无底柱分段崩落法的改进.pdf

2 0 01年 3月 第 3 O卷第 2期 有色矿山 No n f e r r o u s M l n e s M a r ． ． 2 0 0l Vo I l 3 0 No 2 无底 柱分 段崩 落法 的改 进 王建 军 白银 有 色 盘 属公 司 深部 铜 矿 ， 甘 肃 白银 7 3 0 9 0 0 [ 关 键 词 J布孔 参 数 ； 孔 底起 爆 ； 低贫 损 放 矿 【 摘要 ]深部铜矿无底柱分段崩落法采矿工艺中的采场结构参数 、 布孔参数 、 炮孔布置形式 、 起爆方式和放矿 方式进行改进后， 贫化率、 损失率、 采矿炸药单 耗及生产能力等 主要技 术经济指标 均 有 明显 的 改善 和 提 高 。 【 中囝分娄号 ]TD 8 5 3 ． 3 6 【 文献标 识码 ]A【 文章蕾号 ]1 0 0 2 ． 8 9 5 1 2 0 0 DO 2 - 0 0 1 5 - O 4 I m pr ov e m e nt o f s ubl e v e l c a v i ng wi t ho ut s i l l pi l l a r WANG J i a n - j u n S e n b u Co p p e rMi n e ， t 3 a l y i No n - f e r r o u sMe t a l sCo mp a n y， Ba i y ／ n 7 3 0 9 0 0 ， C hi n a Ke y wo r d sh o l e a r r a n g e me n t p ara me t e r s ；b o t t e n p r i mi n g；l o w d i l u t i o n a nd l o s s d r a wi n g Ab s t r a c t Af t e r t h e s t o p e s t r u c t u r e p a r a me t e r s ， h o l e a r r a n g e m e n t p a r a me t e r s ，b l a a t ho la l a y o u t f o r m ，i n i t i a t i ng mo d e a n d o r e dr a wi ng mo d e o f s u b l e v e l c a v i n g wi t h o u t s i l l l l a r i n S h e n b u Co p p e r M i n e h a d b e e n i mp r o v e d ，o r e l o s s a n d d i l u t i o n r a t i o ， u n i t c o n s u mp t i o n o f e xp l o s i v e we r e r e du c e d，p r o d u c t i o n a b i l i t y Wa S i n c r e a s e d ，a n d g o o d t e c h n i o o - e e o n o mi c a l i n d e xe s we r e o b t ai n e d 1 引言 深部铜 矿是 白银 有色金 属公 司露天转地 下的续建矿山， 原露天矿 1 采场闭坑后其深 部及外 围的矿石 设计采用 无底柱分 段崩落法 进 行 回采。设计年 产量 1 0 0万 t ， 后经论证确 定 为 7 5 --8 0万 t 。矿 床为 黄铁 矿型 铜 矿 床 ． 矿体 产于石 英 角斑 凝 灰 岩 中， 矿 体 与周 岩 为 同一岩层 产状 一致， 矿体 走向长 l l 0 0 m， 倾 斜延深 5 0 0 m， 倾角 5 O 。 ～7 0 。 ， 平均厚度 3 O ～ 7 0 m， 矿石 以 浸 染状 铜 矿 M5 为 主， 含 少 量 块状 黄铁矿 M2 ， 矿石 硬 度 f8～l O ． 围岩 硬度 f6～ 8 。 矿 体 分 东 西 两 部 分 开 采。 1 9 8 7年 投产 以来 ， 采矿 工艺 中暴 露 出 以下问 题 。 【 收稿 日期 ]1 9 9 9 ． 1 1 ． 1 8 【 修订 日螂 ]2 0 0 0 ． 1 0 - 3 1 【 作者 简 介 1王 建军 1 9 6 8一 ， 男 ， 甘 肃 白银 人 ， 工 程师 ， 从 事矿 山生 产技 术工 作 。 1 爆破大块率高， 悬顶 、 立槽时有发生。 大块率平均 为 2 8 ％， 采 场 回 采进 路 悬 顶率 达 3 0％ 。 2矿 石 损 贫 指 标 偏 高，损 失 率 为 2 5 ． 4 9 ％～2 8 ％． 贫 化率为 2 4 ． 6 ％～3 1 ． 4 ％。 3 炸 药 单 耗 偏 高，采 矿 炸 药 单 耗 为 0 ． 6 5 9 3 --0 ． 8 3 5 4 k g ／ t 。 4 生产能力低， 1 9 8 7 ～1 9 8 9年 的出矿 量分别 为 3 O ． 3 2 、 4 6 ． 1 5 、 6 1 ． O 2万 t ， 没 有达 到 设计 能力 。 针对 以上 问题 ， 提 出对 无底 桂 分 段崩 落 法进行 改进和 完善 ， 取得 了较 好的效 果 。 2 改进的措拖和方 法 2 ． 1 改变采场结构参数 分段高 度和 回采进路 间距是 主要 的采场 结构参数， 也是影响采准系数 主要 因素。采 准 系数为 每一 千吨采 出矿石量所需 掘进 的采 准 、 切割巷道 米数 。其 表达式 为 维普资讯 1 6 有色矿山 2 0 0 1簋 K 1 三L／T 式 中 ． Y , L --个场 中采准 巷道与切 割 巷道 的总 长度， m； T 采 场的采 出矿石量 ， k t 。 由该式可 以看 出， 为 了减少采 准系数， 必 须减 少采准巷道与 切割 的总长度 。 探 部铜 矿原 设 计分 段 高 度 1 0 m， 回采进 路 间距 8 ． 3 3 m。为 了降低 采 准 系数 ， 将 采场 结构参数 进行 了调 整， 分段 高 度 由 1 0 m增 加 至 1 2 m，回 采 进 路 间 距 由 8 ． 3 3 m 增 加 到 1 0 m， 从西部二 中段 、 东部 三 中段 开 始采 用这 种结构参数。以西部二中段为例， 从 1 6 5 5中 段 至1 5 9 5 中 段 将 原 设 计 的 1 6 4 5 、 1 6 3 5 、 1 6 2 5 、 1 6 1 5 、 1 6 0 5 、 1 5 9 5六 个 分段 改 为 1 6 4 5 、 1 6 3 3 、 1 6 2 1 、 1 6 0 9 、 1 5 9 5五 个分 段 ， 一 个 中 段 的开 采可 节约一个分 段的采 切工 程量 。1 6 5 5 中段 至 1 5 9 5中段 设计 采 出矿量 为 1 0 4万 t ， 若采有用 1 0 mx 8 ． 3 3 m结构， 采切工程总量 为 2 5 5 6 0 m， 采 准 系 数 为 2 4． 5 8 m／ k t ； 采 用 1 2 m1 0 m 结 构 ， 采 切 工 程 总 量 为 1 9 0 0 0 m， 采准 系数为 1 8 ． 2 7 m／ k t ， 降 低 2 5 ． 7 ％， 吨矿 节约 采 准 切 割 工 程 量 0． 0 0 6 3 m， 费 用 6 ． 6 8 元 。 2 ． 2改变爆破 孔网参数 深部铜 矿采 用 YGZ一9 0型 凿 岩 机 进行 凿岩， 孔径 d 6 0 mm。1 9 8 9年年底 以前选用 的爆 破孔 网参 数 为 最 小抵 抗 线 W 1 ． 5 m； 孔底距 a 1 ． 6 ～1 ． 8 m， 是按经验公式 W 2 5 ～3 5 d ． a 1 ． 1 ～1 ． 2 W 选 取 的。这 种 孔 网参数属 于“ 大 抵抗 线小孔底距 ” 参数 。大 块率高达 2 8 ％， 其主要原因是 由于孔底距过 小， 抵 抗线 过大 ， 爆 破时措炮 孔联 心 线方 向的 裂 隙迅 速 扩展 接通 ， 孔 间首 先穿透形 成切缝 ， 岩体 内的径 向裂 隙和环 向裂隙还 没 有得 到 充 分发育 就被 拉开 ， 爆 轰 气 体从 切 缝 泄 出造 成 的 。因此 ， 在选 择参 数 时应 使 抵 抗 线与 孔 底 距 合理 匹配， 当沿炮 孔 联 线方 向的 裂 隙扩 展 接通的 同时， 使抵 抗线 以 内岩体 中 的裂 隙 也 能得 到充分 发 育， 这 种条 件 下 的孔底 密集 系 数等 于 2 。 即孔 底距 为最 小抵 抗 线 的两 倍 时， 崩 落矿 岩 的块度 较 为 均 匀 。基 于 上 述认 识 ， 1 9 9 0年 下 半 年 开 始 ， 改 为 。 小 抵 抗 线 大 孔 底 距 ” 参 数， 最 小抵 抗 线 w 降至 1 ． 2 m， 孔底 距 增至 1 ． 8 ～2 ． 4 m， 这 种 孔 网参 数 基 本 消 除 了 “ 大抵抗 线 小孔 底 距 ” 参 数 的弊 端， 爆 破效 果 明显改 善， 大 块 率 降至 l 5 ％ ～2 0 ％， 很 步 出 现 悬顶， 消 除了立槽现 象。理论 和实践 证 明 “ 大孔底 距小抵 抗线” 的孔 网参数是 合理 的 。 2 ． 3 炮 孔布置形 式 所 谓炮孔 布 置形 式 ， 是 指 在一 定 的爆 破 参数 炮孔直径， 最小抵抗线， 和孔底距 的条 件下 ， 如何 布置 每 一 排 炮孔 以及 如何 协 调排 炮与 排炮 之 间的炮孔 相对 位 置。深部 铜矿常 规炮 孔布 置形 式如 图 1所示 。 圈 1常麓 熄 孔布 置形 式 常规 炮孔布 置形式 存在 的主要 问题 是 1 边孔 角 过 小 ， 边 孔角 1 8 ’ ～3 0 ， 而 放 矿松 动范 围的边 孔 角是 5 O ， 小 于 5 O 的范 围 在抵抗线方 向无碎胀空 间， 该部分炮孔只能 在 局部形 成一 定 的裂隙 ， 不能 有效地破 碎， 在 下分段 凿岩 时 ， 该 部 位 炮 孔 只能凿 到 原 炮 孔 的附近为止， 不能深入未崩碎的三角区， 结果 该部位 不能 得 到应 有 的 破碎 ， 成 为大 块 产 生 区 。 2 炮 孔孔底 与爆 破边 界距 离过 小， 造 成 透孔过 多 ， 导致 爆 破 能量 损 失和 炸 药 有 效 率 降 低。 综 上分析 ， 布置 炮孔 时应遵循 以下原则 ①保证边孔有 效爆破； ②视边界约束条 件确 定孔底深度； ③相同边孔角。根据以上原则 ， 爆 破参数 应按表 1参数 布置 。 维普资讯 第 2期 王 建军 无底 柱 分段 崩 落 法 的改 进 1 7 同时为了 有效 地 利 用 炸 药 的爆轰 能量 ， 改善爆破 效果， 排与排 之间要 交错进行 布置 。 裹 1布孔 参 数 参数 数 值 5 O 。 1 ． 0～1 ． 2 0 ． 3 ～0 ． 8 O 2 ． 4 起 爆方式 起 爆方式对 爆 破 效果 有直 接 的影 响 ， 在 按相 同的爆 破孔 网参 数和 炮孔原 则施 工 的中 深孔 。 采用不 同 的起爆 方式 ， 爆破效 果明显 不 同 ， 投 产初期 ， 深部铜矿 沿用 传统 的崩 形 中深 孔孔 口起 爆 工 艺。 几年 来 的 生产 实 践证 明， 孔 E l 起爆方 式 ， 不仅 爆破 效 果 差 ， 大 块 率 高 。 而且悬顶 时有发生 ， 眉线 破坏严 重， 从 而影 响 了采场的 生产 能 力。 增加 了采 矿 成本 。 为 了 减少大块率 ， 降低 炸药单耗 。 对 起爆方 式进行 改进。 废除传统的导爆索孔 口起爆工艺， 推广 应用微差毫 秒导爆管 孔底 起爆 新 工艺。所 谓 孔底 起爆 ， 就是将 起爆药包 置于炮 孔底部 ， 并 且是雷管 的聚 能 穴 指 向孔 口方 向， 也 称 为反 向起爆 ， 其装药结 构如 图 2所示 。 圈 2 孔 底慧 曩 装 药 结构 图 l 一孔底安全起{ I装置 2 一非电毫秒雷管 卜 导爆 管 4 一营按蜡炸药 由于起 爆点 的前 方 装 药 起 了堵 塞 作 用 。 致使爆轰气体 产物 能以全部能量 向介 质作 功 。爆 轰气体 从孔底 传到孔 口这段较 长 时间 内处于 封闭 的 空 间膨胀 ， 故对 介 质 的静 态作 用 强度大且 时间 长 ， 提 高 了炸药 的能 量 利用 率， 孔底部位的岩石得到充分破碎． 降低了大 块率 ， 孔底起 爆 与 孔 E l 起爆 爆 破 实 测效 果 见 表 2 。 从表 2可知 ， 孔 底起 爆 比孔 口起 爆 炸 药 单 耗降低 0 ． 1 6 k g ／ t ， 吨矿 节 约炸 药 费用 0 ． 6 4 元 ， 年采 出矿 量 按 7 5万 t计 算， 全 年 可节 约 炸药 1 2 0 t ， 费用 4 8万元 。由于使用毫 秒 导爆 管取代 了 昂贵 的 导爆 索， 吨矿 起爆 器 材 费 用 降低丁 0 ． 2 7元， 年节约起爆器材费用 2 O ． 2 5 万 元 。 裹 2 孔 口及孔 底慧 爆 爆 破 效果 缱 计 裹 项 羹 大 块 事 项目 炸 药 单 耗 炸 药 单 耗单 耗 ’ t t t ％ 孔 口起爆 o ． 5 8 O ． 1 6 O ， 7 4 1 7 ． 4 孔底起爆 0 ． 5 1 O ． 0 7 O ． 5 8 6 ． 9 降低百分率／ ％ 1 2 5 6 ． 2 2 1 ． 6 6 0 ． 3 2 ． 5放矿方式 深部铜 矿无底 柱分段崩 落法采 场 一直采 用截止品位的放矿方式。这种放矿方式的出 矿过 程 可分 为 两个 阶段， 前 一 阶段 放 出的 矿 石为纯 矿石 ， 其放 到一 定数 量后 ， 出矿 口出现 废石 ， 进入 第 二 阶段纯 矿 石 掺 杂着 废 石 放 出 称 为贫 化放 出。在贫 化 放 出期 间， 随 着放 矿 的进行 ， 放 出矿石 中的废石 含量 不断增大 ， 矿 石品位 不断 降低 ， 当 矿石 品位 降低 到截 止 品 位时， 停止放矿 。采用截止品位的放矿方式， 单个步 距放 出 的矿 石量 最 多 。 单个 分 段残 罄 于采场 内的 矿石 量 最 少， 每 个步 距 都放 出 一 些废 石 ， 整 个矿 块废 石混入 总量大 ， 造 成矿石 贫化率大。废石混入率的计算式为 y CC ／ C C 1 0 0 ％ 式 中 C 矿石 的地质 品位 ； e 采 出矿 石品位 ； 废石 品位 。 以西 部 采 场 为 例，C 0． 8 4 6 ％， C 0 ． 2 ％， C c a 0 ． 5 ％， 截 止 品位 放 出 时废 石 混 入 率 为 0 ． 8 4 6 0 ． 5 ／ 0． 8 4 6 0 ． 2 1 0 0％ 5 3． 5 6％ 。 由此 可 见， 废石 混 入 率高 是截 止 品位 放 矿方 式存在 的 主要 问题 ， 也 是造 成贫 化 率 偏 高 的直接 原 因。要 想 降低 贫 化 率． 必 须 改进 维普资讯 1 8 有色矿山 2 0 0 1正 放 矿方式 降低废石 混入率 。废 石混入 的根 本 原 因是 废石 漏 斗 的破 裂 ， 如果 利 用无 底 柱 分 段 崩落 法 的“ 转 段 回收 ” 特 征， 废 石漏斗 一 旦 破 裂就 停 止放 矿 ， 将 遗 留 于采 场 内 的矿 石 转 移到下 一分段 回收 ， 则 可大大 减 少 废 石 的混 入 量， 从而 大幅 度降低 矿石贫化 率 ， 这 种放 到 废 石漏 斗破 裂为止 的放 矿方 式称为 低贫化放 矿方 式 。它 的回采工艺过 程 与现 行 的无底 柱 分段崩落 法 相 同， 只是 利 用 矿岩 移 动 规律 改 变 了传 统 的放矿 方式 。低贫化放 矿方式 对每 一 分 段 的回采 工 作 有两 方 面 的要 求， 第 一 尽 量多地放 出纯 矿 石， 第 二 ， 本分段 出矿形成 的 矿岩接 触 面形 状， 有利 于为 下 分段 回采 创 造 良好 的 矿 石 回收 条 件 。 以西 部 采 场 8 2 5 ～ 8 7 5线试验 采场为 例， 第 一分 段进 路 1 6 2 1水 平 ， 按 崩 矿量 的 6 5 ％控 制 出矿 ， 第 二分 段进 路 1 6 0 9水 平 ， 放 出崩矿 量 的 8 5％， 第三 分 段 1 5 9 5水平 ， 在 贫 化 率 不大 于 1 O％的前提 下 ， 充分 回收上分段 残 留矿石 。三 个分段 回采结 束后 ， 整体损 失率和 贫化 率 可控 制 在 1 5 ％左 右。深 部铜 矿 全 部 推 广 应 用 低 贫 损 放 矿 工 艺， 贫 损指 标可控制 在 2 0％以下 。 3 改进 的效果 无底柱 分段崩 落法 改进 后 主要 技术 经济 指标 得 到 提 高 ① 大 块 率 明 显 降 低 ， 由 2 8 ％ 降低 至 6 ． 9 ％～1 0 ％； ② 损贫 指 标有 所改 善 ， 损 失率 由平均 2 6 ． 7 7 ％降低 到 平 均 1 8 ． 9 ％， 贫化 率 由平均为 2 8％降至平均 为 2 4． 3 ％； ③ 炸 药 单 耗 明 显 降 低 ，由 平 均 炸 药 单 耗 为 0 ． 7 6 5 k g ／ t ，降 至 平 均 采 矿 炸 药 单 耗 为 0． 5 9 9 8 k g ／ t ， 平 均 每 年 节 约 采 矿 炸 药 费 用 4 9 ． 5 6万元 ； ④生产 能力 逐年 提 高， 平均 年 出 矿量为 7 7 ． 6 9万 t 。 深部铜 矿通过对 无底柱 分段崩 落法 的改 进 ， 主要 技术经 济指标均 有 明显提高 ， 在今 后 的生产实践 中， 对无底柱分段崩 落法将进一 步的改进 和完 善 ， 使深 部 铜矿 的主 要 技 术 经 济指标达到或超过国内同行业先进水平。 上接 第 2 8百 4 不同氧化率 闭路对 比 闭路试 验流程 模拟现场 ， 一 次粗选 ， 两次 精选两 次扫 选浮选 流程 ， 其 结 果见表 4 ， 试 验 结 果表 明 粗选 段无捕收 剂浮选 ， 扫选 段补 加 少量捕 收剂 较有 捕 收剂 浮 选 有更 高 选 择性 ， 铜精 矿 品 位 提高 2 ％左右 ， 回收率 保持 较 高 水平 ， 铜精 矿 中硫 随铜精 矿 品位提 高而升高 ， 二 氧化硅 明显下 降， 铜 精矿质 量 明显提 高 。 5 结论 1 通过 应用 诱 导 浮选 理论 对铜 矿 峪 矿 不 同氧化 矿石的试 验研 究， 精选段 无捕 收剂 ， 扫选 段 添加 步 量捕 收 剂 浮选 工 艺 ， 回收 率 相 近 的情况 下， 明显提 高铜 精 矿品位 ， 表 明粗选 段 无捕 收剂 浮选 较有捕 收剂 浮选 有较好 的选 择性 ， 同时适应 不同类 型矿石 。 2 精选 段 无捕收剂 诱导浮选 ， 节省粗选 段捕收剂 4 0 --4 5 g ／ t ， 降低选矿药剂成本 0 ． 6 Y r _ ／ t矿 ，仅 此 项 可 获 得 经 济 效 益2 1 3 万元／ 年 ， 总效 益 2 3 4 ～3 1 2万元 。 3 为降低选矿药剂成本提高铜矿峪选 矿指标 ， 实现增 效 日的， 建 议铜 矿峪 选 矿厂组 织 实施工业 试验 。 【 参考 文献 】 [ 1 ] 李柏渎 ． 硫化铜矿石诱导浮选技术及应用 研究 [ J ] ． 有色 金属 ． 1 9 9 0 ． 1 0 ． 维普资讯