寿王坟铜矿深部开采的技术管理.pdf

寿王坟铜矿深部开采的技术管理 北 京 科 技 大 学 童 j i j 1广 ’， ’￡ 、 ／ 盼 【 摘 要 l 寿 王 寝 铜 矿 投 产 3 6 年 以 后 ．处于资源紧张 深部开采困难的不利壤地．本文针对深 B 矿 ／ ， 体开采的特点，介绍了该矿深都开拓，通风系统改造．采场强化管理厦加强技术管理．巳延长矿山寿命 e 年 验 ．／ 国旆， 一 { 关键词；婆塑芏签 墨通风系统改造耙道布置探采结台大密集系数 寿 王坟 铜矿是 国家 第一个五 年计划重 点 项 目，1 9 5 7 年 4 月投产。矿山设计服务年限 1 1 ． 5 年，将远 景矿量估 计在 内为l 9 年，年采 选能力6 6 万吨 。投产 后为 回收铁 、钼 ，分别 子 1 9 5 9 年和1 9 7 0 年进行 了两次扩建 ，生产 能 力提 高到3 5 0 0 3 9 0 0 t ／ d 。至1 9 9 2 年 底，矿 山累计出矿量3 5 7 7 万t 。年 平 均 生 产 能 力 1 0 3 ． 2 万 t ，最 高年生产 能力达 1 4 2 万t ，上 缴 利润2 ． 8 0 亿元 ，是建 矿总投资 的3 ． 4 倍 。 目前；矿 山 已开 拓到 下九 中段 ，进 入深 部 阶段开采 ，主 要 矿 体 为 1 8 、 6 ’ 、2 、 s 6 ‘ 的深部部分，矿量 约5 0 0 万t ，铜 、铁 品 位分 别为0 ． 4 1 ％和3 O ． 儿 。 l 深部开拓系统 根据矿体赋存条件，上部为 。米以上平 硐 一 溜井开 拓方式 ，下部 为平硐 一 竖井一 盲竖 井开 拓方式 。 深部延 深开 拓方案经过斜 坡道、斜井 、 混合井等六个方案比较，最后确定采用双罐 忙 ● ●●砷 ●● ● ●● ● ●● 咐● ● 抽砷 ● 自扭 砷 ●砷 ●啪● ●●砷 ● 蜘 帕 啪●●● 忙 砷 ● 0_H●●● ●铀 坤 ●州 口● 神 ● ●● 砷 ●●●●● 消除或缓解 了由于采矿工 作 向深部 发展 地面 存在 高山滑坡的隐患，有利 于生产 安全。 2 由于 加大 了覆盖层厚度 ，下部放 矿时岩层下降幅度减小，不会产生大 的峭壁 裂 口等泥水 通道 ，从而减小或 阻止了 由于暴 雨 使泥水突然下灌造成井 下灾害 事 故 的 可 能 。 3利用露天剥离废石 回填崩 落 区， 可减小运输距离1 1 ． 5 k in， 节省运输费用、 加快露天剥离进度、减小排土场征地、免除 井下上盘 补充 放顶工序。 4阻止和缓解了南 山崩 落和滑 坡的 隐患，保护了山林免遭破坏，缓解了山场征 购 时间，有利于工农关系 。待 一6 0 m水平 以 下改 为分段 碎石胶 结充 填采矿法后 ，崩 落区 平整后 可植被 和复 田，地表基本 可 恢 复 原 状。 4 ． 2 教训 在 利用露天 剥离废石 回填崩 落区 的实施 过程 中， 由于管理 及其 它因素的影响 ，也 曾 给生 产造成 了一些 不利因 素。 1有时 将剥离破碎 的、风化甚至表 土回填在崩落 区内 ，从而 给井下采矿造成不 利条件 2井 下出矿 控制不 够严格，有时多 出度石 ，加 大矿石贫 化。 参考文献 1 解世恢． 金属矿床地下开采理论与实践． 东北工学院 ． 1 9B 6 2 张佗运 ． 崩落祛矿山前诧水下灌阿匿 ． 化工矿山． 1 9 8 0 ， 3 ． 3 国家地震局地壳应力研究所． 丰山铜矿地应力研究眨 坑道稳定性分析报告． 1 9 9 2 ， 5 ． 4 采矿设计手册编委会． 果矿设计手册 ．捧2 卷下册 ． 中 国建筑 工业 出版社 ，t 9 8 7 ． 责任编辑舜燮 中 一 1 8 _ 一 有 色 矿 一1 9 g 4 ． s 维普资讯 笼混合盲竖井方开拓案。该方案工程量及投 资较 少， 与下五 阶段 以上 已形成 的开拓系统 衔接合理，较好地利用了上部主竖井延深所 积 累 的经验 。 主竖 井延深于 1 9 7 0 年开始 ，由下三 水平 延深至下 六水平 ，计 1 8 0 m。主竖井 施 工 采 取先下掘主 溜井 ，然后 吊罐上掘天井 ，最 后 将天井扩帮成 为竖井 的施工方法。 主 竖井延深是在 不停产 的条件 下用两 年 时 间建成投产 的。 盲 竖井全 高2 4 9 m，直 径5 ． 8 m，采 用 下 掘 方式，施工 中成 功地解决 了涌水 ，光 面爆 破，喷浆支护等 问 题。1 0 8 2 年 4 月 施 工， 1 9 8 4 年 7月投入使用 。 目前下六 为 出 矿 水 平 ，下 七采 准，下八 ，下九 阶段水平为 开拓 水平。 深部开 拓应注意的两 个问题 盲 竖井设计 、提升方案 偏于理 想化。原 设计盲竖井为双侧双罐笼，矿石废石混合提- 升井，生产中矿石重车上，空车下，计划年 提升矿石4 0 万t 。生产实践证 明，空 车，重 车不能正常按配比衔接，且该井担负人员、 废 石，材料设备 的运送 ，实 际提升 矿石 不足 20 万t 。 箕斗井 设计年提 升矿石6 0 万t ，选 用 提 升机为2 J K 2 ． S ／ 2 0 型，箕 斗 容 积2 ． 1 m 。 。实 际提升能力4 4 万t ，加上盲竖井提升的 部 分 矿石，可完成年计划6 0 万t 生产任务。 箕斗 井施工后 ，影 响了下六， 下七 阶段 的平巷施工 ，因单纯考虑 节省 下六， 七 阶 段 穿脉，平 巷工程，待下六 ，下七阶段采场 揭 露后 ，阶段 干线压矿 。为全部 回收阶段水 平巷遭附近矿体，进行了干线第二次改造， ， 改造工程总量为 2 5 5 3 m 。 开 拓一 通风 系统见 图 1。 田 l 开拓一 通 风 系统 国 2 通风系统改造 该矿原先主要 采用 东 西对 角两翼抽 出式 通风。新鲜风流由主平硐 、主竖井，辅助竖 井 进 入，东 部 7 ’ ，2 7 “ 、西 部 2 6 ’ ，6 6 ’风 井 抽 出。 装 机 容 量 1 0 7 0 E W ，总 风 量 1 8 3 m。 ／ s 。 进入深部开 采后 ，西部矿体 开采基本结 束 ，旧巷道 ，采空 区漏风严重 ， 网路复杂 ， 自然风压较大，有效风量率低。为改善通风 效果，在1 9 8 5 年至1 9 8 7 年 ，对原有通风系统． 进行了节能 技术改造 。 改造的主要内容是 采取分 区 通 风 方 式 ，将原来的两翼 抽 出中赂 进风方式，变成 东部 区、西部 区 、深部区 。三 区各有进 ， 回一 风系统，匹配 3台K 系列新型高效风 机。经 寿芏玟铜矿藻却开l果曲技术管理一王瑞才 一 J 9 一 维普资讯 生产实践证明，节能效果明 显，年 节 电 达 7 8 万k W h 。节 电率达7 6 ． 6 。 下 六 、下 七阶段开 拓结束，下六水平 投 产后， 风量 不足的矛盾 日益突 出，单 纯依 靠 分 区通 风系统 已不能解 决深部通 风问题。这 是 由于 ‘1原通 风系统对深 郝通 风困难估计 不足，随着竖 井的延裸 和巷 道延长，风量 降 低明显，与理论计算不符。 2多中段作业漏风严重，有效风量 率低，经查 证， 深部6 l 线主扇 有效风量率 位 为 3 4 ． 7 。 3 部分新鲜风流 由箕斗井泄 出，一 旦下六以上3 o re厚的永久顶柱崩藉撤 掉，深 部将与五骱段水平 以上 近3 0 0 m 高 、4 0 万m。 的太 空区接通，通风条件 将更加恶劣 。 鉴于上述原 因，必须对 深部 区通风进行 二次改造 。改 造 内容包括 15 1 线现 有主扇 为 D K3 5 一 N01 7 ， 双机总功率为 1 5 0 k W。 由于 风机 结构上存在 缺陷，该矿无法开动双机，长期单机运行， 风压、风量不足，应更换风机。考虑封以后 形成 大空区下 作业，下 八 阶段 贯通，应 将风 机计算理论 风量 加大 。 一 2船设 辅扇 ，形成多级 站 通 风 方 式 。因深部 区进圊 风线 路过长，将 辅扇 直接 安装于生产阶段，辅助通风，效果明显。应 注意辅扇安 装要加 固，大爆破对要有密 闭保 护措施 。 3采准设计 ，应 重视深部通风 的困 难性， 工程 规格要保 证。通风是否合理应 给 予足够重视 。 一 4加强通风管理，该密封的及时牢 固地密闭。疏遥回风井巷，调整通风路线。 3 强化深部采场技术管理 生 产 初期，该矿采 用浅孔 留矿法。实践 证明，该法适用于开采 3～1 0 m 厚，矿石 和 周 岩 稳 固，界线 明显 的矿体。对开采 上一 、 上二阶段 的富集小矿体是合理的，1 9 5 7 年投 产， 当年产 量 即达7 9 万t ／年 。 浅孔 留矿法的缺点是劳动生产率低，生 产技 术管 理复杂 。随着 大矿块矿体及采 空区 老窿 周围矿体的 出现， 1 9 5 8 年试用 丁平 孔落 矿的阶段 矿房法 。 阶段矿房法 适合 于大 中厚矿体开采，机 械化程度提 高， 采矿散率 成倍提 高。但在该 矿的矿岩条件下，大块产出率高，损失、贫 化较 大 。1 9 6 5 年 以后 ，试验采 用了小分段 空 场 法，或称 作垂直 深孔落 矿的阶 段 矿 房 法 图 2 。 圈2垂直深孔落矿 阶段矿房法 I 一 电耙道 2 一斗穿3 一 斗颈 I 4 一溜井 2 2 ；5 ～ ’强风行井 2 2 B 一联络道 2 2 {T 一 凿岩巷道 3 3 8 一穿脉 2 ， 3 x 2 ． 6 g 一运赣巷道 2 ． 3 2． 6 }1 0 一垂直 扇形 舔孔； _ ] 一临 时 矿柱 】 2 - 水 平赢 形孔 ； C 单位均为m 1沿矿块走 向划分成 矿房 和临时矿 柱， 在靠近问柱一侧 或矿体肥大部位以 切割天 井，切割乎巷为初期 空 间 拉 开 8～ 1 2 m宽的切割槽。矿房与矿柱同时采准设 计 和施工 ，分次 回采 。 2 矿房 回采 以后切 割槽 为 补 偿 空 间．侧 向挤压爆破或空场爆 破， 沿走 向连 续 推 进，放 出纯矿石 o 3矿房 回采后，立 即崩落一侧 的阐 柱和顶柱 。 垂直 深孔 落矿的阶段矿床 法兼有矿房 法 和崩落法二者之长，便于机械化作业，生产 安全 ，适 应性 强，从 1 9 6 5 年起 一 直 推 广 延 用。 有色 矿 l 9 9 4 ． 3 维普资讯 3 ． 1 电耙道的结 构与布 置 电耙 道是 采场内 的重要 工程， 耙道 出矿 效率较 高的长度一般在2 5 3 5 m以内，漏 斗 间距 7～ 9 m。为 了有利于 耙道 次 改造 出 矿，漏斗一般呈单蚵布置，特殊情况下里双 铡布 置 。 、 依据该矿的岩性和大块产出的尺 寸，漏 斗设计一般应达到电耙道稳 固性 高，矿石不 堵塞 耙道，流 动性 大，有 利于耙 遥人员 二次 破 碎， 由此得 出漏 斗与耙道衔接 的相 对尺 寸 如 图 3。 一 ～ 8 ‘ 一 图8 嗣斗与耙邋相对关系 进入深部后，面临的突出问题是 出矿 仁 l 紧张， 日出矿量降低 因此，提出采场能力 显得尤为重要 ，耙道布 置是 其中关键一环 。 太矿块采准设计，因其矿休形态规整， 产状变化小，耙道布置可灵活多样，按一般 设计原鲥 ，规定矿体厚度太 于 1 5 2 5 m时， 切走向布置，小于i 6 ～2 5 扛 【 沿走向布 置。笔 者通过生产实践认识到，太矿块矿体中 多 条耙道若采用单一走向方式布置，相贯通耙 道的出矿效率较低。 如该矿下六 阶段s 6 矿 体， 4 1 ～4 3 ～ 4 5 ’ 大矿 块采准设计 ，矿体 宽 广 O～4 5 m， 沿 走向长 1 3 5 m。设计采 用沿 走向贯通 的 多 条 耙道并行 布置 。其 忧点是 节省 了4 3 ‘ 线 溜 井工程量 、部分进风、回风工程。缺点十分 明显t沿 走向两 条耙道 ，全 部形成 出矿 能力 后，只能是单一耙道作业，也就是4 1 ‘ ～4 3 线耙道 出矿， 相通的 4 3 44 5 线 耙道 即不 能 出矿 。耙道共 用一 个溜 井， 相贯通 的两 条耙 道 必有一条 置于新鲜风流 的逆风侧， 不 符合 通风安全 规程。 协走 向 与沿走向联合 耙道 布 置 于s 6 矿 体 的3 5 。 ～3 9 矿 块内。矿块沿 走向 长1 2 5 m， 最大厚度 5 8 m，矿体 厚度 3 0 4 5 0 r a ， 矿 体 倾 角8 5 48 6 。 。 设 计 采用在矿 体厚度 3 0 m的3 5 4 3 7 线 间 切走 向布置 耙道， 3 7 ‘ ～3 8 ‘ 线采用多 条耙 道并行沿走向布置 图 4。 3 5 ～曲 ’ 矿块 设计 回采 矿 量 5 1 ． 5 万t ， 其 中不 包 括顶盖 矿 量 。1 9 9 1 年 9月 施 工， 1 9 9 2 年 1 0 月 采准结束 ，其 中3 5 ‘ ～3 7 ’ 线 间矿 块定为9 3 9 5 采场， 有各 自的放矿系统， 通 风 系统各 自独立，有 效地解决 了采场 内漏 风及 污风循环 问题。有各 自的拉槽 、崩矿 回采 系 统 实现了一个矿块，两个采场，同时采准 设计和 阿时出矿的构想 。 9 3 5 1 和9 3 7 1 采场 于1 9 9 3 年 1 月 开 始 出 矿。设计 突 出的优 点在于解 决 了该 矿深度开 采出现的出矿 11 不足，缓解备采矿量不足的 矛 盾 。 3 ． 2分层布置 耙遭，提高矿 石 回收率 转入深部开采后，矿体形态复杂、产状 变化 的尖 灭处矿体增加 ，位于下 四至下五 阶 段水平，最大延长1 0 5 m 南北宽5 0 m，该处 矿体犬部较睡，适合采用底部耙道一次 回采 的阶段矿房法。但局部较缓。在下五阶段以 上3 0 4 5 m之间，产状由急倾斜～缓倾 斜～ 急倾斜 。 为全面 回收资 料源， 利用现 有 的人行 、 通l风 、 出矿运输 系统 ， 对资 源一 次性 回采，在 3 0 m处设 置分层耙道全部 回收 上部矿体 对于 回收矿量 较少，而投入 的采准工 程 量 较大，设计者 可根 据地质提 供 的资料 ，如 矿石 、废石 品位及 矿石 量等，设计 大于矿石 自溜角的约柬状深孔加 以回收，少崖废石， 多 收矿石。 寿芏墩锕矿耀部 开采的技术管理一王瑞才 ～ 21 维普资讯 圉4 联合耙道 布置 圉 3 ． 3切 割工程 的设计与管理 大 矿体 回采后 ，采 区老窿 边部经生 产探 矿增加 部分采 场，其 拉槽设计往往 借助采 空 区侧 向挤压崩矿，笔者认为 不 宜 提 倡，因 为{ 1 相邻采场的空区边界崩矿效果无 法检查证实。崩矿 自由而能否满足要求没有 把握。 2 崩矿步距过长，孔底落渣严重。 3与老采坜 空区首先 接通，损失 ， 贫 化加大。片面依赖空区崩矿，设计崩矿方 向受 限，其肥大处 矿体 易造 成损失 。 进入深部开采后，岩石可崩性很差，边 角尖灭处窄小矿体崩矿夹制性大。对于爆破 步距较大或拉槽步距较大的采场，均适合采 用双切井拉槽， 以达到保证爆破 效 果 的 且 的 。 如该矿的9 3 7 1 采场，9 4 3 1 采 场，4 0 余m 宽拉槽步距过长，两端设计双切井拉槽后， 爆破效果较好，矿石全部回收。 ．3 ． 4探采结合，坑钻并举 探采结合，实质是探采互用 首先是地 质坑探工程被 采准设计所用，二 是采 准工程 兼起探矿作用，采探并举，节省工程量的同 时，缩短采场 回采周期 。 该矿所用垂直探孔阶段矿房法，采场高 6 0 m， 分 段 高1 O ～ 1 5 m，一 般1 5 m处 、3 0 m 处 、4 5 m处为 凿岩 分段， 8 m处为 耙道 出 矿 水平。工程布置本身 即达 到 探 矿B级网度 1 5 m2 5 m的要求。 因此， 探采工程互 用 具备条件。 对 于矿体形态产 出较 规整 的大 矿块，探 采结合非常适用，应适当加大坑探工程量， 在 坑探 工程施工的 同时 ，考 虑采 准 工 程 设 计 。 该矿9 3 5 1 、9 3 7 1 采场，只有 8 m处切 层 探矿较充分，2 3 m 处只有 3条探矿穿脉控 制 1 2 8 m长的矿体 ，设计 矿量5 1 ． 5 万t ，坑深 工 程 总量7 4 0 m。交付采 准设计 时，有 的 地 探 工程正在施工，其中6 8 0 m坑探工程被 利用 前后采准工期1 4 个月，便交付采 矿 大 孔 施 工， 这与大量 探矿巷道 和 j 用，探 采结合有直 接的关 系。而5 0 0 2 采 场按一般 管理，矿量 仅 5万t ， 从探矿到采 准长达 1 4 个月 。 深部开采，边角尖灭处，矿体形态不规 整，赋存条件复杂，矿体 延长走 向变 化 较 大，矿脉 岩脉分支复台交叉，幅宽变化较 大，不适合采用大量的坑探，应提倡采用坑 有 色矿 一1 9 9 4． 3 维普资讯 内钻 ，钻探成本 为坑 探 的 ～ ，坑探 工程 大多不能被利用，探采结合应少采用 如我 矿 2 矿体尖灭处8 2 采场，坑撩工程5 ％未 被 利用 。因此，提 倡大 矿块探 采结合， 边角 小矿块 应坑 探 与钻探并举 。 4 大 密集系数在深部的利用 一4 ． 1大密集系数的采用 1 9 8 2 年， 由几家 院所在该 矿2 矿体 ，无 底柱崩落采场，实验采用扇形深孔大密集系 数， 确立 1 11 2的密集系 数值 ，布孔爆破 效 果最好。炸药二次单耗 由原 来 的0 ． 7 k g ／ t 降 到0 ． 4 k g ／ t 以下， 出矿效率提 高5 9 。将 其 推广到 扇形深孔 阶段矿房 法采场使用 ，也取 得明显的效果 如该矿 6 2 1 采场， 使用大密集 系数布孔，采 场大块率 由原来 的2 0 ～3 0 降到 1 0 左 右，矿 房 日 平 均 出 矿 达9 O 0 ～ 2 0 0 ，设计采用最 小 抵 抗 线w 1 ． 8 m， 孔 底距 a3 ． 6 m。 进 入 深部开 采后，大 块产出 率 有 所 回 升，矿房爆破后二次 出 矿 炸 药 单 耗0 ． 5 ～ ．6 k g ／ t 。高于一次炸药单耗。而采场 拉 槽 爆 破出矿表明，大 块产 出很少。我们 认为， 这与拉槽孔设计一次炸药单耗较高有直接的 关系。寐 部矿体回采的大孔 设 计，孔 底 距 ，a3 ． 0 ～3 ． 4 m，取值宜 偏小，原 因 分 折 如 下 t 1 边角尖灭 处 窄小 矿体 ，崩矿 夹制 性大，深部矿石可崩性较差。若严格按大孔 扁距布孔，孔底落渣严重，不适宜采用大密 集 系数。 ． 2大密集系数 实验 采场为无底柱分 段 崩落法，与多分段垂直扇形深孔矿房法有 一 定的差别，崩矿条件不一样。无底柱采场 为侧 向小步距挤 压爆 破，爆破 形成的 冲击推 力将大块冲撞挤压再爆破，丽空场法不具备 越 个 条件 。 3现在采场的崩矿步距较大，一般 为 t 5 3 0 m ，出矿口紧张，不允许出现大 的 爆破 事故 ，若 保证可 靠崩落 ，加 大一 次炸 药 单耗是有效 的措施。 、 因此，对于拉槽部位的深孔及窄小矿体 的布孔设计 ， 孔底 距应 合理 取 小，一 般 取 a 2 ． 6 ～3 ． 0 m，处 于盲矿体最上 分 层 的 深 孔 设 计 ，a应 合 理 取 小 ，一 般a3 ． 0 ～ 3 ．2 m。而 矿房 的大 正排 孔 ， 崩矿 条件 较好 ， a 取 3 ． 6 m。 4 ． 2各系 统加 强管理 ，降低大 块率 影响 大头产 出率 的因素有如 下几点 所 崩 采场 矿岩的岩性 ，布孔参 数，深孔设计测 量给点是否精确，深孔施工炸药性能及爆破 装 药质量 ，起爆 髓亭及微差 间隔是否台理等 因素。关键因素是岩性，但在现 有 的 条 件 下。加强各生产工艺的质量管理 ，把大块产 出率控 制在 较低 水平 ，是 切实而 有效的。 设计深孔之前，设计者应全 面 熟 悉 采 场 。 凿巷 的顶底 板标 高值是 把握深孔设计 的 关键 ，不 能仅靠一个或 两个 测点 均值切 图， 而应 认真 审核检查 各个 测点，看 哪一 个测 点 最反映现场情况。避免大孔设计的超深或欠 深。保证上下分层大孔正常衔接。 消除设计 误差，关 键是 ；工 区严格 按采 准设计标高施工凿巷，测量人员应全面、精 确地布点，现场准确 给出大孔施工方位。 又一影响大块产出的环节，是凿岩工的 技术水 平及责任 心。在 现场 检查 中发现 ，凿 岩支柱工为支大杆方便， 自行改 变 机 器 中 心，又不通知技 术人 员修改 深孔设 计，使整 排孔 位移偏差。 机工在施工上向大角度深孔时，为开眼 方便，设计机高1 ． 6 m自行抬高至2 ． 0 m以上， 孔深角度不变，孔底误差加 大0 ． 5 ～I ． 0 J n o 上述施工的孔，其角度孔深符台设计要 求 ，但 实际与设计 孔位不符 ，虽能通过 深孔 验收 ，但 大块也随之产生 了。 爆破 装药 质量该矿采 用上 向人力炮 杆 装药，孔内错位、岩粉及变形都直接影响装 药质 量 ，工 厂的装药技 术及责任 心 也 稂 关 寿l王蚊铜矿深却开采的技术管理王瑞才 一 2 3 ～ 维普资讯 气 一 } 托离 缝， 一 花 岗岩裂隙诱导 电阻变化试验 地壳内液体流动是 地质 学 中所有 科 目所 研究的问题，尤其是开发深部热 结 晶 岩 石 热溶岩概念的地热、放射性 域废物处 理 、深埋气体储藏的激发和地震预测研究都 具有重大的作用。结晶岩石生成的液体流动 主要 是通过裂隙和 各种大 小的节 理 发生 的， 在实验模型中，液体传输经过完整花岗岩的 特性是通过微裂 除流动。有一种可能是研究 岩石内水系充填微裂隙两来测量岩石的电阻 率，风干的结晶岩石 如花岗岩显出的电 阻值大约为1 d Q m B e b l o ；1 9 8 2 ，饱和 水 的花 岗岩 的特 点是 其 电 阻 值 在k Om范 围 内，因此，即使相同的花岗岩， 电阻值一般 电不 可忽略其分布一 取决于微裂 隙密度 ， 即 局部 电子环境和 相 同的化 学蚀 变 作 用 的 结 果 。 饱和结晶岩石夹花岗岩的电阻率由布雷 斯及其 它 人 1 9 6 5 、布 雷 斯 和 奥 策 杰 电阻 的作 用， 当微裂 隙闭合时 ，电阻随压力 逐渐 增大，在 不同的应力条件下 ，由于新 的 裂隙 扩容现象的形成，电阻就下降 在 这种情 况下 ，来 自正在闭合 的裂 隙的流体可 以扩散到新的裂隙中，这种作用在煤试件中 已作 了系统 的研究 。从初始扩 张开 始到最终 剪 切裂 隙形成的 电阻变化可能是 由裂 隙的性 质来决定 的。 考虑到两种作 用，我们 从钻 孔G PK1 ／ S o u l t z S o u s 一 1 o r e t s 深 1 3 7 6 2 0 8 0 m取 出 盼 花岗岩试样进行 了电坦率的测量，主要工作 是 1借助于 电阻增大作用 测量微裂 髓 的闭合压力，这样来 证明一定 深度 原始应力 的 推算 。 2在 控 制裂 隙试验期阉测量 皂阻变 化，来描 述岩 石 中裂 隙的性 质，这样就裂 隙 和蚀变作用的鉴别丽论，有助于钻孔电阻率 e ⋯ 0 键。为此，每次爆破均设质量检查员，将每 一 孔的药数记录存档待查，确保大孔装药质 量。 由于矿岩稳固，耙道全部无支护，大块 在漏斗处的二次破碎是造成耙道垮落的主要 原 因，造成矿房 矿量 损失。 因此 ，没有大 的 采矿技术突破的情况下，通过加强各个系统 的质量管理，降低大块产出率是 键唷 必 要 的。 5 结 束 语 寿王茂锯矿进入 深都 开采后 ，一直 没有 放松对井下生产的管理， 1 9 8 8 年，生产矿 量仍达 到 i i 0 万t ，1 9 8 9 年 计 划 转 为 年 产 8 0 万t ，年年超额完成生产任务， 克服了资源 不足、 原材料涨价、 提升运输费用增加的不科 因素，出矿品位保持在铜a ． 2 1 ， 铁1 6 ． 0 ， 仍可获 和 J ， 延 长了矿山寿 命。因此，矿 山后 期开 采， 技术 管理不能忽 视。 应继续加强。 随着阶段的继续延深，下六1 0 0 多万l 矿 量 的永久支柱将崩落处理，随之而来 的问题 是大空区监测，地压管理，大块产出。硬 岩条件下，有底拄分段崩落法合理挤压爆破 参数及覆盖岩 下放 矿管 理 问题，需进一步研 究 解 一 责任编辑王家骧 一 2 4 一 有色矿 一1 5 9 4 ．3 ／ 泛 对 一 越 N 究 删 L - 研 士 口 维普资讯