矿山采矿实用技术.ppt

,生产实用技术,,1采矿技术概要,内容,1采矿技术概要1.1了解八大系统1.2井巷掘进技术要点1.3浅孔留矿法1.4分段凿岩阶段矿房法1.5无底柱分段崩落法,2采矿生产管理2.1目标与生产计划2.2采矿生产保障措施2.3生产管理的一般知识3采矿生产常用工具3.1中深孔设计程序CAD-LH3.2Project软件,1采矿技术概要,1.1了解八大系统,1.1.1提升、运输系统（瓶颈）（1）提升运输是相互配合的一条作业链，任何一个环节出问题，整个作业链无法运转，矿岩提不出来，人员材料无法下放，生产停滞，带来损失。（2）运输类别一般为有轨和无轨两种方式，皮带运输尚不成熟。,（3）运输对象矿石、废石、物料矿石运输特点是集中装卸，起点在采场，终点在矿石仓或井底车场。矿石块度、矿石含水性、矿石粘结性决定了装、卸车管理难度，矿石块度大、粘结性大，装车中容易出现卡井，卸车困难；含水高，则易出现跑矿事故。,废石分散装、集中卸，起点在各个掘进面，终点在废石仓或井底车场。运输点分散，调车难度大。采切掘进的废石运输与矿石运输争夺资源。物料包括火工品等生产材料、沙石等支护材料、钢轨钢管等长料。使用点分散、占用车辆和线路。,（4）运输设备矿车固定式价格低、容量稍大，卸载不方便，运输矿、岩，不宜运输材料。翻斗式价格低、容量小，卸载方便、灵活，人工翻卸，运输矿、岩、材料。侧卸式、底卸式价格高、容量大，卸载方便，通过式卸载，曲轨翻卸，运输矿、岩，不宜运输材料。梭式矿车大容量、效率高，运输掘进工作面的岩石。汽车一般用自卸汽车，小型材料运输可不用自卸汽车，规格与运输能力和线路形式有关。,,,（5）井底车场是井下运输和提升系统的枢纽站。尽头式在井筒一侧敷设轨道，进车、出车，空车线、重车线、调车场均在井筒一侧。用于罐笼提升，当空车从罐笼拉出后，再推入重车。折返式井筒或翻车机的两侧均敷设轨道，一侧进重车，另一侧出空车，空车从另敷设的平行线路或原线路返回。环形式井筒或翻车机的一侧进重车，另一侧出空车，而空车经储车线和绕道不改变方向返回。,（6）提升对象矿石、废石、物料、人员、大件设备矿石生产矿石、副产矿石。废石开拓掘进，一般不与矿石在同一中段；采切掘进，一般与矿石在同一中段，相互影响。物料包括火工品等生产材料、沙石等支护材料、钢轨钢管等长料。人员正常工作人员，集中提升；零星人员（20％），影响提升工作。大件设备一般集中下放每班2次。,（7）竖井提升速度快，节能，投资大，系统复杂。箕斗井单箕斗、双箕斗，单一提升。罐笼井单罐笼、双罐笼，单层罐笼、双层罐笼。混合井两套提升、可互为配重。,（8）斜坡道螺旋式、折返式矿体开拓快、投产早，节省大量钢材，产量大、效率高。柴油机排出的尾气污染井内空气，无轨设备维修量大，备品备件需要量大。,螺旋式优点线路短，开拓工程量小。缺点掘进施工要求高；司机能见距离小，安全性差；轮胎磨损重；道路维护工作量大。可用作使用年限较短的辅助斜坡道。折返式优点施工容易；司机能见距离大，行车安全；行车速度快，排出有害气体少；道路易于维护。缺点开拓量大。可用作使用年限长的主斜坡道。,风机机站集中布置集中加压，管理方便、功率大。多级机站多级加压通风，功率小，调风容易。自然风压取决于坑内外温差，春秋效果差、冬、夏效果好。,通风构筑物主扇风硐主扇与风井间的一段联络巷道。主扇扩散器与扩散塔在扇风机出风口外联接一段断面逐渐扩大的风筒称扩散器，在扩散器后边还有一段方形风硐和排风扩散塔。这些装置的作用都是为了降低出风口的风速，减少扇风机的动压损失，提高扇风机的有效静压。,反风装置用来改变井下风流方向，包括反风道和反风闸门。当进风井或井底车场附近发生火灾时，为防止有毒有害气体侵袭作业地点及适应救护工作，需要进行反风。要求在10min内达到反风要求。,风桥进风道与回风道交叉处，为使新风与污风互相隔开，需要构筑风桥。主要风桥应采用砖石或混凝土构筑或开凿立体交叉的绕道。,,,,,,,,,,绕道,,,,,,,采区巷道,导风板,井底车场巷道,,,进风石门,导风板引风导风板、降阻导风板、汇流导风板。引风导风板压入式通风的矿井，为防止井底车场漏风，在进风石门与阶段沿脉巷道交叉处，安设引风导风板。,降阻导风板在风速较高的巷道直角转弯处，为降低通风阻力，可用铁板制成机翼形或普通弧形导风板，减少风流冲击的能量损失。,,,,,,,,,,,导流叶片,汇流导风板在三岔口巷道中，当两股风流对头相遇时，可安设汇流导风板，减少风流相遇时的冲击能量损失。导风板深入汇流巷道后所分成的两个隔间的面积S1、S2与各自所通过的风量Q1、Q2成比例。,,,,,,,,,,,,调节风窗以增加巷道局部阻力的方式，调节巷道风量。在挡风墙或风门上留一个可调节其面积大小的窗口，通过改变窗口的面积，控制所通过的风量。调节风窗多设置在无运输行人或运输行人较少的巷道中。纵向风障沿巷道长度方向砌筑的风墙。它将一个巷道隔成两个格间，一格入风，另一格回风。可在长独头巷道掘进通风时应用。挡风墙又称密闭，是遮断风流的构筑物，通常砌筑在非生产的巷道里。风门在通风系统中，既需要隔断风流，又需要通车行人的地方，需建立风门。,局扇通风压入、抽出、压抽结合、串联压入式通风扇风机把新鲜风流经风筒压送到工作面，而污浊空气沿巷道排出。特点工作面的通风时间短，但全巷道的通风时间长，故适用于较短巷道掘进时通风。,抽出式通风工作面的污浊空气经风筒用扇风机抽至回风道，新鲜风流由巷道流至工作面，巷道处于新鲜风流中。特点适用于较长巷道的掘进通风，但工作面通风效果不好。,混合式通风安装两台扇风机，一台向工作面压送新风，一台把污风抽至回风道。特点通风效果良好，多用在大断面长距离巷道掘进时的通风。,局扇串联通风在没有高风压局扇的情况下，可用多台局扇串联工作。分为集中串联和间隔串联。一般集中串联比间隔串联漏风大，因为漏风量大小与风筒内外压差有关。,1.1.3压风系统由空气压缩机站和压气管道组成。空气压缩机组的总排气量，应满足气动机械总耗气量的要求。空气压缩机组应尽量为同一型号，其总台数一般不超过5台。空压机活塞式－－效率高，环境要求高。螺杆式－－维修量小，效率低，适用井下。使用重点是保证空压机油的油量和油质。管路应采用无缝钢管或电焊钢管，避免非正常漏风。风路清洁接头前，断开后操作避免杂物,1.1.4供水井下供水包括饮用水和湿式作业、喷雾洒水以及清洗井巷用水。井下较集中的作业点附近和井底车场应设饮水站。湿式作业用水，应建立完善的集中供水系统；贮水池容量不得小于最大用水班的水量。,1.1.5排水系统排水一级排水、多级分段排水。正常涌水井巷、采场、特殊构造涌水，生产废水、充填排水。水仓容积容纳6～8小时正常涌水量。排水设备井下主要排水设备，至少应由同类型的三台泵组成。工作水泵应能在20h内排出一昼夜的正常涌水量；除检修泵外，其他水泵应能在20h内排出一昼夜的最大涌水量。井筒内应装设两条相同的排水管，一条工作，一条备用。采用一级供电（双回路）。,1.1.6供电通常设置地面变电站、井下中央变电所和采区变电所。井下各级配电电压高压网络不超过10KV；低压网络不超过1140V；电机车牵引网络电压，采用交流电源时应不超过380V；采用直流电源时应不超过550V；照明电压，运输巷道、井底车场应不超过220V；采掘工作面、出矿巷道、天井和天井至回采工作面之间，应不超过36V；行灯电压应不超过36V；手持式电气设备电压，应不超过127V。,由地面到井下中央变电所或主排水泵房的电源电缆，至少应敷设两条独立线路，其中任何一条线路停止供电，其余线路的供电能力应能担负全部负荷。井下电气设备不应接零。井下应采用矿用变压器，若用普通变压器，其中性点不应直接接地。,1.1.7通讯、信号系统由声、光、可视信号组成，如电铃、电话、监控器。地表调度室至井下各中段采区、马头门、装卸矿点、井下车场、主要机电硐室、井下变电所、主要泵房和主扇风机房等，应设有可靠的通讯系统。矿井井筒通讯电缆线路一般分设两条通讯电缆，从不同的井筒进入井下配线设备，其中任何一条发生故障，另一条应能担负井下各通讯终端的通讯能力。井下装卸矿点、提升人员的井口及各中段马头门等，宜设电视监控系统。,1.2.1凿岩方法冲击式凿岩风动浅孔凿岩钻机。冲击－回转式凿岩潜孔钻。回转－冲击式凿岩牙轮钻。,1.2井巷掘进技术要点,一字形钎头对岩性和机型的适应能力强，适于钻凿f≤16的坚硬、中硬和中硬以下的岩石，但在节理、裂隙发育和韧性较大的矿岩中，容易卡钎，效果差。,十字形钎头适用于重型风动或液压凿岩机使用，适于钻凿极坚韧、高磨蚀性的岩石，用于节理、裂隙发育的岩石中效果良好，不易卡钎。,X形钎头特点是凿出的炮孔断面较圆，且规整。,柱齿合金钎头柱齿可按炮孔底面积合理布置，受力均匀；凿岩时，容易开门、不易卡钎、炮孔较圆；岩屑呈粗颗粒状，重复破碎少，工作面粉尘浓度低；凿岩速度高；耐磨。,1.2.2炸药与爆炸的几个知识点（1）药柱直径d极限直径爆速随药柱直径增大而增大，当药柱直径趋于无穷大时，爆速趋于理想爆速。而实际上，由于反应区厚度很小，故药柱直径增大到一定值后，爆速就已经接近理想爆速。接近理想爆速的药柱直径称为极限直径。临界直径减小药柱直径，爆速将相应降低，当药柱直径减小到一定值后，爆轰波就不能稳定传播，最终将导致熄爆。爆轰波能稳定传播的最小药柱直径成为临界直径。,（2）炸药密度对于大多数单质炸药如果装药密度增大，则临界直径和极限直径都增大。故当药柱直径一定时，爆速随密度增大而增加。对于硝铵类混合炸药密度与爆速关系复杂。硝铵类混合炸药存在最佳密度，超过最佳密度后，再继续增大密度，就会导致爆速下降。当爆速下降到临界爆速，爆轰波就不能再稳定传播，导致熄爆。,,（3）沟槽效应混合炸药细长的连续药柱，通常在空气中都能正常传爆。但在炮眼内，如果药柱与炮眼孔壁间存有间隙，常常会发生爆轰中断，这种现象称为沟槽效应，也称管道效应。沟槽效应造成爆后炮窝内留有残药，影响爆破效果。消除沟槽效应方法如下采用耦合散装炸药，消除径向间隙；沿药卷全长布设导爆索；每装几个药卷后，装1个能填实炮孔的大直径药卷，阻止空气冲击波的超前传播；选用临界直径小，对沟槽效应抵抗能力大的炸药（水胶炸药和乳化炸药）。,1.2.3平巷掘进,（1）掏槽,理论上掏槽空孔个数,掏槽孔距与空孔直径的关系,（2）巷道成型,巷道轮廓线控制,周边孔距巷道轮廓0.1m，顶眼上倾4，腰眼侧倾4，底眼下倾8，控制起拱点。,,光面爆破,光爆孔密集系数光面爆破要求炮孔间距小于抵抗线，即m＞1，使应力波在两相邻炮眼间的传播距离小于应力波至临空面的传播距离，可使反射拉伸波从最小抵抗线方向折回之前造成贯穿裂缝，隔断反射拉伸波向围岩传播的可能，减少围岩破坏。试验采用的密集系数m0.74～0.88，效果较好。,降低光爆孔的爆破威力减小药包直径，减少装药量，采用低密度和低爆速的炸药，以便控制炸药爆炸能量及其作用，降低爆炸冲击波的峰值压力，削弱它在岩石中引起的应力波强度，避免在炮孔周围产生压碎区，而使爆破作用集中到需要爆落的一侧岩石上，减弱对原岩体的破坏作用。为此采用小直径药卷，分段空气间隔装药，效果较好。,（3）炸药选择,炸药威力在直径相同条件下，威力由大到小依次为水胶炸药、含梯2号岩石、乳化炸药、岩石膨化炸药。底眼、掏槽眼、扩槽眼和辅助眼的起爆药卷使用水胶装药或乳化炸药；辅助眼岩石膨化炸药；光爆眼小直径岩石膨化炸药。,（4）毫秒爆破间隔时间,掏槽眼与扩槽眼之间、扩槽眼与第一圈辅助眼之间不小于200ms；其他各段之间50～100ms。,浅孔留矿法、分段凿岩阶段矿房法、无底柱分段崩落法。先了解一下矿体倾角和厚度的划分。矿体倾角急倾斜矿床大于55；倾斜矿床30～55；缓倾斜矿床5～30；水平和微倾斜矿床小于5。矿体厚度极厚矿体大于40m。厚矿体10－15～40m。中厚矿体4～10－15m。薄矿体0.8～4m。极薄矿体小于0.8m。,1.3.1特点工人直接在矿房暴露面下的留矿堆上面作业，自下而上分层回采，每次采下的矿石靠自重放出三分之一左右，其余留在矿房中作为继续上采的工作台。矿房全部回采完毕后，暂留在矿房中的矿石再行大量放出。,1.3浅孔留矿法,1.3.2适用条件及优缺点（1）适用条件围岩和矿石均稳固，即围岩无大的断层破碎带，在放矿过程中，围岩不会自行崩落。否则，在回采和放矿过程中片帮，造成贫化。顶板稳固，保障人身安全。矿体厚度以薄和极薄矿脉为宜，即厚度小于4m。中厚以上矿体，顶板暴露面积大，回采安全性差，撬顶、平场及二次破碎工作量大，技术经济效果不好。矿体倾角以急倾斜为宜，利于放矿。矿石无结块和自燃性，即矿石不应含有胶结性强的泥质，含硫量不能太高。,（2）优点结构及生产工艺简单，管理方便，可利用矿石自重放矿，采准工程量小。（3）缺点若开采中厚以上矿体，矿柱矿量损失贫化大；工人在较大暴露面下作业，安全性差；平场工作繁重，难于实现机械化；积压大量矿石，影响资金周转。,1.3.3结构和参数阶段高度宜采用30～50m；矿块长度一般为40～60m；开采薄矿脉间柱宽2～6m，顶柱厚2～3m，底柱高4～6m；开采中厚以上矿体间柱宽8～12m，顶柱厚3～6m，底柱高8～10m；天井联络道垂直方向上间隔4～5m；漏斗5～7m；拉底高度2～2.5m；分层高度2～3m。,1.3.4注意事项（1）应采取充填、隔离或强制崩落围岩的措施，及时处理采空区；较小、孤立的采空区，是否需要处理由甲方主管矿长决定。（2）放矿人员和采场内的人员应密切联系，在放矿影响范围内不应上下同时作业。（3）每一回采分层的放矿量，应控制在保障凿岩工作面安全操作所需高度，作业高度不宜超过2m。,（4）每次进入工作面，要先设36V安全照明，检撬顶板及两帮，检撬人员站在安全地点，一人检撬，一人监护。（5）二次破碎避免敷炮，应采用凿岩机打眼装药爆破，减弱冲击波对顶板的破坏。（6）按照要求的出矿数量，在各出矿进路均匀出矿一方面利于留矿堆表面保持水平均匀下降，减少平场工作量；另一方面，防止在留矿堆中形成空硐。,1.4.1特点回采工作面是垂直的，回采工作开始前，在矿房底部拉底、辟漏、开凿垂直切割槽，并以此为自由面进行落矿，崩落的矿石借自重落到矿房底部放出。随着工作面的推进，采空区不断扩大。矿房回采结束后，再用其他方法回采矿柱。,1.4分段凿岩阶段矿房法,1.4.2适用条件及优缺点（1）适用条件矿岩稳固、厚和极厚的急倾斜矿体；急倾斜平行极薄矿脉组成的细脉带。（2）优点回采强度大，劳动生产率高，采矿成本低，坑木消耗少，回采作业安全。（3）缺点矿柱矿量比重较大（达35％～60％）；回采矿柱的贫化损失大，如用大爆破回采矿柱，损失率达40％～60％；采准工作量大。,1.4.3矿块布置和结构参数矿体厚度小于15m时，矿房沿走向布置，在矿石和围岩极稳固的条件下，可增至20m。阶段高度一般为50～70m。分段高度用中深孔时为8～10m，用深孔时为10～15m。矿房长度一般为40～60m。间柱宽度沿走向布置时为8～12m。顶柱厚度一般为6～10m。,1.4.4注意事项（1）应采取充填、隔离或强制崩落围岩的措施，及时处理采空区；较小、孤立的采空区，是否需要处理由甲方主管矿长决定。（2）切割巷道施工标准要求较高一方面巷道要直，另一方面其方向与切割井保持一致。否则，严重影响切割槽中深孔的爆破效果。,（3）巷道顶板高度（2m～3m）影响中深孔设计一方面容易出现透孔，另一方面容易造成悬顶。（4）透孔应及时封堵，否则造成堵孔。（5）验孔确保钻孔质量，如果钻孔出现问题可提前采取措施。（6）保护天井每个采场留给天井的中深孔应不少于4排。,1.5.1特征分段下部未设置由专用出矿巷道所构成的底部结构；分段的凿岩、崩矿和出矿均在回采巷道中进行，保证工人在安全条件下工作。简化了采矿方法结构，利于使用无轨设备。,1.5无底柱分段崩落法,1.5.2适用条件及优缺点（1）适用条件地表与围岩允许崩落。矿石稳固性在中等以上，下盘围岩在中稳以上，上盘岩石稳固性不限。急倾斜的厚矿体或缓倾斜的极厚矿体。矿石价值不应很高，矿石可选性好或围岩含有品位。需要剔除矿石夹石或分级出矿。,（2）优点安全性好，各项回采作业都在回采巷道中进行；在回采巷道端部出矿，一般大块都可流进回采巷道中，二次破碎安全。采矿方法结构简单，回采工艺简单，容易标准化，适于使用高效率的大型无轨设备。机械化程度高。崩矿与出矿以每个步距为最小单元，当地质条件合适时可剔除夹石和进行分级出矿。,（3）缺点回采巷道通风困难。由于回采巷道独头作业，无法形成贯穿风流。必须建立良好的通风系统，同时采用局部通风和消尘设施。矿石损失贫化大（20％，20％）。由于每次崩矿量小，放矿时矿岩接触面积大，岩石混入率高。,1.5.3技术要点（1）放出体放出体为近似椭球体。,（2）分段高度（H）与进路间距（B）分段高度与进路间距是两个相互关联的参数，从有利于改善矿石移动空间条件来讲，对一定的分段高度，在确定进路间距时应考虑如下两点其一，保证分段放矿结束后，所形成的矿石脊部残留体只有一个峰值，而且峰值点位于两条进路的中间；其二，该峰值点在下分段出矿时率先到达出矿口。前一条原则限制进路间距不能过大，后一条原则限制进路间距不能过小。,对实际生产矿山来说，可从废石漏斗在出矿口最先出露的部位来判断进路间距是否过小，如果废石总是在端部出矿口的一个上顶角（或两个上顶角）出现，表明进路间距过小。,（3）崩矿步距（L）在生产矿山中，最有意义的是崩矿步距优化，即在分段高度与进路间距已经确定的条件下，采用多大的崩矿步距使放矿指标最好如果崩矿步距过小，正面废石率先到达出矿口；如果崩矿步距过大，顶部废石率先到达出矿口。,通过废石在端部出矿口出露的位置高度，容易判别废石来自顶面还是端部正面。如果废石出露部位较低且四周被矿石包裹，表明废石来自端部正面，此时崩矿步距过小，应加大崩矿步距；如果废石靠出矿口眉线呈“高位薄层”流出，表明废石来自顶面，此时崩矿步距过大，应减小崩矿步距。合理的崩矿步距值，可使顶面与端部正面的废石同时到达出矿口，此时表现为废石出露得晚，一旦出现就在出矿口占据较大的断面积。,（4）边孔角边孔角过大，爆破形成的V形槽过窄，不利于散体流动；另外下分段进路中部炮孔深度大。边孔角过小，边部炮孔进入松动体之外的压实区域，无碎胀空间可供挤压爆破，从而爆破时容易“打枪”，不能有效地崩落矿岩；此外，过小的边孔角，不仅边孔在本分段不能实现有效爆破，而且使下分段的回采炮孔无法布置到位，容易在“脊部”三角区内形成较大块度，或造成“悬顶”。,谢谢,