缓倾斜薄矿体采矿方法的应用.pdf

8 湖南冶金 1 9 9 3 年3月 第 2期 4 s j 缓倾斜薄矿体采矿方法的应 用 圄 掘 昆明工 学 院 缓 倾斜薄矿 体属 于难采矿体之 一， 由于 倾 角缓 ，厚度小 ，在 出矿及回采过程 中均 有 较大难 度。尤其在矿 体形态不规 烈， 上、下 盘岩石节 理发育 、风化等稳固性 差 的 情 况 下 ，顶盘 易冒落，难度就更 大。为此，对此 类 矿休的采矿方 法应在 实践 中采取 灵活、多 种方法应 用，并 从 中选择较优 的安全、高效 的方法。率文 以潼关金矿的成 功经验 阐述 了 该矿在直用中柏方法和步骤，供有关矿山参 考 。 1 矿床地质特征 潼关 金矿 4 0 1 矿脉 由含 金石 英脉 和构造 蚀变岩两类组成。矿体呈不规则脉状如透镜 状、扁豆状等形态产出。倾 角3 。 一1 1 。 平 均 8 。 ，尖灭再现频繁，波浪起伏 大。脉 厚0 ． 2 2 m，平均0 ． 8 m。品位 O g ／ t 左右，矿岩接 触 明显，稳 固性差 ，对 回采作业极为 不利。 2 采矿方法实践 2． 1 蕾通全面 法 一 般 最常用的方法是普通全面法 。采 场 结构 矿 块沿走 向布置 ，宽5 0 m，斜长8 0 7 0 m，顶 柱斜 长2 m，底 柱垂高5 m。 采 准切 割工作；包括两侧 上山，下 部送 输平岩、放矿漏斗、切割巷道、电耙硐室、 上部 回风 巷道 和安 全 出口，其布置 见图t 。 回采作业； 从矿 块分 界上 山，以切割 巷 道为爆破 自由面，逆倾斜方向进行璧式浅孔 凿岩及 爆破 。矿 石用2 8 k W 耙 耙入漏 斗 ， 再自此用0 ． 5 m 容积的翻斗式矿车运至附近 溜井。该法在4 0 1 中段1 0 1 矿块1 漏斗首先试 下p 1 I 图 1 蕾通全i 采矿涪 标准设计匪 】 一运格平巷；2 一匾属巷道；3 一切割巷道， 4 一矿块分界上山；； 一电耙硐室；6 一漏斗 一 安全出口；8 一回采炮孔 用。实践证 明， 当顶盘暴 露 跨 度 达5 6 m 时，开始局部掉块，再扩 展 到8 l O m时， 刚大面积 冒落， 以致 回采作业 中断，其现状 见 图2 。因此不得不在此矿块结构 基 础上， 改 用其他 回采方法 。 营 ／ 国2 至蕾蠢金面采矿法魂虢匪 】 一运辖乎巷{2 一切搁巷道，3 一放矿漏斗j 4 一边界上山；j 一冒落岩石}6 一回最巷道 2 ． 2 单进路推进、后避式扩采麝柱法 鉴于上述方法在矿体顶盘节理发育、稳 固性差的条件下使用不利，故在本矿块5 斗 维普资讯 第2 期 刘国栋 缓倾斜薄矿体采矿方法的 用 回采时 ，改甩 了单进f I f } 推 进、后退 式扩采房 桂 法 。 其 回采 作 业 是 首先 _任矿 房 中央 逆 烦斜 方 向掘一断面 为 l 。 6 m x 2 5 m的 进路直 到 矿 房 彼 端，然后 逐渐后 退式 向两 侧扩采 。困顶 盘稳 固性太差 ，该矿房 尚未采至 边界，就因 大量 冒顶而使 回采 作业 又遭 中断 ，其现状见 图3 ，值 得指 出的 是， 当顶盘 中等稳 固 时， 采用此法还是成功的，只是矿块生产效率低 一 些 。 盈 3 单进路推 进后 退式 扩 采房柱法 现状图 i 一运输平巷．2 一切 9 巷础3 放 矿 漏斗；4 一 进 路；5 --矿房边界线；右 一冒落岩石；7 ～回风巷道 2 ． 3 ’ 匣进路推进 、后 退式粕 柱 房柱 法 考 虑到单进路 推进 ，后 退式 扩采法的生 产效率低 ，满 足不 了供矿要求 。特别是在顶 盘极不稳固的情况下，未待矿房采完即发生 大面积冒落， 严重影响安全生产 。于是在4 0 1 南段1 0 2 矿块 { 、6 矿 房 回采时 ， 便采用 了双 进路推进、后退式掏柱房柱法。即首先在放 矿 漏斗附近，采出 一个2 0 ～5 0 m 的 活 动空 间 ，再沿矿房两侧 边界 同步掘进两条 直至矿 房尽 头的进路 ，萁 宽3 m，高1 ． 6 m或等 于矿 脉全 厚 矿体厚度大 于1 ． 6 m时 。然后逐 步后 退间断地掏挖矿房 中间 的暂留矿柱和两 边侧柱 见 图4。此 法的优点是安全 可 靠 ，与单进 路推进、后退式扩采房 柱 法 相 比，矿 房生产能 力提 高2 2 ～2 5 ％，缺点 是 因矿房 中间留有规 则矿 柱而回收 率低。 l 9 圈4 ’ 匣进路推进 后退式粕 柱房柱渍现状圈 1 一运输平巷；2 一切割巷道；3 一放 矿褥斗； 4 一进路} j 一地表出口；6 -- 电耙确室； 7 一房内矿柱；8 一房问矿柱；9 --矿房界线； l 0 一中间哲留矿柱；l 卜一 掏柱炮孔 2 ． ●矿房 全爵 面推进杆柱 房柱法 矿房顶 盘通过 支护，暴露 跨度 允许达 6 ～8 m时， 采用矿房全断面推进的杆柱房柱法 回采矿体。如4 0 1 中段1 0 2 矿块的4 、5 矿房 便是用此 法进 行试 采的 。其 回采 工艺是从 放矿漏 斗按矿 房 全 宽 8 ～l 0 m 逐 步 推 进 。当矿 体厚度大 于1 ． 6 m时，采幅 等于矿体 厚 度 一般 为1 ． 8 ～2 ． O m 。随 着矿 房 回 图5矿房全新面推进扦柱房柱渍现状圈 一运输平巷j 2 -- 即 巷鱼；3 一j 5 } 斗；4 一 电耙硐 室|j 一回凤遭6 一锚忏；T 一 房界线；R 房间矿 柱}9 一矿体边界； 0 一炮孔 维普资讯 2 O 湖南冶金 第 2期 采 作业的进展 ，顶 盘 即时采 用锚 杆支护。锚 杆 网度 为l m 1 ～1 ． 2 m，根据顶 盘稳 固 情 况， 间或 辅 以术柱 支撵 。当矿房采 至 尽 头 时 ，便 向两侧后 退式 间断 地 回收矿壁，矿房 回采见 图5 。此法 的优 点是工作 面 宽， 回 采 圈6 工作面临 时支护全 面采矿法现状 图 i 一运输平巷；2 一切割巷道；3 一漏斗j 4 一切割上 山；5 一渔井；6 一房拄；7 一场内贫矿柱；8 一嵇时性 顶柱；9 一选出的度石j l 0 一采匡界限； I l 一矿体 边 界线 ；l 2 一 出矿 口； l 3 一 回 采 炮孔 效 率高 ， 安全条件 好， 矿石贫化 、损失指标均 有所 降低 ，缺点是支护工作量犬 ，成本高 。 2． 5 工作面 临时 支护全面法 为 了进一步降低矿石贫化 、损失率 ，在 4 0 1 中段 1 0 2 矿块 6 ～9漏斗推广 了此法 见 图6 其 回采 工艺首先从边倒漏 斗 沿矿 柱边界掘 进断 面 为1 ． 6 m x 2 ． 5 m的 切 割 上 山，然后 以切割巷道为 自由面 ，逆倾斜方 向 进 行长壁式浅孔凿岩爆 破， 崩下 矿石通过工 作 面手 选，将废石 扔至 相邻采空 区，矿石 用 2 8 k W 电耙 耙入谓斗 。每 采完一条进 路，在 工 作面附近2 ～3 m处 支一排立柱 ， 以切断采 空 区顶盘压力， 保证安全生产 。为 了节 省木 材 消耗，采空 区的支 柱允 许撒 除反 复使 用。 此法的优点是矿块生产能力太，损失、贫化 率低 ，经济效益 高。但遇 到极 不稳 固的顶盘 时，往往来不及 支护 便大量 冒落 顶盘而 中断 生 产，是 其缺 点 以上几种采矿方法的主要 技术经济指标 见 表 1 。 寰 l 现行 几种采矿 方法 的技 术经济 指 标对 比裹 3 改进后的采矿方法 由上述矿 休赋 存条 件和采矿 方法 的 实 践 ，不难看 出，要彻底改 善此类 矿休的开采 贫化 、损失 指标 ，必须对矿体顶 盘采取 有效 可行的支护 手段 ，对 矿房的 回采工 艺则 应寻 求一个切实可靠的最佳方案，经认真研究后 认为 ， 浅孔爆力分采全面 采 矿 法 见 图7 将是解 决上述 问题 的可靠途 径 。其主要 回采 过程 如下 。 3 ． 1 矿块构成要素 走 向长5 O 、6 0 m，倾 斜长5 O m， 底柱垂高 5 ～6 m，顶柱 斜长1 ～1 ． 5 m，漏斗 间距5 m。 3 ． 2采准切斟工 程布置 在 矿体 底盘 咀下5 ～ 6 m处 布置 中段运 输 平巷，每 隔5 0 ～ 6 0 m掘进矿 块分界上 山 断 面2 ． 5 mx1 ． 6 m ，每 隔5 m开 凿 放 矿漏 斗 断面1 ． 5 m 1 ． 5 m ，于底柱顶面 沿矿 体 掘进 切割 巷道 断 面2 m 1 ． 6 m 。 3 ． 3回采作 业 第 一步 从矿块 一侧 的分界 上 山，按矿 房 整个斜 长沿走 向推进2 m，采 幅1 ． 6 m， 或 等于矿休全 厚实 行混采 。爆下矿 岩全 部用电 耙 耙光 ，以便为下 一步爆 力分 采腾 出 废 石 维普资讯 筹 2期 刘国栋 缓 倾斜 薄矿体采矿方法 的应用 2 1 固 7 浅孔爆力分采 全面 采矿 法 t 上 J 一铕扦 垒面护顶方案 T --术支柱局帮护顶方案 一 磨精乎巷2 一切割巷道；3 一磊斗；4 一矿块分 上 山；5 _ _ 安全出口；6 一分采凿岩硐室；7 一矿块鲥隹； 8 一短铺杆；9 一长铕扦j 1 0 一抛岩追孔；I l 一藩矿炮孔； 1 z ～撂力 角 出的虚石；I 3 一条形姨板锚垫；1 4 一术柱 堆 积场所 第 二步 。沿斜 长 工 作 线，每 隔6 6 ． 5 m掘 进 一个 高1 ． 6 m 或 矿 体 垒 厚 、宽 2 ． 5 m、深2 2 ． 5 m的分采硐 室。掘进 过程 中 的矿 岩通过手 选，将废石扔 至采空 区，矿石 耙入 漏斗 。 第三步t在硐 室 内平 行于采空 区向两侧 钻 凿抛岩 炮孔，孔深 L ． 6 1 ． 9 m， 孔距0． 5 一O ． 6 m， 同时在硐 室外平行 于硐 室 侧 壁 钻 凿落 矿 炮孔，孔 深2 m，孔 距0 ． 7 0 ． 8 m。 第 四步 待所有硐 室的抛岩 、落矿 炮孔 钻完后，分段 2 3 个硐 室为 段 进行爆 破作业，爆破方式采 用毫秒导爆 管 同 时 起 爆 。爆破顺序是先 抛岩炮 孔 ，后落 矿炮孔。 爆破后 ， 由于抛岩炮孔爆破方 向朝 着 采 空 区，岩石全部或大部分被抛入相邻采空区。 落矿炮 孔解 爆破方 向朝着 硐室和 抛岩孔爆 破 后的 自由空问，矿石 基本 就地 爆 落 最 后 用安装在 切割巷道 内的2 8 k 电 耙 耙 入 漏 斗 。 此后 矿房的 回采作业，按 照上 述步骤周 丽复始 ，不 断循环，直至矿房被侧 为止 。 3 ． 4顶盘 瞥理 顶盘 不稳固时， 随着 回采工作 面 的 推 进，采 用浅孔 1 ． 8 2 ． O m 胀壳式锚 杆和 中深孔 3 ． 5 ～9 ． 0 1 1 1 长缝多楔式接 杆锚管 联 合法支 护顶 盘 。锚杆 网 度为前 者 1 m I r a ，后 者2 m x 2 m或3 m3 m。所 有 锚 杆的 托 板 用 长1 2 0 0 2 2 0 0 mm、宽7 0 8 0 mm、 厚 5 ram的条形铁 板制成，并在 使用时彼 此连 接 成网状， 以使整个顶 盘构 成一个人造 稳固 层，如 图7上 。 顶盘稍稳固时，每推进两个分条，在工 作面 附近2 m处架设一排 临 时 术柱， 见 图 7 下 ，以保证工作面 附近范围的顶盘 暂时 不 冒落 ，达 到安全生 产。 。 ． 5 预计 凡项 主要 指标 采准 比1 8 2 0 m／ k t 贫 化率 l O 一 l 5 矿块生 产能力1 2 0 0 1 5 0 0 t ／ 月 损失率6 单位成本1 2 1 5 元／ t 4 结语 缓倾斜 薄矿休的 采矿实 践中，随着矿体 顶盘 稳 固性的变化，相应采取不 同形式 的回 采工艺和方式 ，将 使采矿 方法更加完善 和优 化 。 1 顶 盘稳 固 最大暴 露 跨度 8 9 m 时，采用普通 全面 法 。 2 顶盘较稳固 最大暴露面跨度6 8 m 时，矿房 回采周 期 短 4 6 月 ，采 用垒 断面 推进的房柱法 }回采周 期长 6 个 月 以上 ， 采用矿房全断面推进的杆柱房柱法。 3 顶 盘不稳 固 最大 暴露 跨 度4 5 m 时，采 用工作面临 时支 护的全面 法 。 下转第3 3 页 维普资讯 第 2期 胡 希铃 工 艺参 数识 别与优化的多元 分析 方法及其应 用 3 3 因此 ，可挑选x 2 、x4 、xB 、x 进行Fi s h e r 调忧 。 通过 运行 F i s h e r调优程序， 分别求 得 Fi s h e r判 别矢 量Pl 及 S a tT l mo i l 矢 量 P 2如 下 ； P l 一 O 。 0 9 3 7． 一 0 ． 0 2 2 6， 0． 0 0 4 7 ， 一 0． 0 0 0 9 P 2一0． 0 0 4 6， 0 ．00 9 ， 一 0．0 0 2 0， 0． O O l 8 下面 是样本集在最 优判 别 平 面 P； ， Pz上的投影显 示 图 即主图。 说 明； 为 了显示更清楚 ，主 图中样本在P 轴上的投 影值被 放大l O 0 倍，在P 轴上的 投影值被放 大 l 0 0 0 倍 圈 l F i s h e r 分析主 圈 Il 类样本区； I T 一2 类样本区 从图 中可见， 第 l类样本基本 都集 中在 一 个 区域 虚 线圈 内 ，其 中只有第 3个样 本和第l 5 个样本交换了位置 前者属于 l 类 样本，后者属 2类 样本 ，因 此主图给 出的 分类 基本 令人满意 。将 上 面 提到 的考 验样 奉，按主 图的 两个 轴计算它的 位置 图 中用 *表示 ，发现它落在 1 类 样本聚集 区，事 实 上这个考验样本 的电耗值 为5 3 2 k W h i t ， 属于L 类 样本．这说明 主图考验 及 格 进 一 步分析主 丘发 现，在优 化 区 即 1 类 样奉 聚集 区 的右侧为 空白 区，其 中可能 有更 好 的样 奉，我 J 称之为 可采优 化 区。在该 区布 置新 的试 验样本 ，对应这些样本 的原始工艺 参 数可 以通过返 回原空间确定 。我们 发现 可 采优化 区的 样本 点最 重要的 特点是碳 含量适 中，高氧气消耗 ，冶 炼时 间短及单位炉产量 高。根据涟钢的襄际 情况，可 确定工艺参 数 的 调优 范围分别为碳含 量0 ． 5 0 一1 ． 3 0 、 冶 炼时间 低 于 2 1 5 mi n ／ 炉、 氧气消 耗高于 5 O m。 ／ t ，平 均炉产量 高 于 1 3 。 s t ／ 炉 其它 因素因为对 电耗 影响不大 ，故 可不考虑 。 从l 9 9 2 年1 9 月的生产实践看，上述诃 优 方案是成功的，完 全可 以用 来控 制生产过 程 。该年前三季 变仅 有一季度 3个 月的 电耗 值低于5 9 0 k W- hf t ，原 因是实际操 作完全按 上 述方案进行 实 际平 均 冶炼时 间为2 0 8 mi n ／ 炉、氧气消 耗为 5 2 。 6 2 m。 ／ t 、平 均 炉产 量 为1 4 ． 3 5 t ／ 炉 。显然二、三 季 度未达到低 于5 9 0 k W- h i t 的 目标 值 主要 原因 是冶炼时 间难 以控制在 上述 要求范 围内 ，但整 个 l 一9 月的 平均单位 电耗为6 0 0 ． 5 8 k W h ／ t ，较 上年 l 司期 已下降 了 3 8 k W h i t ，其效果 是明 显 的 参考文献 L 刘洪霖．实用模式识别调优罡其在冶盘工艺过程中的应 用，中科院上海冶金研究所，1 9 9 I 2 胡希铃． 多元统计分折在工艺调优过程中的应用研究， 福州大学磺士 学位论文，1 9 9 2 3 胡希铃． { 南冶台．1 9 9 2 4 3 8 4 1 上接 第2 l 页 4顶盘极不稳 固 最 大暴露跨度2 3 m 时，采用 双进路推 进、后退式 掏柱 的房 柱法 。 5对不 同稳 固程度的 矿块，采 用 支 护或不支护顶 盘的 “ 浅 孔爆 力分采全面采矿 法” 最为台理 。因为 这将是 降低贫化 、损失 和提 高经济效益 的可靠方法 。 维普资讯