东风矿区171#脉安全高效采矿方法研究.pdf
S e r i a l N o . 5 4 6 Oc t o b e r . 2 0 1 4 现代矿业 MODERN MI NI NG 总 第 5 4 6期 2 0 1 4 年 1 0月第 1 0期 东风矿区 1 7 1 脉安全高效采矿方法研究 孙世杰 张书金 姚树标 山东黄金矿业 玲珑 有限公 司 摘要 大开头 一 4 2 0 m 中段现采用中深孔崩落法回采 , 矿石损失率、 贫化率均高达 约 3 0 % , 并且回采过程中, 作业条件差 , 很 不安全。为彻底解决上述问题 , 结合 东风矿 区进行工程地质、 开采 现状和设备等, 参考国内外同类矿床开采经验提出对东风矿区1 7 1 矿脉采用盘区中深孔分段 出矿 分段采矿嗣后充填采矿法, 对采场结构参数、 采准切割工程、 回采工艺进行设计, 并通过试验取得 了 采矿贫化率小于 1 0 %、 采矿损失率小于 1 0 % , 采准成本 降低 1 0 % 的指标。将在整个 东风矿 区全面 推 广 。 关键词 盘 区中深孔分段 出矿分段采矿嗣后充填法折返式斜坡道技 术经济指标 某矿 山现在使 用的 中深孔崩 落法存在着损 失 率、 贫化率较高, 作业条件及安全性差等问题。为确 保矿体高效 、 安全 、 充分 回采 , 确定在东风矿 区大开 头矿段 一 3 0 0 m水平以上进行采矿方法试验研究 。 1 矿 区地质概况 东风矿区 1 7 1 脉矿体呈大脉状 , 在走 向及倾 向 上均呈舒缓波状 , 走 向 N E 6 0 。 , 倾 向 s E, 倾 角为 4 0 。 一 4 5 。 , 平均厚 1 3 . 8 m, 平均品位 为 2 . 1 2 g / t 。矿石 为黄铁绢英岩和黄铁绢英岩质碎裂岩 , 赋存于厚大 断裂蚀变带中, 矿体的顶底板围岩为构造破碎蚀变 带和玲珑 、 文登超单元花 岗岩 。花 岗岩岩石构造致 密 , 稳 固性 良好。矿岩交界破碎蚀变带岩石破碎 , 蚀 变较强烈 , 裂隙虽发育 , 但胶结程度好 , 岩心完整 , 稳 固性较好 。矿 区水文地质条件属简单类型。矿床充 水的主要因素为构造裂隙水, 但富水性弱, 补给来 源贫乏。 2 采矿方 法选择 根据矿体赋存条件和现有生产技术条件 , 可选 用的采矿方法 有上 向水平分层尾 砂胶结充 填采矿 法 引、 盘区中深孔分段出矿分段采矿嗣后充填采矿 法 。 上 向水平分层尾砂胶结充填成本相对较高 , 并 且 回采效率低 。而盘区中深孔分段 出矿分段采矿嗣 后充填采矿法回采效率高, 损失率、 贫化率低, 作业 条件相对较好 。采矿方法对 比见表 1 。 孙世杰 1 9 8 9 一 , 男 , 工程师 , 2 6 5 4 1 9山东省招远市 。 表 1 采矿方 法对 比 因此 , 选择盘区中深孔分段出矿分段采矿嗣后 充填采矿法作为优化采矿方法 。 3 新采矿方法试验 3 . 1采场布置 盘区高度和中段高度均为 4 0 m, 长度为中段矿 体长度 ; 分段 高度为 1 3 m 即一个 中段 分 3个 分 段 , 分段之 间与下盘脉外斜坡道相连 ; 沿矿体走 向 布置矿块 , 每个矿块划分为矿房和矿柱 , 矿房和矿柱 长度均为 8~1 0 m。 3 . 2 采准切割工程 采用下盘脉外斜坡道方式。斜坡道采用折返式 布置 , 断 面为 2 . 4 m 2 . 6 m, 直线 段坡 度不 大于 l 2 。 , 在分段联络道开 口处和转弯处为平段 。 自斜坡 道的各平段部位垂直于矿体掘进各分段联络道 , 在 矿体下盘平行于矿体走向掘进各分段平巷, 再从各 分段平巷掘进凿岩 出矿平巷至矿体上盘 , 在矿体上 盘掘进切割巷道、 切割天井及切割槽 。脉外矿 废 石溜井布置在下盘围岩中, 每个分段每隔 8 0 m设置 一 采溜井 , 断面规格一般取 2 . 0 m 2 . 0 m。采准切 割工程规格见表 2 。 3 . 3 回采工艺 采用Y G Z 一 9 0 型凿岩 机 , 在凿 岩 出矿巷 中钻凿 1 61 总第 5 4 6期 现代矿业 2 0 1 4年 1 O月第 1 0期 表 2 采准切割工程规格 工程 断面规格 断面 工程 断面规格 断面 名称 / mi n 形状 名称 / mm 形状 输平巷 4 2三心拱 切 割巷 2 . 5 x2 . 5 三1 心 / 4 拱 岩平巷2 . 5三心拱 1 心 / 4 拱 切 割井 1 . 51 . 5 出矿溜井 2 . 0 2 . 0 上 向扇 形 中深 孔 , 炮 孔 直径 为 6 2 m m, 孔 深 5~ 1 5 m, 孔底距为 1 . 7 m, 排距为 1 . 6 m, 边孔角为 7 。 。 采用非 电多段微差挤压爆破技术 。选用改性铵 油炸药 , 用 B Q F 一 1 0 0型装药器装药。孔 口不装药段 长度为 2 m, 间隔填塞 , 最小填塞长度为0 . 5 m, 最大 填塞长度为 1 m。采用 导爆索 和导爆管联合 网络 , 为保障起爆的可靠性 , 每次用 2个 同段导爆 管雷管 引爆捆扎的导爆索。当多分段 同时 回采 时, 下分段 超前上分段 。 采用 1 m 电动或柴油铲运机将矿石从采场运 送至中段矿石溜井 , 由 一 4 2 0 m中段采用 7 t 电机车 倒运至系统 溜井 , 然后 通过 2 5 5 m 技措 井提 升至 2 0 6 m 中段 , 运至选冶厂。 3 . 4 充填工艺 充填线路 地表 充填站 充填钻孔一 一3 0 0 m 中段一斜坡道一各 中段运输巷一矿房 。 矿房部分 出矿结束后 , 在凿岩出矿巷道中砌筑 充填隔墙 , 在上分层凿岩出矿巷道 中用管路 向采空 区充入尾砂胶结充填料 , 灰砂 比为 1 1 0, 胶结充填 体强度可达到 2 M P a , 满足回采矿柱 时对相邻充填 体强度的要求。 矿柱部分 出矿结束后 , 在凿岩出矿巷道中砌筑 充填隔墙 , 在上分层凿岩出矿巷道 中用管路 向采空 区充人尾砂 , 采用全尾砂充填 , 采空区上部 1 m厚度 采用灰砂 比为 1 1 0的尾砂胶结充填 , 胶结充填体强 度达到 2 MP a以便于上分段 回采过程 中凿岩和铲运 机行走。盘区中深孔分段出矿分段采矿嗣后充填法 示意见图 1 。 3 . 5采 场通 风 新鲜风流 自东风主井经斜坡道送至各分层运输 巷, 采用局部通风设备强制通风至各采场, 污风由 一 4 2 0 m中段回风巷经东风风井排出。 3 . 6 支护工作 支护地点为凿岩出矿巷道 , 采用锚杆穿带支护 , 局部比较破碎地段采用锚杆 、 金属 网和喷射混凝土 联合支护。 1 62 图 1 盘 区中深孔分段 出矿分段 采矿 嗣后 充填 法示意 1 一 中段运输巷 ; 2 一矿石 废石 溜井 ; 3 一凿岩 巷 ; 4 一炮 孔 ; 5 一切 割 井 ; 6 一切割巷 ; 7 一尾砂胶结充填体 ; 8 一 全尾砂充填体 3 . 7技术经济指标 该采矿方法试验研究可预期达到的主要技术经 济指标见表 3 。 表 3 技术经济指标 蒜 热 暴 J l-ta 凿 岩 效 率 矿 效 率 产 能 力 贫 化 率 损 失 率 、 ⋯ / m/ 台 . 班 / t / 台 . 班 / t / a / % / % k t 1 6 0 6 6 8 6 4结论 1 每一分段实现从 上盘至下盘连续 回采 , 分 段 间对应矿房不 留任何矿柱 , 一步骤连续 回采 , 避免 了回采 中的矿柱损失 。 2 采用分段上向扇形中深孔微差挤压崩矿工 艺, 有效减小了爆破 冲击波和地震波对周边工程的 影响, 既提高了凿岩爆破效率, 又改善了落矿质量, 采 出矿石块度小且均匀 , 提高了出矿效率 , 矿块生产 能力较高。 3 作业人员及设备 在凿岩巷道 中作业 , 不用 进入采场 , 避免了人员在大暴露面下作业 , 提高了作 业人员的安全系数。 4 回采期间, 在分段控制出矿数量 , 为挤压爆 破创造有利条件 ; 分段大量 出矿时 , 减少了因倾角较 缓造成的下盘矿石的残留损失。 5 采准布置简单 , 分段间采场凿岩 、 爆破和出 矿过程相对独立 , 相互影响小 , 既可平行作业 , 也可 连续交替作业, 大大提高了采场作业机动灵活性和 简化了施工组织管理 。 6 先采矿房进行胶结 充填 , 后采矿 柱进行尾 砂充填 , 既降低了采矿损失和贫化 , 减少 了尾砂地表 排放 , 又提高了整个矿脉回采的安全性。 7 盘区中深孑 L 分段出矿分段 下转第 1 6 7页 一 孟庆新强华龙等 缓倾斜煤层沿空掘巷小煤柱合理尺寸研究 2 0 1 4年 1 O月第 1 O期 7 . 2 m保护煤柱时, 受上区段采空区影响 , 保护煤柱 及巷道的垂直应力范围为 1 O~1 5 MP a , 属于卸载松 散区, 较 6 . 2 m煤柱时, 靠近采空区侧的边缘煤柱、 煤帮、 巷道底板所受垂直应力较大 , 塑形破坏范围有 所增加 , 增加 了巷道的维护。 如图 4所示 , 采空区顶板下沉基本是一致 的, 当 煤柱为 6 . 2 m时 , 保护煤柱上覆岩层及距沿空侧帮 约 3 . 6 m 的 巷 道 上 覆 岩 层 垂 直 位 移 为 2 0 0 3 0 0 m m, 距煤体侧帮约0 . 6 m的巷道上覆岩层垂直 位移为 1 0 0~ 2 0 0 mm; 当煤柱为 7 . 2 m时 , 保护煤柱 及巷道上覆岩层垂直位移都为 2 0 0 3 0 0 m m。较煤 柱为 7 . 2 m, 煤柱为 6 . 2 m时靠近煤体侧 的巷道顶 板下沉量较小 , 这就有利于巷道顶板 的维护。巷道 底板有一小 区域的底鼓 , 垂直位移为 0~1 0 0 mm, 该 底鼓是巷道的支护形式决定的 , 对 回采巷道采用顶 板及两帮锚杆 、 锚索联合支护, 巷道围岩在矿山压力 的作用下自然会向巷道空间移动, 由于对底板没有 支护作用 , 所以, 巷道底板小区域的底鼓是正常 的。 综上所述, 留6 . 2 m保护煤柱沿空掘巷, 靠近采 空区侧保护煤柱内的垂直应力较小 , 应力区域范围 约占整个煤柱区域 的一半 , 煤柱完整性更好 , 更有利 于下 区段 回采巷道 的安全和维护; 煤柱为 6 . 2 m时 , 靠近煤体侧 0 . 6 m内的巷道顶板下沉量较小 , 巷道 顶板 围岩 的稳定性更好 。 4 结论 1 留保护煤 柱沿空掘巷 , 保 护煤柱及巷道都 处于应力卸压区内, 避免了应力集 中的影响。通过 理论计算及 U D E C 。 数值模拟分析 , 该煤矿小倾角 9 上槽煤层 沿空掘巷合理 的煤柱尺寸为 6 . 2 m, 该尺 寸下 , 既可 以提高采 区回采率 , 又能保证安全生产。 2 留 6 . 2 m保护煤柱沿空掘巷 , 与留7 . 2 m煤 柱比较, 沿空侧保护煤柱所受垂直应力比较小, 煤体 帮侧巷道顶板下沉量较小 , 巷道及上覆岩层稳定性 更好。煤柱保持了完整性 , 致密效果更好 , 能有效防 止采空区矸石 串人下 区段巷道 , 避免 了采空区积水 流入下区段巷道 , 改善了沿空掘巷通风条件 , 安全性 更好 。 参考文献 [ 1 ] 赵瑞红. 大倾角煤层留小煤柱沿空掘巷技术研究[ J ] . 煤炭工 程 , 2 0 1 2 S 2 2 2 - 2 6 . 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