大高庄铁矿采矿方法优化选择.pdf

S e r i a l No ． 5 5 4 J u n e ． 2 0 1 5 现代矿业 M0DERN MI NI NG 总 第5 5 4 期 2 0 1 5 年 6月第 6期 大高庄铁矿采矿方法优化选择 胡道喜 汪 亮 程毓强 1 ． 山东盛鑫矿业有限公 司； 2 ． 中钢集团马鞍 山矿 山研究院有限公 司； 3 ． 金属矿山安全与健康 国家重点实验室； 4 ． 华唯金属矿产资源高效循环利用国家工程研 究中心有限公 司 摘要根据大高庄铁矿的开采条件 ， 结合矿 山建设现状， 参考类似矿 山经验， 对矿 山采矿方 法进行 了优化选择 ， 改善 了矿 山安全条件， 大幅度提 高了生产能力， 取得 了较好的经济技术指标 。 关键词 采矿方法矿 山安全生产能力 技术经济指标 采矿方法是矿 山系统 中的核心部分 ， 新矿 山能 否顺利达产 ， 持续稳产 ， 采矿方法起着至关重要的作 用 。因此矿山在投产前一般在初步设计的基础上均 进行专门的采矿方法研究和试验， 以获得最适合该 矿 的采矿方法 。 1 开采条件 1 ． 1 矿体条件 大高庄铁 矿矿体分 别编 号为 I 一 1 、I一 2 、I - 3 、 1 I ． 1 、 Ⅲ一 1 、 Ⅲ． 2 、 I I I ． 3 、 Ⅲ_ 4 、 IV． 1 ， 呈层 状 、 似层状 、 透镜状赋存于泰山岩群山草峪组地层 中， 岩 性为磁铁角闪石英岩。各矿体近平行排列 ， 产状与 围岩一致。矿体赋存标高为 0 ～一 5 4 0 in ， 埋深为4 8 5 8 8 m， 总体走 向 3 2 0 。 ， 倾 向 S W， 倾 角 为 5 8 。～ 8 3 。 ， 矿体与顶底板围岩 黑云变粒岩 界线分明， 无 过渡现象。 Ⅳ 矿带仅有 1条矿体 ， 矿量少 ， 品质差 ， 设计为 开采 ； I I I 矿带 4条矿体均为薄矿体 ， 位于一座村庄 下部 ， 搬迁量大 ， 暂未设计开采 ； 目前主要设计开采 对象为 I． 1 和 1 ／ 一 1 矿体。 I ． 1 矿体位 于大高庄北 约 9 0 0 m处 ， 分布于 1 3 ～2 勘探线 ， 矿体跨 8条勘 探线 ， 呈层 状 、 似 层 状 ， 走 向 2 9 5 。～3 4 5 。 ， 总 体 为 3 2 0 。 ， 倾 向 S W， 倾角为 6 3 。一7 8 。 ； 赋存标高 为 0～ 一 5 4 0 m； 埋深为 4 8～5 8 8 m， 矿体总长 1 6 5 0 m， 控 制斜深 6 3 0 n l ， 矿体厚 1 ． 7 6～1 1 ． 8 0 m， 平均6 ． 0 7 m； 矿体品位相对稳定 ， T F e品位 2 3 ． 6 8 ％ 一3 3 ． 9 4 ％ ， 平均 2 9 ． 2 7 ％， MF e品位 l 5 ． 3 1 ％ 一3 1 ． 4 5 ％ ， 平均 2 0 ． 2 1 ％。 Ⅱ． 1 矿体位于大高庄东约 7 0 0 m处。矿 体跨 0 ～1 2 等 6条勘探线 ， 矿体呈层状、 似层状 ， 走 胡道喜 1 9 7 8 一 ， 男， 副总经理， 高级工程师， 硕士， 2 7 1 5 0 0山东 省泰安市东平县 。 4 4 向 3 0 6 。 一 3 4 5 。 ， 总体走 向3 2 0 。 ， 倾向 S W， 倾角为 6 9 。 ～ 8 3 。 ； 赋 存 标 高 为 一2 2～ 一3 2 8 m， 埋 深 7 2～ 3 7 8 13 3 ， 矿 体 长 1 1 9 0 i n ， 控 制 斜 深 3 8 0 m， 矿体 厚 1 ． 6 1 ～1 4 ． 7 2 13 1 ， 平均 1 0 ． 0 4 13 1_ ； 矿体 品位相对稳定 ， T F e品位 2 3 ． 1 1 ％ ～ 3 8 ． 2 5 ％， 平均 3 0 ． 9 5 ％ ， MF e品 位 1 5 ． 6 2 ％ ～ 3 1 ． 2 2 ％， 平均 2 4 ． 0 6 ％ 。 1 ． 2围岩及夹石 矿体围岩岩性较为简单 ， 主要为黑云变粒岩类 。 岩石性质较好 ， 节理裂隙比较发育 ， 围岩的产状与矿 体产状基本一致 ， 总体来讲 ， 围岩属 中等稳固， 局部 不稳固， 上盘的稳 固性总体优于下盘 ， 北部的稳固性 优于南部。矿体内的夹石主要为条带状含磁铁 石 榴、 角 闪 石英岩、 黑云变粒岩等 ， 夹石产状 与矿 体 一 致 ， 对矿体的连续性和矿石质量影响较小。 2 原采矿方法分 析 2 ． 1 原采矿工艺 1 浅孔 留矿采矿法。矿块 沿走 向布置 ， 矿块 宽为矿体水平宽度 ， 矿块长度视矿体厚度而定 ， 以采 场顶板暴露面积不超过 8 0 0 I T I 为界 ， 两矿块中间留 有 7 m的间柱 、 3 m顶柱 ， 不 留底柱 ， 矿块 高 6 0 m。 凿岩作业采用 Y 7型凿 岩机 打近似水平 浅孔 ， 爆 破落矿采用 2 岩石炸药。放矿作业分 2步 ， 在矿房 内的矿石没有回采完毕前 ， 每次落矿后 ， 放 出崩落矿 石的 1 ／ 3 ， 在矿房内的矿石全部 回采完毕后进行大 量放矿。出矿采用 0 ． 7 5 1T I 电动铲运机 ， 将矿石从 采场底部经装矿进路和脉外运输巷道运出采场 。 2 上向水平分层 胶结 充填采矿法。矿块沿 走 向布置。标准矿块长为 3 0 i n ， 矿块宽为矿体水平 厚度 ， 3个矿块组成 1个盘区， 2个矿块 中间不留问 柱， 留3 IT I 底柱， 矿块高 6 0 i n 。沿垂高在矿房内划 分分层 ， 分层高度为 3 1T I ， 回采工作按分层 由下至上 胡道喜 汪 亮等 大高庄铁矿采矿方法优化选择 2 0 1 5年 6月第6期 推进。凿岩作业采用 Y 1 2 7型凿岩机打近似水平浅 孔 ， 爆 破 落 矿 采 用 2 岩 石 炸 药 ， 采 场 搬 运 采 用 0 ． 7 5 m 电动铲运机将崩落矿石从工作面搬运和卸 载到采场溜矿井。每个分层的矿量全部回采完毕后 进行分层充填作业 。分级尾砂充填料经充填管道从 回风充填井下放至充填工作面， 再采用采场 电动铲 运机倒运充填 ， 直至整个分层充填结束。待充填体 强度达到要求后 ， 再进行上一分层的回采作业 。 2 ． 2 存在 问题 1 浅孔留矿法 。①设计应用 的范 围较广 ， 如 果矿体厚度较大 ， 容 易发生 冒顶、 造成事故 ； ②生产 能力较低， 劳动强度大； ③同时开采矿块多， 三级矿 量难 以平衡 ， 管理困难 ， 安全 隐患多 ； ④采用平底装 矿效率较低 ， 选用 0 ． 7 5 m 的铲运机偏小 。 2 上向分层充填法。①凿岩爆破、 出矿等作 业均在空场下进行， 空场跨度较大容易发生事故； ② 浅孔凿岩生产能力低 ， 分层充填效率低 ， 工艺复杂， 生产 成本 较高 。 3 采矿方法重新选择 矿山多条矿体基本属于急倾斜矿体 ， 大部分矿 体的厚度小于 4 m， 对于该类矿体初步设计 选择浅 孔留矿法是合理的， 该方法工艺简单， 对开采薄矿体 行之有效， 因此6 ～ 8 m以下厚度矿体采用浅孔留矿 嗣后充填法。 矿山 I ． 1 和 Ⅱ 一 1 矿体比较厚， 大部分约 1 0 m， 根据矿体条件和围岩情况， 可选用 的采矿方法为分 段凿岩阶段 矿房嗣后充填法 和 V C R嗣后 充填法 。 经过对比分析 ， V C R嗣后充填法相对于分段凿岩阶 段矿房嗣后充填法的优点有 ①机械化程度高、 生产 能力大、 效率高、 劳动强度低； ②采切比小、 采准时间 短 、 投产快 、 达产快。但缺点也是较为明显的 ①矿 体厚度小 ， 需沿矿体走向布置采场 ， 排孔布置 比较复 杂， 参数难 以确定； ② 一1 0 0 m水平的矿体厚于 一 1 6 0 m水平的矿体 ， 部分地段相差较大 ， V C R是深 孔， 适应能力较差； ③边排孔与上下盘围岩的距离难 以把握 ； ④深孔爆破影响大 ， 上下盘围岩节理裂隙发 育 ， 容易增加贫化率 ； ⑤装药程序复杂 ， 技术要求高； ⑥需要引入大型潜孔钻机 ， 成本高 ， 投入大 ； ⑦一次 使用炸药量大， 矿体埋藏浅， 爆破震动容易影响周边 居民； ⑧采矿成本偏高。为此， 对于中厚矿体宜采用 分段凿岩阶段矿房嗣后充填法 。 4 采矿方法优化 4 ． 1 浅孔留矿嗣后充填法 1 适用条件 。急倾 斜 中等稳 固以上矿体 ， 矿 体厚度一般小于 6 m， 最大不得超过 8 m。 2 矿块结构参数 。单矿块沿走 向布置 ， 长为 5 0 m， 宽为矿体厚度， 阶段高度为 6 0 m一 1 6 0 m中 段 5 0 m ， 不 留顶柱 5 m， 间柱 6 m， 采用平底 结构 ， 出矿进路间距为 9～1 0 m。 3 采准切割。在矿 体下盘边界外 1 2 m左右 的岩石 中， 相对于阶段运输巷道抬高 1 0 m左右布置 沿脉出矿巷道 ， 在矿块两端的间柱内各掘一条顺路 人行天井 ， 天井内每隔 5 m高度 向两侧开掘联络道 与矿房相通 。在沿脉巷内每隔9 ． 5 m左右 向矿体掘 进出矿进路 ， 在矿体内靠下盘掘进拉底平巷 ， 从拉底 平巷 自矿体上下盘向上 4 5 。 拉堑沟。 4 凿岩落矿。矿房 回采 由拉底平巷 开始 ， 由 下至上 ， 由中央向两侧呈阶梯式后退 回采 ， 工作面中 央可超高两侧 3 m左右 ， 以保证两侧有较安 全的通 道与天井相通。落矿采用 7 6 5 5型凿岩机在靠 近底 板的矿堆上进行浅孔凿岩工作 ， 钎头直径为 3 8 m m， 炮孔直径为 4 0 mm， 孔 间距 约 1 m， 孔深为 2 ． 0 2 ． 5 m， 采用乳化炸药进行 采场爆破 ， 人 工装 药 ， 起 爆器起爆 。起爆两侧需采用钢板将下侧的采场联络 道封闭 ， 并在封闭钢板上留 3 0 c m左右的空隙 ， 作为 充填泄水 孔。起爆后应 确保上部 的采场 联络道贯 通 。 5 采场出矿。采场出矿分局部放矿和大量放 矿 2个阶段。每次爆破落矿 以后 ， 从采场下部放 出 崩落矿量 的 3 0 ％左右 ， 使 回采工作面保持 1 ． 8～ 2 m 高的作业空间。放 矿后应及时清理工作面松石 ， 平 整场地 ， 为下一循环作业做好准备。当矿块 全部开 采完毕后 ， 集 中放 出所有存 留矿石。为了减 少空场 的暴露时间， 降低贫化 ， 集中放矿阶段应加强出矿。 6 采场通风。采场工作面利用矿井主风流通 风 。新鲜风流由沿脉运输道经一侧人行天井进入采 场工作面， 污风由另一侧人行天井经上部 回风平巷 由回风井排出地表 。 7 充填作业。矿房 大量放矿结束后 ， 应进行 充填准备工作。首先将底部 出矿进路在矿体下盘矿 岩接触处封闭， 进行 阶段一次充填 。回采 1 6 0 m 中 段时 ， 为了提高回采率 ， 为下部 回采创造条件 ， 下部 6 m和上部 1 m采用较高灰砂 比的充填料浆进行充 填， 其余采用全尾砂进行充填。 8 主要经济技术指标。矿山采矿技术经济指 标见表 1 。 4 ． 2 分段凿岩 阶段矿房嗣后充填法 1 适用 条 件。急倾 斜 中等稳 固以上 中厚矿 体。 45 总第 5 5 4期 现代矿业 2 0 1 5年 6月第 6期 2 采场参数 。采场沿走 向布置 ， 矿房长度为 5 0 m， 间柱宽度为 6 m， 不 留顶底柱， 阶段高度一般 为 6 0 m， 分段凿岩高度为 1 6～ 2 0 m。 3 采准切割。在出矿水平距矿体下盘约 1 2 m 处布置出矿巷道 ， 在出矿巷道两侧 ， 按照 1 0 0 m左右 的间距布置溜井 ， 溜井为圆形断面， 直径为 3 m。垂 直于出矿巷道向间柱中间掘进天井联络道， 断面尺寸 为2 m X 2 m， 可以穿透矿体 ， 以确定矿体上盘边界 线。自天井联络道在矿体中间部位向上掘天井 ， 与上 中段穿脉贯通， 天井方形断面尺寸为 2 m X 2 m， 倾角 与矿体一致。从天井内按既定标高向矿房掘进分段 凿岩巷道与另外一侧天井贯通， 断面尺寸为 2 ． 5 m X 2 ． 5 m。垂直于出矿巷道向矿体布设出矿进路， 间距为 9～1 0 m， 并在矿体内向两侧间柱掘进切割巷道。在 矿房中部， 自切割巷道和分段凿岩巷道向上下盘掘进 切割横巷至矿体边界， 自切割横巷 向上掘进切割天 井， 并以此为 自由面拉切割槽。利用上中段的天井联 络道或穿脉或出矿进路作为充填井巷。 4 凿 岩爆破。采用 Y G Z - 9 0型钻机凿上 向扇 型中深孔 ， 钎头直径为 6 5 m m， 炮孑 L 直径为 7 0 m m， 孔底距 为 2 ． 0 m， 孔 口距 为 0 ． 5 m， 排距 为 1 ． 6 m。 落矿爆破采用孔底起爆技术 ， 即利用布置于孔底 的 起爆弹 自孔底反方 向起爆 ， 炮孔排 间采用毫秒微差 起 爆 。 5 出矿。采用斗容为 2 m 电动铲运机出矿。 6 通风。新鲜风流由进风中段水平经盘区斜 坡道或溜井进入出矿水平 ， 到达各出矿进路 ； 分段通 风由盘区斜坡道 ， 经凿岩联络巷到达各工作面 ， 由充 填井排出。为了保持 良好 的通风效果 ， 工作面注意 洒水除尘 ， 多设风门， 防止短路和污风反窜， 并增加 局扇加强通风。 7 充填 。矿柱采用尾砂 胶结充填 ， 矿房采 空 区的下部 6 m采用较大灰砂 比充填 ， 上部充填料浆 灰砂 比较低 。采场充填之前 ， 需要在出矿进路和分 段凿岩巷道 内构筑滤水隔墙 ， 隔墙为钢筋网结构 ， 采 空区安设滤水管， 滤水管末端从隔墙引出。 8 经济技术指标 。矿山采矿技术经济指标见 表 2 。 表 2 技术经济指标 充填 成本 ／ 元／ t 矿块 服务年限 ／a 主要材料消耗 炸 药 非电 雷管 钎头 钻孔套管 风管 水管 塑塑 铲运机轮胎 ／ k g ／ t ／ 发／ t ／ 个／ t ／ 根／ t ／ m／ t ／ m ／ t 凿岩机 铲运机 ／ 个／ t 0． 0 3 0． O 01 5 0． 0 4 0． 0 3 0． 0 0 5 0． 0 0 8 0 ． 0 0 0 1 5 结 语 针对矿山原有的浅孔 留矿采矿法以及上向分层 充填法所存在的问题 ， 对采矿方法进行了优化改造。 经优化后 ， 人员仅需在 6 r n以内跨度的空场下作业 ， 安全性得到了很大提高 ； 采场综合生产能力提高 了 2 0 0 ％ ， 生产能力大大提升， 有利于矿山早 日投产和 达产 ； 单采场的生产能力得到了提高 ， 需要的备采采 场和回采采场数量减少 ， 降低了现场管理难度 ； 多数 采场改用了中深孔凿岩方式 ， 提高了凿岩效率 ， 降低 了劳动强度 ， 损失率和贫化率也得到了进一步降低。 收稿 日期 2 0 1 4 1 2 ． 1 5 上接第 4 3页 带以下将具有更好的经济性 。 3 采用分段溜井布置方式 ， 与 中段胶带配合 实现了运输的均衡 。 4 全矿通过胶带运输改造 ， 已经达产 ， 顺利实 现了产能提升 ， 高效、 连续运输 。 参考文献 [ 1 ] 吴爱祥 ， 古德生， 余佑林． 我 国地下金属 矿 山连 续开采技 术 的 4 6 研究[ J ] ． 金属矿山 ， 1 9 9 8 7 1 3 ． [ 2] 刘敬 国， 程素 萍， 秦鹏渊 ， 等． 主矿胶 带运输 方案设 计[ J ] ． 金属 矿山 ， 2 0 0 8 1 1 4 6 - 1 4 7 ． [ 3 ] 马相松 ， 张正明， 魏 建海． 大顶 山矿 区中段 运输有 轨改 无轨的 研究[ J ] ． 有 色金属设计 ， 2 0 1 2 ， 3 9 2 1 - 4 ． [ 4] 战凯． 地 下金属矿 山无轨采矿装备发展趋 势[ J ] ． 采矿技术 ， 2 0 0 6 ， 6 3 3 4 - 3 8 ． 收稿 E l 期 2 0 1 5 - 0 1 2 0