大尹格庄金矿采矿方法的沿革及优化(1).pdf

第5 7 卷 第6 期 有 色 金属 矿山部分 2 0 0 5 年1 1 月 大尹格庄金矿采矿方法的沿革及优化 刘明泉① 李龙义① 史雷言② ① 招金矿业股份有限公 司大尹格庄金矿， ② 栖霞市黄金公司 摘要 本文以实例的形式， 介绍了大尹格庄矿采矿方法的沿革及优化过程， 并着重介绍了机械化大生产条 件下优化后的回采方案及创新点。 关键词 采矿方法沿革优化 招金矿业股份公司大尹格庄金矿是一座国内现 代化程度较高的矿山之一， 单井采选综合生产能力 达 2 5 0 0 t ／ d ， 一个很重要的原因就是在采矿方法的研 究和应用上注重投入、 注重创新。现就我矿采矿方 法的沿革及优化作-I J , 结， 供兄弟矿山借鉴。 1 地质概 况 大尹格庄金矿为蚀变岩型大型金矿床。主要工 业矿体产于招平断裂蚀变带下盘绢英岩、 绢英岩化 花岗闪长岩质碎裂岩、 绢英化花岗闪长岩中。主要 工业矿体隐伏于地下， 埋藏深、 品位低、 水平厚度大， 一 般水平厚度达 2 0 m以上 ， 最厚达 1 0 0 m以上 ； 且矿 体连续性好， 局部有分枝复合现象。矿体呈缓倾斜 产出， 倾角 1 8 。～5 1 。 。矿 岩上 下盘界限均不 明显 ， 需用化验圈定矿体边界。矿岩中均无含水层， 局部 有少量淋帮水， 水文地质条件简单。矿石及上下盘 岩石较稳固 ， 局部破碎 ， 节理裂隙发育。 2 采矿方法沿革史 投产初期 ， 大尹格庄金矿 由人工出矿 ， 采选能力 为3 5 0 t ／ d 。使用传统的上向水平分层尾砂充填法， 梯段非连续回采。垂直矿体走向布置矿块， 矿块宽 度以 7 ． 5 m 和 1 5 m为主。但 随着铲运机 出矿的推 广， 井下机械化程度 的提高 ， 逐步过渡形成 了典型的 “ 盘区式上 向水平分层尾矿充填采矿法” 。尔后 由 于隔墙和泄水井 的成功研制 ， 形成 了“ 盘区连续 回 采隔墙尾砂充填采矿法 ” ， 采选能力 已达 5 0 0 t ／ d以 上 图 1 。但矿块 的结构参数未变 ， 只是不 留间柱 梯段连续 回采 表 1 。随着 企业走规模经 营的路 子， 现有能力远远不能满足市场的要求， 更与现有地 质储量不相匹配 ， 三期工程于 2 0 0 0年建成投产 ， 采 选规模扩大为 2 5 0 0 t ／ d 。根据矿石的稳 固程度分别 将采场放宽至 1 0 m、 1 5 m、 2 0 m和 3 0 m不等。1 0 m、 1 5 m沿用前法 ， 采场 间仅 留 2 m 间柱 。2 0 m、 3 0 m改 为点柱式， 间柱同前 图2 。调整了装备水平， 其中 进口凿岩台车两 台、 锚杆 台车一 台 、 B T I碎石 机两 台。购置大小铲运机 2 7台 ， C A一8型地 下卡车 3 辆 ， 起到了很好的效果。 表 1 上向水平分层尾砂充填采矿方法沿革表 序号 采矿方法形式 使用时间 结构参数 凿 岩 、 出矿方式 O l 传统式 1 9 9 1 年 ～1 9 9 4年 垂走 向， 宽 7 ． 5 m和 1 5 m， 留间柱 7 6 5 5 、 人工 0 2 盘区式 1 9 9 4年 ～1 9 9 5年 垂走 向， 宽 7 ． 5 m和 1 5 m， 留间柱 7 6 5 5 、 铲运机 0 3 盘区连续 回采隔墙 1 9 9 6年 ～1 9 9 9年 垂走 向， 宽 7 ． 5 m和 1 5 m， 不 留间柱 7 6 5 5、 铲运机 0 4 机械化盘 区点柱式 2 0 0 0年 ～至今 垂走 向， 宽 2 0～3 0 m， 留间柱 台车 、 7 6 5 5铲运机 、 卡车 0 5 机械化盘 区式 2 0 0 0年 ～至今 垂走 向， 宽 1 0～1 5 m， 留间柱 台车 、 7 6 5 5铲运机 、 卡车 刘明泉高级工程师 山东招远2 6 5 4 1 4 维普资讯 6 有 色 金属 矿山部 分 第5 7 卷 1 T I A 放大 图 1 盘区连续 回采隔墙尾砂充填采矿法 1 一分段巷道 ； 2 一 充填泄水井 ； 3 一采场联络道 ； 4 一溜矿井 ； 5 一溜井联络道 ； 6 一通风联络道 。 3 优化方案介 绍 1 方案概述。盘区和采场均垂直于矿体走向 布置 ， 盘区宽 6 0 m， 采场宽 3 0 m， 长为水平厚度 4 0 1 0 0 m 。中段高度为9 0 m， 分段高度为 1 4 m， 分层落 矿高度 3 m， 采场不留顶柱， 留 8 m底柱。两相邻采 场间留2 m的连续矿壁， 由下盘脉外斜坡道每隔 1 4 m垂高掘脉外分段巷联络道和分段平巷， 然后自 分段平巷沿盘区中心线布置分层联络道。每分层的 第一分层联络道由分段平巷 向采场以 9 。 左右 据现 用设备的理想爬坡能力而定 下坡掘进 6 0 m至矿体 下盘 ， 其余分层 的联 络道则采用挑顶 、 垫底方 式形 成， 联络道最大上坡角度仍为 9 。 ， 斜长 4 0 m 。在矿 体下盘掘进矿石溜井与分段平巷相通。采场中央布 置充填回风天井， 分别与上下 中段相通。用凿岩 台 车， 2 岩石炸药落矿， 电动铲运机与卡车联合出矿， 分级尾砂充填， 自上而下分层回采， 最大控顶高度 4 ． 5 m 图 2 。 2 采场结构参数的匹配。通过2 矿体空间展 布的原始条件和力学模型 采用平面应变模 型 分 析得知 当单层矿体采场跨度为 1 5 m时， 顶板内的 最大拉应力仅为 0 ． 4 7 2 M P a ， 一般的岩体均能承受。 当采场跨度增大至 2 0 m时， 顶板最大拉应力值达到 了 1 ． 3 8 4 MP a ， 处 于失稳 的临界 状态。采场跨 度为 2 5 m时 ， 顶板的最 大拉应力值 达到了 2 ． 1 0 3 MP a ， 只 有稳定性较好的岩体， 才能经得起 2 。 1 0 3 M P a 拉应 力。当采场跨度为 3 0 m和3 5 m时， 必须在采场的长 度方 向给予一定的约束 ， 才能维持采场顶板的稳固。 当多层矿体平行排列时， 随着 回采高度 的增加， 顶板最大拉应力 由小到大， 然后又降了下来。中央 高度处是拉应力最大 的部位 ， 也 即最危险部位。最 大主应力和最大剪应力发生在小厚度的夹壁 内， 当 底部开挖时这两个数值均较大 ， 随着 回采高度 的增 加 ， 立即就降了下来 ， 随后又逐渐增加。顶板位移则 一 直呈增加趋势 。此外 ， 随着 回采高度的增加， 岩层 屈服破坏的范围不断扩大 。 由此可见 ， 顶板拉应力是导致上 向水平分层充 填采矿法顶板失稳 的根本原 因， 顶板应力 的大小又 与采场跨度直接相关 。然而 ， 在某些情况下 ， 采场跨 度不便随意改变， 只好依据矿体厚度而定， 只能在采 场长度上做文章 ， 由此便出现 了一个采场长 和宽尺 寸匹配的问题。通过数值模拟计算结果， 2号矿体 岩石地段暴露面积为 1 2 0 0 m 左右。现推荐盘区及 采场结构尺寸如表 2所示 。 表 2 盘区及采场结构尺寸推荐值 采 区长度 3 0 m 4 0 m 5 0 m 6 0 m 9 0 m 采 场跨度 ≤4 5 m ≤3 0 m ≤2 4 m ≤2 0 m ≤1 8 m 维普资讯 第6期 刘明泉等 大尹格庄金矿采矿方法的沿革及优化 7 图 2 盘区机械化上向分层充填采矿方法 1 一分段巷道 ； 2 一采场联络道 ； 3 一溜井段巷道 ； 4 一溜矿井 ； 5 一 充填 、 通风 、 泄水井 ； 6 一通风联络道 ； 7 一 一 2 9 0 m中段运输巷道 ； 8 一 一 3 8 0 m中段运 输巷道 。 3 采 准切割工程 布置。采场下 盘脉外斜坡 柱间距。为确保矿块间柱的厚度和最大限度回收资 道、 脉内、 脉外溜井联合采准方案。从脉外断面为 源， 采场边界落矿时， 须边打探眼边落矿， 对富矿段 3 ． 6 m 3 ． 7 m的斜坡道每隔 1 4 ． 0 m垂高 向矿体掘进 矿块间柱可适当减小 ， 以不跑漏尾砂为准。为了确 断面为3 ． 6 m 3 ． 0 m的分段联络道与分段巷相联， 保方案的实施， 在每分层验收时， 地测人员使用 分段平巷设在距矿体下盘边界 5 0 m左右的围岩中，t c r 4 0 5 1 l e i c a 全站仪对采场边界进行严格的控制和 沿矿体走向布置， 掘进断面为3 ． 6 m 3 ． 0 m； 然后 自 分段平巷沿采场中心线方向按 ≤9 ％下坡掘进断面 为 3 ． 2 m 3 ． 0 m的分层联络道至矿体。在盘 区内下 盘分段平巷与联络道的巷道交汇处附近布置规格为 2 ． 5 m2 ． 5 m的脉外矿石溜井 ， 用 出矿联络道与其 连通。同时在底柱 内于采场平面中心区域掘进顺路 短溜井。每个采场中靠近上盘布置有规格为 2 m 2 m的充填 回风天井 ， 与上 中段回风巷道相通。 分层回采仍从联络道入 口处开始 ， 首先沿采场 中央 自下盘向上盘方向压顶落矿， 形成 6～ 8 m宽度 的切割槽至采场上盘边界 ， 然后再从切割槽 向两侧 连续压顶落矿。当矿体为多层矿时， 先采上盘矿体， 最后采下盘矿体， 直至本分层采完为止。若单层矿 体水平厚度超过 2 0 m， 需据矿石的稳固程度决定预 留点柱 ， 点 柱一定要设 在采 场 中间， 规格 为 4 m 4 m， 柱与柱之间一般为 1 2 m。若有低 品位矿层和夹 石一定要保护好， 并留作矿柱， 可适当增加富矿段矿 监 测 。 4 凿岩落矿。采用 芬兰汤姆洛克 ME R C U R Y I F D 4一 E 5 0全液压凿岩 台车施工水平浅孔 ， 以 7 6 5 5 气腿式 凿岩 机辅 助 作业 。炮 孔 直 径 4 0 m m， 孔深 3 ． 8 m。优化后 的最佳落矿参 数为孔距 1 ． 1 m， 排距 0 ． 8 m， 装药系数 0 ． 8 ； 光面爆破参数为孔距 0 ． 6 m， 光 面层厚 0 ． 7 m， 装药线密度 0 ． 2 k g ／ m。采用 2 岩石铵 梯炸药全断面非电导爆管一次性起爆。 4 通风 、 除尘 、 排险 、 出矿 、 二次破碎。爆破完 毕后 ， 靠主扇通风 ， 新鲜风从斜坡道依次进入分段联 络道 、 分段巷 、 分层联络道 、 采场 ， 污风由天井排至上 水平回风巷 ， 1 5 m i n左右 可达安全生产标准。尔后 ， 人工洒水除尘 、 排险， 即可出矿。 出矿用衡 阳力达铲运 机制造有 限公 司生产 的 C A一8型地下卡车和 C Y E一1 ． 5型 电动铲运机或 同 型内燃机联合作业将矿石搬运至盘区脉外溜矿井 中， 或由铲运机直接将矿石搬至脉外溜井和采场顺 维普资讯 8 有 色 金属 矿山 部分 第5 7 卷 路溜井。最终经 5 ． 5 k W 振动放矿机放入 4 m 底卸 式矿车， 由 l O t 电机车双机牵引至卸载站卸入原矿 仓 ， 经井下 9 0 0 mm1 2 0 0 m m颚式破碎机一级破碎 至 2 5 0 c m 以下 ， 暂存于成品矿仓 之 中， 再 由 5 ． 5 k W 振动放矿机卸入皮带运输机 ， 经计重漏斗装入箕斗 ， 提至地表原矿仓。 铲运机在出矿过程中将矿堆 中的大块 一般为 2 ％左右 ， 集中堆放在采场工作面， 由加拿大 B T I 公司生产的 T M1 2 H D ／ T B 7 2 5 X型移动式液压碎石机 进行破碎后 ， 再 由铲运机清除。 6 采场充填。在每一分层回采完毕分层验收 前 ， 要将采场残矿彻底清理干净 ， 并将生产时铲运机 运行尾砂面下挖 2 0 c m 粉矿富集， 品位高 。验收 合格后， 立即进行采场充填的准备工作。准备工作 包括加高顺路钢质溜矿井、 安设充填体泄水口、 压顶 垫高分层联络道和脉间联络道、 架设充填管道等。 充填料浆由地表充填搅拌站供应， 用管道 自流输送 至采场 ， 充填料为选厂 2 0 0目分级尾砂 。同时 ， 在 本分段或上分段掘进工作面有掘进废石时， 则在尾 砂充填前， 用铲运机或地下卡车先行运至采场充填。 分层每次充填高度为 3 m左右， 以保留 1 ． 0～ 1 ． 5 m 的空间作为回采落矿的自由空间。充填体中的水分 经预先埋设的波纹滤水管或 由顺路钢质溜井上的滤 水口泄入溜矿井流出， 充填结束后 3 0 m i n 左右可从 分层联络道用虹吸法或用泵强行将水排出 ， 以减少 泄水时间， 减小渗透水对相邻采场造成不良影响， 快 速提高充填体的强度， 利于马上落矿生产。通过用 这一措施每次充填到设计高度后， 经过 2 4 h的滤水 时间， 即可开始后分层的回采 。 7 采场顶板管理 。采场顶板维护 中采取 了如 下主要措施 ①严格控制采场的结构尺寸， 保证采场顶板的 最大暴露面积不大于极限暴露面积 1 2 0 0 m 。 ②在矿体水平厚度大于 2 0 m的厚大部分区域， 在采场中布置 4 m4 m 的不规则点柱支撑顶板 ， 并 将点柱尽量位于矿石品位较低的部位。 ③对于暴露顶板节理裂隙发育的部分区域和部 位， 特别是由于不同方向的裂隙彼此交叉切割而形 成“ 倒三角” 楔体的部位， 则视具体情况分别采用长 锚索、 锚杆和金属网联合支护。长锚索支护时， 用 Y G Z一 9 0钻打眼， 孔径 6 0 m m， 孔深 1 0～1 6 m， 内置 2 j 1 6 m m螺纹钢筋， 砂浆灌注孔全长； 锚杆安装采用 芬兰汤姆洛克公司生产的 M E R C U R Y I B I 3 4 E 6 0型 锚杆台车作业， 锚杆为涨壳式锚杆。或者在矿堆上 用 7 6 5 5凿岩机打眼和安装管缝式锚杆 ， 锚杆长度一 般为 1 ． 8 m， 安装 网度为 1 ． 0 m 1 ． 0 m； 金属 网用 2 j 3 mm钢丝点焊而成 ， 网度尺寸 为 1 0 0 m m1 0 0 m m， 安装锚杆时一同安装。 ④在回采落矿过程中， 为了尽可能减少爆破对 采场顶板岩体的破坏， 在落矿边界采用光面爆破技 术 ， 光面爆破孔径为 4 0 mm， 孔距为 0 ． 6 m， 光面层厚 为0 ． 7 m与落矿孔同次滞后起爆。光爆面平整光 滑 ， 既减少了爆破对顶板表面的破坏 ， 又大大避免了 局部边界的应力集 中。 ⑤提高采矿强度， 缩短回采周期， 降低采场顶板 地压。采场地压随着空 间暴露时间的增加而增大 ， 加快回采进度， 有利于降低采场显现的最大地压峰 值 ， 达到安全 回采的 目的。 ⑥采场顶板下沉位移观测。顶板下沉量与该处 顶板的暴露时间成正比。一定岩性岩体的最大允许 下沉量有一定的范围。因此， 根据顶板的绝对下沉 变形量， 可作为顶板稳定性的间接判据。采场在分 层 回采过程中， 从 中央切割槽形成就在顶板布置观 测点 ， 并在分段巷道顶板上布置观测基准点 ， 用水准 测量仪每周测量一次观测点的变化， 计算出观测点 处顶板的绝对下沉位移量， 并和岩体的最大允许位 移量相对照， 定性判断采场顶板的安全状态 。 ⑦“ 岩音定位” 监测预报系统。盘区布设了一 套 S T L一 8型岩音监测定位系统 。在采场上部周边 不同高度处分别布设了 6 个探头， 各探头所接收到 的岩音信号被传送到位于附近硐室中的计算机进行 处理， 可较准确地预报岩体冒落的时间和位置。大 大增强了采场顶板的安全性和可预见性。 ⑧采场作业制度。采场由下列人员构成 凿岩 爆破工3人， 铲运机工 3 人， 运输工、 维修工、 电工各 班统一安排。凿岩爆破工负责采场的凿岩爆破及大 块破碎工作； 铲运机工负责采场的排险、 洒水降尘、 出矿、 平场工作。采用凿岩台车凿岩， 碎石机破碎， 电动 、 柴油铲运机及坑 内卡车联合 出矿 ， 每天 3班 ， 每班作业 8 h 。 4 主要技术 经济指标 盘区综合生产能力 采场综合生产能力 采矿损失率 采矿贫化率 千吨采切 比 每 m炮孔崩矿量 6 2 4t ／ d 3 1 2t ／d 5． 6 8％ 7．1 5％ 8 4． 6 3 m ／k t 2 ． 4t ／ ／ m 维普资讯 第 6 期 刘明泉等 大尹格庄金矿采矿方法的沿革及优化 9 凿岩台效 凿岩工效 出矿台效 出矿工效 采矿直接成本 单位矿石总成本 5 创新点 4 9 6 t ／ 台班 2 4 8 t ／ 工班 2 4 8 t ／ ／ 台班 1 2 4 t ／ ／ 工班 1 9 ． o 7 t 8 9 。 4 7元／ t 1 全套自行无轨采矿设备配套作业。采用芬 兰汤姆洛克公 司 M E R C U R Y I F I 4一E 5 0全液压凿 岩台车凿岩、 国产 C Y E一 1 ． 5型电动铲运机和 C A一 8 型地下卡车联合出矿， 同时采用T M1 2 H D ／ T B 7 2 5 X 移动式液压碎石机破碎大块， 采用M E R C U R Y I F 13 4 一 E 6 0 型锚杆台车局部支护顶板， 实现了采矿过程 的无轨化高效作业， 其装备水平和综合配套性能均 处于国内领先 ， 达到国际先进水平 。 2 矿石回采中 采用光面爆破落矿。分层回采作 业中， 采用水平浅孔落矿， 边孑 L 的布置网度和装药结构 按光面爆破参数和要求， 与崩矿爆破孑 L 滞后同时起爆， 减少爆破对采场顶板岩体的破坏， 增强了顶板的稳定 性 ， 同时还简化了爆破施工工艺和浮石处理。 3 用水准测量监测采场顶板下沉。在分段平 巷中布置水准测量基点， 在暴露顶板中央布置监测 点， 使用水准测量仪每周定期进行一次监测点高程 测量， 以测点高程的变化计算出顶板的下沉量。 4 顶板破坏定位监测。采场顶板破坏冒落是 岩体中积聚能量释放的表现形式， 伴随这一过程部 分能量转化为声波。试验采场周边不同平面位置和 高程布设有 S t 1 8型声发射智能监测系统的6个 探头， 主要根据岩体冒落前发出声波的频率 一般 为 1 O 一 2 0／ m i n ， 实现顶板冒落定位和定时预报。 6 经济效益 根据矿山三期开采工程设计， 矿石生产规模为 8 2 。 5 万 t ／ a ， 预计采用本法担负的矿石量可达4 5 万 t ／ a ， 年直接经济效益可达 2 1 8 0万元 。设 计开采范 围服务年限为 1 4 a ， 预计可创总经济效益 3 亿元。 7 结 论 1 盘区机械化高效采矿综合技术研究， 采用 优选法选择采矿方法， 用计算机数值模拟方法优化 采场结构参数， 以全套自行无轨采矿设备取代原有 的单纯铲运机作业， 并用正交试验方法优化采矿爆 破参数， 用非胶结分级尾砂分层充填， 同时通过动态 跟踪监测采场顶板稳定性和采用多种手段维护采场 顶板安全， 实现了高效率低成本无轨化安全开采， 成 功地解决了中厚矿体的高效采矿综合技术难题。其 综合研究成果属国内首创， 达到国际先进水平。 2 盘区综合生产能力 6 2 4 t／ d 、 采场综合生产 能力 3 1 2 t ／ d 、 采 矿损 失 率 5 ． 6 8 ％、 采 矿 贫化 率 7 。 1 5 ％、 采矿直接生产成本 1 9 。 0 7 t 的技术经济 指标， 部分处于国际领先水平。 3 采用分段采准分层回采工艺， 采准工程量小， 降低采矿直接成本， 在分层回采过程中能根据地质情 况的变化， 随时调整回 采边界， 灵活而有效地控制矿石 的损失和贫化。同时， 能够增加采场工作面， 出矿能力 调节余地大， 有利于实现矿山的高产和稳产。 4 该方法采用全套无轨 自行设备联合作业， 既提高了采矿的机械化装备水平， 使工人劳动强度 大为降低， 又使全员劳动生产率大大提高， 同时有效 地降低了矿石的生产成本， 为矿山带来较大的经济 效益。实践证明， 无轨采矿设备配套作业是实行高 效采矿的有效手段。 5 用计算机数值模拟方法分析采场的稳定 性， 其分析方法先进， 分析结果准确。以此为依据的 采场结构设计参数合理， 既最大限度地利用了矿岩 体的自支撑能力， 又保证了试验采场顶板的稳定和 安全， 充分发挥无轨采矿设备作业的高效率。 6 通过正交试验优化爆破参数， 改善了回采 落矿爆破效果， 提高采场出矿效率。对于落矿爆破 边孔采用光面控制爆破， 尽量减轻爆破对顶板的破 坏， 有利维护采场顶板的稳定。 7 采场 中用预留点柱支撑顶板 ， 对 矿岩稳 固 性较差的局部用长锚索、 锚杆网或锚杆金属网联合 护顶 ， 对维护大暴露面顶板的稳定是切实有效的。 8 用水准测量方法监测采场顶板下沉位移， 是一种直观、 准确、 实用的监测方法； 同时用声发射 监测定位预报系统监测顶板的稳定性， 实现采场顶 板破坏冒落的定位预报， 它使回采工作面顶板安全 性处于有效的监控之下， 增加了人员设备的作业安 全感， 不失为一种采场顶板管理的有效方法和手段， 是该系统应用上的创新 ， 对大暴露面采场顶板的管 理有较大的推广意义 。 9 今后应进一步完善各工序设备能力的优化 配套， 加强采场通风管理， 切实控制回采边界和点柱 尺寸及位置， 可望进一步提高盘区及采场的生产能 力， 改善技术经济指标。 口 维普资讯