黄金洞金矿厚大破碎矿体开采的研究与实践.pdf

S e r i a 1 No ． 511 N o v e mb e r ． 2 O 1 l 技术交流 现代矿业 M0DERN MI NI NG 黄金洞金矿厚大破碎矿体开采的研究与实践 刘方求 冯 壹 郑剑洪 湖南黄金洞矿业有限责任公司 总 第5 1 1 期 2 0 1 】 年 1 1月第 1 I 期 摘 要厚大破碎矿体 由于顶板暴露面积大 ， 采场极 易出现塌方， 安全、 高效、 低贫损开采是其 开采的关键 。以黄金洞金矿厚 大破碎矿体为研 究对象， 针对原采矿方法存在的支护成本高、 生产效 率低 、 矿石损失大和顸板 易冒落等技术难题开展 了研 究， 提 出了 S Y Z型水压支柱控顸与小型挖机 出矿相结合的上向进路充填采矿法， 详细地介绍了采场结构和 回采．3 2 艺及所取得的主要技 术经济 指标 。 关键词 厚大破碎矿体采矿方法水压 支柱 小型挖机上向进路充填 湖南 黄金洞 矿业有 限责任公 司 原 黄金洞金 矿是一个具有 4 0 0多年开采历史 的老矿 ， 位于湖 南省平江县黄金洞乡境内， 是目前国内最大的高砷 高硫难选矿山生产企业之一。黄金洞金矿金塘矿区 3 脉属于难采厚大破碎矿体， 公司先后进行了崩落 采矿 法、 长锚索 网护顶采 矿法， 均未取得成功 。为 此 ， 采用采空区顶板暴露面积较小的水压支柱控顶 与小型挖机出矿相结合的上向进路充填采矿法， 对 3 脉进行采矿试验。 1 开采技术条件及存在问题 黄金洞金矿金塘矿区 3 脉 为厚大矿体 ， 近东西 走 向， 矿脉厚度为 1 0～6 0 m， 平均脉厚 4 0 m， 倾角 4 5 。 ～ 5 5 。 ， 平均 5 0 。 ， 矿脉下盘稳固， 矿脉及上盘均非 常破碎， 节理与裂隙极发育 ， 矿石多为网状石英脉夹 破碎蚀变板岩矿石及少量泥质岩夹石英岩型矿石 ， 遇水泥化严重 ， 属难采厚大破碎矿体 。 开采不稳固顶板覆盖下的矿体一直是困扰采矿 的重要难题之一， 尤其厚大矿体， 由于顶板暴露面积 大 ， 采场极易出现塌方_ 】 。 目前黄金洞金矿金塘矿 区采用上向进路充填采矿法开采 ， 但存在以下问题 ①木材支护成本高； ②采矿过程主要靠人工作业， 特 别是工作面出矿和废石充填， 基本靠人工搬运完成， 工人劳动强度大， 劳动效率低； ③以人工砌袋接顶充 填， 密实性差， 充填效果差； ④采空区顶板 自然垮塌 现象严重 ， 安全隐患大； ⑤采空区顶棚垮塌， 作业人 刘方求 1 9 6 9 一 ， 男， 副总经理， 工程师， 4 1 4 5 0 7湖南省岳阳市 平江县黄金洞乡。 5 6 员无法进入 ， 矿石损失大。 2 采矿方法及出矿 2 ． 1 采矿方法 采用水压支柱控顶与小型挖机出矿相结合的 向进路充填采矿法开采 ， 以水压支柱为护顶_ [ 具 ， 对 回采工作面附近的空区进行临时地压管理、 ， 废 充填采空区， 以小型挖机配合斗车完成 出矿和充填 工艺 。 2 ． 2 S Y Z型水压支柱系统 S Y Z型水压支柱系统由水压支柱和增压泵两部 分组成。水压支柱 由柱体 和承压顶架构成 ， 支柱底 座可套承压板 ， 对松软、 破碎的顶底板 均可适应 ， 柱 体与柱体之间用钢构件连接 ， 形成网状结构 ， 对顶板 实施主动支撑 j 。水压支柱的初撑载荷为 1 6 0 k N 0～ 2 0 0 k N可调 ， 柱体的支撑高度在1 5 0 0～ 2 4 0 0 I I I 1T I 调节 ， 水压支柱 的安设 、 回收可在 3 m外遥控操 作。水压支柱具有安全 、 稳定 、 环保等优点 ， 增压泵 由泵体及其附件组成 ， 以空气为动力 ， 以水 为介质， 对环境几乎不造成污染 ， 最少启动压力为 0 ． 1 MP a ， 最大输 出压 力为 3 0 MP a ， 泵重 2 7 k g ， 附件总重 5 ，因而增压泵具有启动压力小 、 输 出压力大、 重 肇 轻、 环保性能好等优点。 2 ． 3 0 8型井下用小型挖机 0 8型井下用小型挖机具有稳定性好 、 重量轻 、 结构紧凑 、 灵活高效 、 耐用 、 环保等优点 ， 其技术指标 已达到国际先进水平。其使用特点 ①以电力做驱 动力 ， 电机功率 7 ． 5 k W， 对井下空气无污染 。 环保性 能好； ②附带液压破碎锤， 可辅助破碎大块、 处理松 石 ， 与矿车配套完成矿岩的装载及运输任务 ； ③借助 刘方求冯 壹等 黄金洞金矿厚大破碎矿体开采的研究与实践 2 0 1 1年 1 1月第 1 1期 于铲斗的特殊设计 ， 能较好地用于巷道进路式回采 空间的接顶充填； ④通过试验对比， 装岩效率是耙岩 机的 1 ． 5倍 ， 是人工 5人同时作业 的 3倍 ； ⑤成本 低 ， 装载成本是耙岩机的 6 5 ％， 是人工 5人 同时作 业 的 3 5 ％。 3工业试验 3 ． 1 试验采场 试验采场选在金塘矿 区 3 脉 一2 0 11 1 中段 的 4 矿体。该矿体平均倾角约5 0 。 ， 垂高约 4 0 IT I ， 矿脉走 向长约 1 0 0 1 T I ， 倾 向长约为 5 2 m， 矿脉平 均厚度约 3 0 m， 平均含金地质品位 5 ． 1 7 d ， 平均含砷地质品 位 1 ． 1 2 ％ ， 含硫地质品位 0 ． 7 7 ％ 。矿石类型为含金 网状石英脉夹破碎蚀变板岩， 矿石遇水泥化。矿体 及围岩节理裂隙发育， 特别是上盘围岩和矿体与断 层相交部位 ， 岩体破碎 ， 稳 固性极差 。 3 ． 2 试验矿块布置及结构参数 试验矿块沿矿体走 向布置 ， 按 5 0 m划分矿块 ， 阶段高度 4 0 m， 宽度 为矿体 厚度。以分层凿 岩爆 破 、 分层出矿和分层充填方式 ， 自下而上分层进路式 回采， 分层高度为 2 ． 2 m。回采进路沿矿体走向连 续推进 ， 回采进路宽为 2 ． 2 m， 高为 2 ． 2 m， 长为矿层 全厚。工作面采用 O 8型井下用小型挖机出矿 ， 顺路 溜井溜矿至阶段运输平巷装入矿车运 出。试验矿块 采矿方案见图 1 。 图 1试验矿块 采矿方案 1 一充填天井 ； 2 一 回风天井 ； 3 一上中段运输平巷 ； 4 一 水压支柱 ； 5 一挖机； 6 一斗车； 7 ～顺路通风上山； 8 一穿脉平巷； 9 一矿石溜井； 1 0 一中段运输平巷； 1 1 一斜坡道 ； 1 2 一充填联络 巷； 1 3 一废石充填体 3 ． 3采准切 割 工程 掘进断面为 2 ． 2 m2 ． 2 m的充填联络巷 ， 掘进 断面为 2 ． 2 m2 ． 2 m的溜井联络巷 ， 然后在阶段运 输平巷向上 以大于 4 5 。 的倾角向上朝矿体方向掘进 断面为 1 ． 0 m 1 ． 0 m的放矿斗穿， 同时在充填联络 巷和溜井联络巷分别向上掘进断面为 1 ． 8 m 1 ． 6 m 的充填天井 和回风天井 至上 中段水平 ， 并与 大于4 5 。 倾角斜向上中段运输平巷底板相通。以沿 脉切割平巷作为初始 自由面垂直矿脉走 向掘进断面 为 2 m X 2 m穿脉回采进路 。 3 ． 4 回采工艺与技术 采用分段爆破法进行 回采 ， 一次爆破分段长度 为 3 ． 0～ 3 ． 5 11 1 ， 分段宽度为回采进路宽度。由于顶 板矿岩破碎， 采空区暴露面不宜过大， 故待充填进路 采空区为一条。每一分层有两条回采进路同时推 进 ， 两 回采进路的间距为 2 0 m。 1 凿 岩 与 崩 矿 。用 7 6 5 5 型 凿 岩 机 钻 凿 2 m m浅孔 ， 孔深 为 2 ． 4 1T I ， 炮 眼采 用水平 “ 梅花 形” 布孔方式， 侧向崩矿， 即逆回采进路掘进方向崩 矿 。 2 通风。新鲜风流从采场下部中段运输平巷 经顺路通风上山、 溜井联络巷进入采场 ， 污风从 回风 天井进入上中段平巷， 再经各级通风斜井排出。 3 采场顶板管理。在底板沿脉切割平巷和回 采穿脉进路施工过程中， 随着掘进工作面向前推进 ， 进路空区均以水压支柱支撑顶板， 水压支柱的设计 排距为 2 ． 0 2 ． 2 m， 设计间距为 0 ． 6～ 0 ． 8 IT I 。 4 出矿。以挖机配 斗车为出矿设 备 ， 以分层 底板沿脉切割平巷和溜井联络巷作为斗车运输平巷 出矿 。 5 撤柱与充填。撤柱的顺序是从里向外依次 撤卸， 撤柱时， 作业人员站在 3 1T I 外遥控操作。撤卸 完水压支柱后 ， 用挖机将这段 回采进路空 区密实充 填好 。 3 ． 5 工业试验结果及主要技术经济指标 通过现场工业试验 ， 与原采矿方法相 比大大提 高了出矿能力和效率， 支护成本大大降低。经现场 统计， 主要技术经济指标见表 1 。工业试验证明， 该 采矿方法作业机动灵活、 安全性好、 开采成本低、 生 产能力大， 是一种适合于黄金洞金矿倾斜厚大破碎 矿体的理想采矿方法。 表 1 试验矿块主要技术经济指标 4 结语 1 现场工业试验证 明 水压支柱护顶 ， 能有效 控制采空区顶板， 避免采场顶板垮塌， 提高作业环境 安全； 小型挖机出矿与充填， 减轻了出矿和充填工人 的劳动强度， 提高了劳动生产率， 缩短了矿房回采周 期 。 2 在初始试验阶段， 挖机装矿与斗车运矿、 挖 机充填与斗车运料等工序之间的衔接不是很密切， 采 矿工艺效率没有完全体现出来 ， 下转第7 4 页 7 总第 5 1 1期 现代矿业 2 0 1 1年 1 1月第 1 1 期 1 0 ． 1 ％的尾矿， 精矿 T F e 品位为 1 8 ． 5 ％， T F e 回收率 为9 0 ． 2 3 ％； 弱磁粗选所得粗精矿破碎到一 3 Irll m， 再 经 C G 2永磁多辊干选机精选后 ， 抛弃尾矿 T F e品位 8 ． O ％； 经 过 两 次 磁 选 最 终 可 抛 弃 尾 矿 总 产 率 3 8 ． O ％ ， 最终尾矿 T F e品位 8 ． 9 ％ ， 最终精矿 T F e品 位 2 2 ． 6 ％ ， 精矿 T F e总回收率 8 0 ． 3 7 ％。对 比表 6 和表 2铁物相分析结果可知 物料经过 B X筒式永 磁干选机弱磁粗选和 C G 2型永磁多辊干选机精选 后 ， 物 料 中磁 性 铁 占有 率 由 6 6 ． 2 7 ％ 提 高 到 了 8 0 ． 0 9 ％ ， 赤褐铁矿 和硅酸盐 中铁 的占有 率分别 由 2 7 ． 8 1 ％ 、 5 ． 3 3 ％下降到了 1 5 ． 9 3 ％和 1 ． 3 3 ％。经计 算精矿中磁铁 回收率为 9 7 ． 1 3 ％， 说明通过两次弱 磁预选抛弃了大部分非磁性铁 ， T F e品位2 2 ． 6 ％ 的 精矿经过换算相当于T F e 品位 2 7 ． 3 ％的原矿， 满足 人磨物料的 T F e品位要求。 3 结 语 极贫磁铁矿经过干式预选提高 T F e品位后 ， 所 得粗精矿与包钢巴润矿业有限公司选矿厂现生产工 艺中最终破碎产品一起给入一段磨矿作业 ， 不再建 设磨矿选别车间。因为 B X筒式永磁干选机 处理 量大 和C G 2 永磁多辊干选机 适合细粒干式磁选 各有优点， 因此干式预选推荐两种选 矿设备 流程 。 第一种预选选矿流程 B X筒式磁选机 中铁精矿磁 性铁含量为7 8 ． 1 8 ％， 磁性铁回收率 9 9 ． 5 ％， T F e品 位 2 2 ． 0 ％ 的 铁 精 矿 经 过 换 算 相 当 于 T F e品 位 2 6 ． 0 ％的原矿。第二种预选选矿流程 C G 2永磁多 辊干选机 中铁精矿磁性铁含量为 8 0 ． 0 9 ％ ， 磁性铁 回收率9 7 ． 1 3 ％ ， T F e品位 2 2 ． 6 ％的铁精矿经过换算 相当于 T F e品位 2 7 ． 3 ％的原矿。应用预选流程可 及时抛尾 ， 免去新建磨选车间 ， 可经济地处理白云鄂 博西矿超贫磁铁矿， 由此提高白云鄂博西矿资源储 量， 从而提高包钢集团铁矿石的自给率。 参考文献 [ 1 ] 邵凤俊 ， 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