某铜矿复杂工程地质条件下的采矿工艺.pdf

S e r i a l No ． 5 42 J u n e ． 2 0 1 4 现代矿业 MODE RN MI NI NG 总 第5 4 2期 2 0 1 4 年 6月第 6期 某铜矿复杂工程地质条件下的采矿工艺 彭 辉 彭方洪 崔 曙忠 庄 东 明 新疆地矿局第一地质 大队 摘要新疆某小型铜矿 山工程地质条件复杂， 综合应用留矿采矿法和崩落采矿法开采 ， 并对 开采过程中出现的问题 ， 给出了具体 处理措施 。 关键词复杂条件开采采矿方法 新疆某贵金属矿山规模较小， 但矿石品位高， 为 了最大限度利用资源， 对矿山采矿方法进行综合研 究对 比。由于所留矿柱 品位极高 ， 如果全部作为永 久矿柱则损失极大， 2 0 0 6年在 1 0 4 9 m水平尝试在 采空 区内有选择的采用浅孔 回收点式矿柱 ， 但 因工 程地质条件差 ， 造成采空 区失稳 ， 发生大面积 冒顶 ， 虽然未发生人员伤亡事故 ， 但造成近 7 0 0 0 t 高 品位 矿石被压覆 。因此 ， 为 了降低安全风险 ， 减少矿石的 损失 ， 有必要对原有 的采矿方法进行优化 ， 以适合复 杂地质条件下 的矿体开采。 1 矿 山简介 新疆鄯善某铜矿设计生产能力 5万 t ／ a ， 采用竖 井开拓 ， 井筒净直径 为 4 m， 井深为 2 3 3 m 含 2 0 m 井窝 ， 采用 2 罐笼 单层单罐 带平衡锤， 2 J T P ． 1 ． 6 1 ． 2 ／ 2 4型单滚筒单绳缠绕式 提升机提升。通 风 系统为中央竖井进风 ， 两翼风井 回风 的中央对角式 通风 ， 承担东西两 侧 I 、 Ⅱ 矿体开采 时的 回风 任 务 ， 竖井 、 风井 内设梯子 间， 作 为安全出 口。矿山采 掘工作面布置在 I 、 Ⅱ 矿体， 其中 I 矿体在 1 0 0 9 一一 1 0 4 9 m标 高处 采掘作业 ； I I 矿体 在 1 0 8 9 m 标高处开拓采掘作业。 I 、 Ⅱ 矿体赋存于断裂破 碎岩组 中， 平均 R Q D值为 4 5 ％ ， 属碎裂结构岩体 。 矿体顶 板岩层 R Q D值 为 4 2 ％ ， 底板 岩层 R Q D 为 4 7 ％ ， 岩体完整性差。矿 山开采采用无底柱浅孔 留 矿法结合房柱法 ， 矿房 间采用 留点柱 的方式支撑 顶 板 ， 装岩机出矿 ， 电瓶车运输。 2采矿工艺优化 I 矿体 1 0 0 9 m水平有西 1 、 西 2 、 西 3 3 个局 彭辉 1 9 8 4 一 ， 男 ， 工程师 ， 8 3 8 2 0 4新疆维吾尔 自治 区吐鲁番 地 区鄯善县 。 部较厚大矿房 ， 厚度为 51 5 m。根据矿体产状、 矿 体赋存状态及工程地质条件 ， 可供选择的采矿方法 有崩落法和留矿法 。经过对上述 2类方法的特点 的 分析 比较和优化 ， 将矿房开采分为 2个阶段 ①第 1 阶段利用 留矿法进行工程布置 ， 将 1 0 0 9 m水平 3 个局部较厚大的采场在 回采时预 留 5 m宽 的顶柱， 将点柱改为矿块间留 8 m宽的间柱 ， 并在矿房 内上 采过程 中根据情况留个别点柱支撑 顶板 ， 矿块长度 为 2 6 3 2 m， 以确保贫化率指标最低； ②第 2阶段 利用中深孔崩落将前期预留的间柱及顶柱崩落， 以 降低最终的损失率 、 贫化率指标 。后期在 间柱 内和 顶柱下盘施工凿岩道 ， 布置 中深孔爆破 ， 对该 区域顶 柱和间柱进行 回收。 2 ． 1 留矿采矿法阶段 在第 1阶段的矿房 回采过程中既要保证回采安 全 ， 又要确保矿房预 留矿柱 的规整 ， “ 顶要平 、 壁要 直” ， 为第 3阶段 的顶柱 和间柱 的 回收创造 良好条 件。 2 ． 2 顶柱 、 间柱回收穿爆设计与实施 2 ． 2 ． 1采空 区测量 采用拓扑康免棱镜全站仪对采场的顶、 间柱进 行补充测量 ， 准确地描述顶、 间柱形态。测量采用极 坐标支导线的方法控制顶、 间柱轮廓， 测量控制网度 为 3 m 3 m。 2 ． 2 ． 2 穿爆方案 爆破对象包括 1 0 0 9 m 中段的 1条顶柱 顶柱 沿矿体走 向长为 9 0 m， 水平厚度平均为 8 m 和 2条 间柱 间柱沿矿体走向宽为 8 m， 垂高为 4 0 m， 平均 水平厚度为 8 m， 矿体倾角为 5 0 。 。根据矿山生产 现状 ， 在矿体下盘沿走向施工凿岩巷 ， 采用上向垂直 扇形 中深孔爆破法 回收顶柱 ， 利用顶柱下向 自由面 31 总第 5 4 2期 现代矿业 2 0 1 4年 6月第6期 向下崩落， 采用分层凿岩的上向垂直扇形中深孔爆 破法回收间 柱。中深 孔凿 岩采 用 Y G Z - 9 0型凿 岩 机 ， 钎头直径为 6 0 mm。 2 ． 2 ． 3 爆破参数 1 顶柱回收爆破参数。孔底距为 1 ． 6 m， 排距 为 2 m。 2 间柱 回收爆破参数。孔底距为 2 ． 4 m， 扇形 孔排距为 1 ． 5 m， 最外一排抵抗线为 1 m。 3 装药量计算 。岩石硬度系数为 6～ 8 ， 顶柱、 问柱爆破最小抵抗线为 1 m， 采用膨化硝铵炸药 ， 采 用 B Q F ． 1 0 0型装药器装药 ， 装药密度为 9 0 0 k g ／ m ； 钻孔直径为 6 0 m m， 装药量为 2 ． 5 4 3 4 k g ／ m， 采取连 续装药方式。 4 顶柱装药长度选取。顶柱中每孔均往矿体 底板多装药 5 0 e m， 加大爆破 自由面 ， 减 少夹制， 提 高爆破效率。顶柱总穿孔长度为 1 5 5 0 ． 4 m， 装药长 度为 1 0 3 8 ． 4 m， 装 药 系 数 为 0 ． 6 7 ， 矿 石 量 为 7 8 9 6 t ， 炸药量为 2 6 4 1 ． 0 7 k g ， 单耗为 0 ． 3 3 4 k g ／ t 。 5 间柱装药 长度选取 。间柱 1 0 2 9 ， 1 0 1 9 m 水平炮孔按穿孔 长度的 6 5 ％进行装药 ， 1 0 0 9 m水 平炮孔按穿孔长度的 8 5 ％进行装药 ， 以保证底部结 构可以充分回收。西间柱总穿孔长度为 1 3 3 1 ． 4 m， 装药长度为 1 0 2 7 ． 0 1 Il l ， 装药系数为0 ． 7 7 ， 矿石量为 7 5 5 2 t ， 炸药量为 2 6 1 2 ． 1 k g ， 单耗为 0 ． 3 4 6 k g ／ t ； 东 间 柱 总 穿 孔 长 度 为1 3 8 4 m，装 药 长 度 为 1 0 4 7 ． 5 6 m， 装药系数为0 ． 7 6， 矿石量为 7 5 5 2 t ， 炸 药量为2 6 6 4 ． 3 6 k g ， 单耗为 0 ． 3 5 3 k g ／ t 。 2 ． 2 ． 4 爆破 网络的选择 为了保证起爆 的稳定性 ， 采用孑 L 内连续耦合装 药、 导爆索传爆、 孔 内延期 的毫秒微差 导爆 管 起 爆方式。由于 2条 间柱的 自由面较好 ， 首先爆破 回 收间柱， 为顶柱的爆破回收提供良好的自由面和足 够的补偿空间。连接爆破 网络 时， 所有起爆药包 内 的导爆管雷管均为双发 爆破所用雷管必须为同厂 家、 同批次产品 ， 并将爆破网络设计为导爆索闭合 环路， 以保证爆破网络传爆过程的可靠性。 2 ． 2 ． 5 爆破危害计算 被保 护对象为该矿 山的西风井 ， 安全允许振速 为 ， 3 、 VK l 1， 1 ＼ R ／ 式 中， 为保护对象所在地 面质点振 动速度 ， c m ／ s ； 3 2 口为延发爆破时最大一段装药量， k g ； ， R为从被保 护对象到爆破中心的距离 ， m； K为与爆破场地条件 有关系数 ； o r 为与地质条件有关 的系数。 以该矿区 1 竖井为例 ， 令 K1 5 0 ， 1 ． 5， V 1 5 c m ／ s ， R 7 6 m， 代 人 式 1 ， 计 算 得 Q 4 3 8 9 k g ； 若 被 保 护 对 象 为 地 磅 房 ， 令 V2 3 c m ／ s ， R1 5 6 I n ， o ／ i ． 5 ， K1 5 0 ， 代人式 I ， 计 算得 p1 5 1 8 k g 。 基于以上分析 ， 确定顶柱 、 间柱 回收最大单段起 爆药量为 1 5 1 8 k g ， 起爆 的单段最大药量为 7 5 3 k g 。 2 ． 2 ． 6 钻 穿 孔的堵塞 在 留矿法采矿过程 中， 由于矿体节理裂隙较 为 发育 ， 间柱预留不规则 ， 间柱壁凹凸不平。为了保证 良好 的爆破效果 ， 在钻 穿 孔的过程 中， 严格按照 设计 的抵 抗线 进 行 ， 造成 大 量边 眼穿 透 空 区， 钻 穿 孔的程度成为影响爆破效果的关键 因素。为 此 ， 采用麻绳 连木 塞放置于孔底 ， 将黄泥塞入并倒 实， 木塞的直径为4 ． 5 e l“f l ， 黄泥堵塞长度为 4 0 a m左 右 ， 对钻 穿 孔进行堵塞。 3管理措施 1 单排扇形孔采用簇联 网络 ， 即将所有孔 内 引出的导爆管末端用一条导爆索环形捆绑 ， 捆绑长 度应大于 1 5 e m， 在该条单独的导爆索上接双发雷 管传爆 。 2 装药前， 采用小直径高压风管向炮眼内输 入高压风 ， 将炮 眼内的石屑吹净 ； 严格按炮 眼设计图 确定的装药量采用机械连续柱状 自上而下装药 ， 要 根据爆破顺序使用对应段别的导爆管雷管。 3 连结起爆网络时 ， 应对导爆索、 导爆管和导 爆管雷管进行认真地外观检查和试验 ， 发现导爆管 破裂、 变形 、 管腔内存 留异物或不能正常起爆 时， 应 立 即更换 ； 起爆雷管应采用黑胶布包扎 ， 固定于距离 导爆索 自由端 1 0 e m以上的位置， 且在连接后将雷 管放人孔内， 以降低破坏网络的风险。 4 从装药开始 ， 应停 止爆破 区域 内一切与网 路敷设无关 的施工作业 ， 无关人员必须 撤离爆破区 域。 5 为了减少爆破 冲击波对井下巷道 、 井筒 的 破坏 ， 在各 中段石门运输巷道加装 3道棉帘 。 6 待网络连接完成后 ， 在主导爆索 的传爆点 接双发主起爆雷管 ， 雷管接长度为 2 0 0 i n塑料导爆 管通过 1 竖井至地表 ， 起爆人员在起爆站利用电起 爆 器通过 电缆线激发雷管丝 ， 使导 下转第3 5 页 陈 宪龙徐 志 宏 和 睦 山铁矿 诱 导 冒落采矿 方 法 2 0 1 4年 6月第 6期 由监测巷道测得空区冒落线沿上盘面扩延的顶 部宽度不超过 7 m。利用该数据， 将切割巷道布置 于距离上盘边界 7 m 以上的位置 ， 并确定 当采准工 程掘进至距离上盘边界 1 5 m时， 采用钻孔探测有无 空区出露， 并建立定时定点的观测制度。 上位工作面监控 回采至 一 6 0 m分段时 ， 出现了 下位工作面采空区冒落引起的塌落坑， 由于预防措 施得 当， 该塌陷坑未能影响生产。此后 一 7 0 m分段 继续采取监控 回采 ， 生产顺利进行 。到 一 8 0 m分段 采准时 ， 上 、 下 2工作面的地表塌陷区已经完整地联 成一体， 采空区内充填了散体， 上位工作面已经不具 备发生陷落危害的空 间条件 ， 因此取消了进路前端 的探测工程 ， 回采进路掘进到见空区散体为止。从 此进入诱导冒落法的正常回采阶段 。 3 结语 上 、 下工作面协 同推进的诱导 冒落采矿法 ， 合理 地利用 了矿岩 冒落 的时间与空间条件 ， 采用少量 的 底部崩落回采工程诱导上部矿岩 自然 冒落 ， 大量节 省了破碎矿体 的采准工程量 ； 通过协调 出矿控制上 盘围岩 自然 冒落 ， 监测矿石 冒落进程与协 同开采措 施 ， 消除了下部采空区冒落对上部回采工作面的陷 落威胁 ； 通过采用卸压方法和适应围岩变形特点的 掘支措施， 提高了采准工程的稳固性， 由此解决了采 准工程难 以形成、 生产效率低下和安全条件差的技 术难题 ， 使和睦山铁矿 的破碎倾斜难采矿体实现了 正常开采 。 参考文献 [ 1 ] 采矿手册 编辑委员会． 采矿手册 第 1 卷[ M] ． 北京 冶金工 业 出版 社 ． 1 9 8 8． [ 2 ] 陈宪龙 ， 徐志宏 ， 肖福龙 ． 姑 山矿 业公 司后 和睦 山矿 段 开采 方 案研究[ J ] ． 金属矿山， 2 0 1 3 7 3 8 4 0 ， 4 4 ． [ 3 ] 王新建．自然崩 落法 出矿方式的选择 [ J ] ． 中国矿山工程， 2 0 0 6 ， 3 5 1 9 1 1 ． 收稿 日期 2 0 1 4 - 0 2 - 2 1 上接第 3 O页 3 ． 3 ． 2 凿岩爆破 凿岩选用 C T J - 7 0 0 ． 2双机凿岩 台车， 配 Y G Z - 7 0 钻机 2台， 打水平炮孔 ， 钻头直径为 5 0 mm， 采用导 爆管雷管 ， 起爆器起爆 ， 硝氨粒状炸药爆破 ， 人工装 药。爆破通风后撬毛排险， 排除顶帮浮石， 在不稳固 地段时采用锚杆加 固， 在支护的同时对爆落矿堆洒 水除尘。 3 ． 3 ． 3 矿山搬运与采场充填 矿石运搬选 用 4 m 。电动铲运 机 ， 平均运距 为 1 5 0 m， 效率为 8 0 0 t ／ 台班， 三班作业。采场充填前 最大采高为 6 m， 每次采用尾砂充填采高 3 ． 5 m， 再 用灰砂比为 1 6的胶结充填料浇面厚为 0 ． 5 m ， 养 护后即可进行采矿作业 。 4 结语 针对磁铁矿和硫铁矿复合共生矿床 ， 根据各个 矿体的特点 ， 分别选出了较优 的采矿方法 ， 再跟据开 拓系统参数， 将2种采矿方法互适应性的选取结构 参数 ， 制定出合理的采矿方案， 从而达到了矿物资源 综合利用 ， 合理开采的目的。 收稿 日期 2 0 1 4 - 0 2 ． 1 9 上接第 3 2页 爆索传爆 以响应整个爆破网络。 4 结语 通过采矿工艺的综合应用， 使得综合回采率达 到了9 2 ． 3 8 ％ ， 综合贫化率控制在 1 5 ％以内， 大块率 控制在 1 0 ％以内， 有效地解决 了上部覆盖岩 的压覆 及废石过早混入的问题 ， 为类似工程地质条件的矿 山爆破参数的选择提供 了参考依据 ， 为矿体平均厚 度在中厚以下且局部厚大的中小型贵金属矿山的采 矿方法 、 凿岩方式的选择提供 了经验。 收稿 日期 2 0 1 4 -01 - 2 1 35