马尔康锂辉石矿采矿方案选择.pdf

0年 新 199 0年 新疆有 色 金 属疆有 马尔康铿辉石矿 采矿方案选择 钟良俊 田 钊 新 疆有色金属公司 提要本文在 对马尔康但辉石矿 区内外部开发条件 、 特点进行调查研究 的基础 上 , 就矿床的开拓方案 、 采矿方法和 通风方式 , 进行了比较 , 并做了一定深度的 定 性和定量 分析 , 从而提出了平碉一溜井一 盘山汽车道路开拓方案 、 浅眼 留矿法和自 然通风方式 , 在技术和经济上都具有明 显的优越性 。 马尔康铿辉石矿 , 是一座日产2 20吨矿石的小型地下开采矿山 。 从该矿 地理 环境 、 外部 条件和矿体赋存条件出发 , 为 缩短基建时间 , 争取早日投产 , 并在生产期间获得最好的技术 经济效果 , 选择技术合理而又 经济的采矿方案 , 是马矿建设前期极待解决的问题 。 一 、 马尔康锉辉石矿矿床地质特征 马尔康锉辉石矿位于四川省马尔康县金川河畔一座大山上 , 高出河谷 20 0 45 0 米 。 山坡 倾角3 5 45 “。 矿区w号矿体是设计开采的主要矿体 , 矿体长5 20米 , 厚 1 . 9 7 一14 . 4米 , 平均 1 0 . 7 8 米 , 呈扁豆形脉状产出 , 有弯曲 、 膨胀收缩现象 , 矿体中间部位较厚 , 两端较 薄 。 走 向近东西 , 倾向北 , 倾角5 0 一 7 0 “ , 属钠锉 型花岗伟晶岩类型 。 含矿岩石为 铿辉石花岗 伟晶岩 , 硬度为f 9 一 1 2 , 体重2 . 7 3吨/米3 , 松散系数 1 . 5 9 , 风 干状 态 的抗压 强度为 9 0 81 5 4 0公斤 /厘米 2; 上下盘围岩主要为透辉石云母 石英角 岩 , 硬 度 f 二8 14 , 体重 2 . 7 5 吨/米 3, 松散系数为1 . 59 , 风干状态的抗压强度为 1 21 4234 3公斤/厘米“ , 平行层理和 斜交层理为7 74一47 7 公斤/厘米 2。 矿床被F F 。北东向断层 切割, 有局部破碎带 。 片理 、 节理 及滑动构造带是形成破碎带的主要原因 。 矿体和围岩的物理力学强度较高 , 为中硬至坚硬岩石 。 除局部受构造断层带破坏和风化 节理发育的地段外 , 矿岩属基本稳固和稳固的中硬到坚硬岩体 。 二 、 开拓方案 地下矿山开拓方案的选择 , 是关系到矿山矿岩运输 、 压风 、 水 、 电 、 材料和人员输送 、 发其荣誉感 , 取得对方信任而积极合作 。 要以保护 劳动者光荣使命激励自己去克服 困难 , 尤 其是一时 还不能被某些领导 和某些职工所理解的情况 下作好监督工作 。 奖惩制度也是安全工作中一项重要制度 。 要在企业 中造成违章肇事可耻 , 安 全生产光荣 的气氛 。 对违章操作 、 违章指挥以及官僚主 义造成事故者必须给予惩罚 , 以教育责任者和群 众 。 对实现安全生产的单位和个人应给予适 当的荣誉奖和物质义 , 以巩 固和 进一步激发职工 群众的积极性 。 以上几个间题是企业安全人员经常遇到的 , 本文提出 , 共同讨论 , 不对之处请批评指 正 。 DOI 10. 16206 /j. cnki . 65 -1136 /tg. 1990. 02. 010 马尔康锉辉矿采矿方案选择第 2 期 表 1 矿岩杭压强度及坚固性系数 ⋯ 竺 竺 上垫里⋯ } 风干状 态 } 饱 水 状 态 坚 固性系数 矿岩名称 风 千状 态饱水 状态 透辉石云母 石英角 岩 一 3 透 辉石云母 石英角岩 透辉 石云母 石英角岩 ” 透辉 石 云母 石英片岩 透辉石 石英角岩 透辉石 石英角岩 粗 粒理辉石 花岗伟晶岩 中 粒铿 辉石 花岗伟晶岩 细粒理辉 石花岗伟晶岩 2114 2433 4 47 10 1 9 529 2643 181 * 433 1 413 2 216 47 7 * * 17 6 6 908 1258 9 08 2158 1060 15 40 5 4 8 2697 360 8 41 右25 109 4 50 * 530 934 2 29 0 1603 1349 257 7 38 257 738 5 83 13 7 3 10 14 7 9 6 17 8 5 21 17 6 1 4 9 11 9 1 1 9 21 6 1 3 4 8 7 13 1 5 9 1 6 9 1 1 4 7 4e e 7 6 e e l l 带 有平 行层理 试验样品之值 ”有抖交裂隙试验样品之值 , 表中的坚 固性系数 f是根据下 式计算的 。 。v / 口y r _ , .J J , 一 一 i一 万丽 一 V 30 采矿方法 , 以及矿井通风等的重大技术间题 。 它对矿山基本建设投资 、 基建时间 、 投产后的 技术经济效果 、 生产经营管理等都产生长久的影响 。 因此 , 在选择地下矿山开拓方案时 , 通 常都要作多方案比较 、 技术经济论证 , 通过比较最终选择既符合矿山实际情况 , 又经济可行 的最佳开拓方案 。 根据马尔康矿的地理地形 、 矿床赋存等条件 , 以及内外部运输 、 供水供电和工业协作条 件等因素 , 提出平碉端部溜井盲竖井辅助提升开拓方案和平碉中央溜井盘 山运输道路开拓方案见图 1 、 2 , 其技术经济比较表见表 2 、 3 、 4 。 止 宽 蒙 厂二屯典 25戊州 一 一 } 一一一鱼奥 二 一 一一比 图 1 平用一中央溜井一盘山道路开图 2 平 石同一 中央溜井一盘山道路 拓方案综合平面图开拓纵投影图 . 两个方案的主要 内容及组成情况 第一方案是从矿床最低开采水平 2400米 , 掘长度为24 1米平碉 , 并向上打 18 4 米高的矿 石 主 溜井至255 0米水平 , 平确和主溜井位于矿体东端 , 其间的2 500米和 24 50米水平的矿石经各 水平斜溯井运入主溜井下放 , 2 60 0米水平 的矿石 经过2550米水平的阶段斜溜井下放到25 5 。米 中段再倒运 至主馏井 , 辅助 一言竖井 在24 00米水平至 2550米水平 , 设备 、 材料和人 员的提升运 输至其间各中段由它完成 。 6。米中段 的材料设备通过6 米中段的材料人 行天井 , 用慢 动绞车提升至 6 米中段 , 每天运量5吨 。 米水平运输为电机车牵引 , 其它各水平为人工 2020 0 200 1 2400 1990 年 新疆有色金属 4 5 4 推车方式 , 各中段的脉外运输平巷总长度为168 4米 。 第二方案亦是 由矿体中部2400米水平开拓平嗣 , 长19 0米 。 主溜井设于矿体中央 , 长1 5 0 米 , 邮 5 50米至2 400米 , 其间各水平的矿石均由它下放至 2 400米水平 。 260。米中段的矿石 , 经25 5 0米 中段的材料人行天井斜榴至2550米水平转运至主 溜井放下 , 各中段的脉外运输平巷 总长度为2 2 4米 。 2 40 0米水平为电机车牵引运输 , 其它各中段为人工推车运输 , 设备 、 材 料 和人员经 地面盘山道路运输至各中段坑 口 , 盘山道路已修至25 50米水平 , 路宽4 . 5一5 . 5米 , 长4388 . 5米 , 至各水平需再修1 5 00米长的盘山道路 。 2 . 技术性能比较 第一方案的优点 1 辅助提升盲竖井与主溜井相邻近 , 矿内联系和人员来往方便 ; 2 主溜井设在东端 , 如果矿体在东部的远景发展大 , 矿内顺路 运输有利 , 3 矿内交通运输不 受恶劣气候影响 。 缺点是 1 开拓工程量大 , 建设期长 , 2 辅助提升工程量大 , 投资大 , 而运输量仅 1 5 吨/日 , 不相适应 , 3 主 溜井布置在矿体东端布局 不合理 , 42 4 5 0米水平以上人工 运输 距离大 , 体力劳动强度大 。 第二方案的优点 1 开拓工程量 少 , 基建期比一方案减少工程量 203 8米, 2 基建期比 一方案减少 7个月; 3 主 溜井与矿体产状布局合理 ; 4 运输系统完全能满足生 产要 求 , 5 减少提升设备及工程布置 , 减少人工运矿量 。 缺点是 l 已修建盘 山道路不合规范 , 个别地段挤占工业厂地 , 需个别改道铺修 ; 2 盘山道路个别地段地形险峻 , 上有浮石需清除防护 ; 3 各中段人员来往的路径较长 。 3 . 工 程t比较表 2 表 2 工程 量比较单位 米 曰 时 茹⋯ 方 ’ 某 一 ’ {宜 亘区 巷 { ,井 { 天井 睁靛 场 } 脉竺 竺{ 三 _ 日 一 三 声生 甘 1 一 } 1 } ;5 } 22, 5 } 1 4。 一 25 1 1055 } za。 芍 一}}}}}一}} 。 一 二 1 90 ⋯ 一 _ } “0 8 1 “57 } “ 0 } 282 } 254 } 王25 1 一二一 一 阵立三 } 一二卫 三 一 ⋯ 一卫竺 - . } 一二2竺 一 卜 一兰 一 卜 一一二 兰 兰一 一里一卜 一一二里 二 三 兰⋯ 一二燮竺一 生 ⋯ 一 { “2 8 ⋯ 122 7 ⋯ “72 ⋯ 。58 ⋯ 155 ⋯ 7 20 ⋯ 11 7 39 ⋯ 15 9 7 7 产 一 二 } 一 1 “2 4 } 一 { 。58 } “ 0 1 7 20 ⋯ “240 卜 42 02 - ⋯ 二乙 三一 ⋯ 一兰燮 一 ; 二l哩 阵 二竺生卜 一二一一 卜 二竺- 卜 - 一 二 竺 一卜- 望些生{ 一二i , 里里 入 } 一 } 52 9 1684{1 0 9 3{121 5}301}10 02}13 4 2 4】1 9 2 6 6 王 }}}}}{}IJ , } 二 } 1 90 1 “24 } 2 0 8 } 12 15 } 120 ⋯ 1 0 02 一 “49 4 { ’ “45 3 ” 】一 /二 J 一”39 } 一 460 1 一吕85 } ” .} 一l吕1 { 一 } 一 0 9 3 0 { 一 子 3吕 3 4 . 两方案经济比较表 3 表 3 经济比较第二方案比第一方案投资减少额 元 、 \ \ 时期 严⋯ 石门 卜 巷 { ,天 \\ _ {} . 天” ⋯ 井底车场 ⋯ 脉 内平 巷 } 其它 { 。计 工程单价元/米 6 4 8 一 33 04 8 一 186 6 2 4 一 2196 7 2 465 一 2 1 2 5 05 一 46 6 3 95 一 6 789 00 6 55 一 8 5 15 一 571160 一 57 9 675 一 ⋯ 6 5 { 一 ⋯ ,2 { “ } 一“ 99 9 0 1 “ } 一 7 04052 } 一 , 98,1 0 ” ⋯ 一峨 , 7 5 } “ ⋯ 一 48 94 908 1 一” 741862 ” I 一“4 16 5 { ” { 一 53 7 75 60 } 一 69 399 72 建产期基生 全 注 探 矿工程及辅助 盲 坚 井与盘 山道路工程例 外 。 吞运矿量费用 比较表 . 4 46 . 表 4 石矿采矿 二 马尔康锉辉石 方案选择第2期 人工 与机车运矿量运费比较 中段 米 采矿量 吨 { 一二二 一 二 一 进 厂一 { 一 第 { 二”案 } 运 距 } 运量 } 单价 } 运费 { 运距 } 运量 I 单价 } 米 吨一公 里 i 元/T一 km { 元 { 米l 吨一公里 { 元/T一km 运费 元 方式 4 4 47 241 1 160 0 0283 4 4 41 。 5 0 0 04 25 2 2 2 13 0 0 06411 1 1 41 1 1190 0 08255 5 51066 6 61 。 0 0 0518 09 9 9 97 0 0 03 6 6 69 9 2 2 26792 7 7 72 045 5 55295 5 51 。 2 0 0 06590 0 01 80 0 0 2 1 4 3 4 4 4 2 2 22 09 7 7 73 3 0 0 061936 6 6 61 。2 0 0 0 115639 9 9195 5 5 5 6 5 00 0 0 7 7 7339 15 5 5 5 56161 92 0 31 1 1 1 1900 0 0 0 09 40 1 1 1 1 2 2 2 400 0 017270 3 3 34 00 0 060 891 1 10 。 0 0 05 34 450 0 0200 0 03 440 0 05 主主 溜井井 911838 8 8380 0 034 6498 8 80 。 0 0 05173249 9 95 30 0 0 48 3 274 4 4 至至确口 口口口41 5579 9 90 。 0 0 02 05778 8 8 8 89 5 71 8 1 4 4 4 合合 计计计计计计计计计 1 。2 0 1 。 5 0 1 。 5 0 1 。 20 7 39 7 14095 32 15 1 67 9 1 0 1 2 2362 0 。 5 01 72 70 0 。 05 2461 37 25 80 79 通过技术经济比较 , 可以看出第二方案明显的优于第一方案 l 全期开拓及其它工 程量第二方案少138 13米 , 2 第二方案生产建设总投资节约73 0 万元 , 基建投资 减少 13 0 万 元含辅助运输系统节约3 0万元 , 有利于克服建设资金短缺的困难 , 3 基建期缩 短 7 个 月 , 使矿山能及早投产出矿 , 既满足选矿冶炼要求 , 又提前创造经济收入 , 4 第二 方案开 拓运输系统减少人工推车运距 , 减少人工运矿量720 90吨 , 公里 , 减少人工体力劳动强度 。 三 、 采矿方法 地下开采矿山的采矿方法 , 是整个采掘作业环节的核心 , 它既影响基本建设工程量 、 投 资和建设速度 , 又自始至终影响矿山生产能力 、 技术经济指标和矿井安全 。 因此 , 选择好采 矿方法 , 是地下开采矿山的又一重大问题 。 马尔康矿区万号矿体是一条形态比较规则的中厚矿体 , 矿体倾角5 0 。 70 。 , 矿体和顶底 板围岩 , 总体说来比较稳固 , 顶板不可能大面积的有规律的自然崩落 , 形成复盖层充填采空 区 , 以控制和管理地压 , 而是采场以敞空形式存在 , 用矿柱和围岩本身的稳固性来维持开采 期矿岩的稳固性 , 局部块段由于构造影响是破碎带和不稳固岩体 。 但规模不大 。 根据矿体的这 种赋存条件 , 提出 “有底柱分段 崩落采矿法 ” , 和 “浅眼留矿采矿 法 ” 进行技术经济比较和论证 。 1 . 两种采矿方 法的主要结构组成 有底柱分段崩落采矿法 , 中段高5 0米 , 矿房长4 0米 , 由人行材料天井和中段内运输平巷 构成采场矿块 , 由分段 切割天井与切割横巷构成分段采场 , 凿岩爆破在分段凿岩巷道进行 , 采 下矿石经分段耙矿道 耙运至分段斜溜道进入阶段溜矿道下放至中段脉外运输平巷 , 再由脉外 运输平巷人工推运至 主溜井 , 完成采场运矿作业 。 浅眼留矿采矿法 , 中段高5 0米 , 矿房长5 0米 , 由人行材料天井和中段脉内运输平巷构成 采场矿块 , 由每个采场的拉底切割巷道向上凿岩爆破采矿 , 由采场底柱每隔 7 米的放矿漏斗 向脉内运输平巷出矿 , 矿石经中段运输平巷人工推运至 主溜井 , 完成采场运矿作业 。 人员经 天井两侧的人行通道进出入采场作业 。 采矿作业期间 , 2/3的矿石留在采场并保持一定 的高 度 , 作为采场凿岩爆破和处理顶盘悬浮矿岩的地基 , 和支持采场顶板的稳定 。 以下比较可以看出 , 浅眼留矿法明显的优于有底柱分段崩落法 。 见表5 、 表 6 、 表 7 四 、 通风方式 有底柱分段崩落采矿法因采场结构复杂 , 采矿 、 掘进作业点闭 塞 , 对 “ 出矿 采 场 ” 、 1990 年新疆有色金属 4 7 2 . 两种采矿方法的技术比较见裹 5 表 5 两种采矿方法的技 术比较 指标名称 单位 数量 备 崩落法留 矿法 留矿 法比 崩落法 号序 n 洲舀八J S .“, 如, 扁七 “ O 八U 乃Un Z 八凡 R J伙J从内匕 2 0。n R 八b 吕 ,土 一匀 . . -;. 八” n八 UO 采场平均生 产能 力吨/日 凿岩 效率 回采率 扒失率 贫化率 采切 比 主 要材料消耗 炸药 雷管 导火线 导爆 管 坑木 吨/台班 110 1 05 崩落法日凿岩2台班 留矿法 “ 4 , 雪髯群罕砂黑耘 留犷 法 回收矿柱5 0 J 4 { 5 } “ { } 1 2 “ ⋯ 4 1 5{ 米/万吨 75 2 5 2 0 2 0 2 。 4 个7 幸7 令1 2 幸1 48 。 4 专73 . 3 勺,.n U盛U .1, 曰,二 二d . . . . 0 0 0 05 凡,人 胜, . 卫 八土丫 O口O口n心曰已Jo. d q 0 U . ⋯ 八 “甘八八U八U一b 1二 公 斤/吨 个/吨 米/吨 米/吨 米 ”/万吨 3 . 工 程比较见裹6 表 6 基建 、 采准工程量比较一个采场 有底柱分段崩落 法 浅吸留矿法 民度 米 工程 量 米 3 长度 米 工 程 量 米 3 备 2 7 6 34 3 留矿法比崩落法减少 蓦 建工程 食4 0米 , 采切 工程 量6 39米 , 合计为6 79米 23 2 天井桐室1 8 5 74 中段沿脉平巷 中 段脉外平巷 材料人行天井 阶段溜井 分段耙矿巷道 分段 凿岩巷道 分段联络道 分 支 斜 溜道 漏斗名瓦 切割横巷 切割天井 不可予 见 合计 40 57 5了 160 160 1 7 19 1 1 5 1 1 6 1 60 123 106 4 人行道17 6 92 拉底切 割28 8 5 5一 2 34 3 27 7 2 32 1 8 8 1 020 1 0 6 8 112 44 46 0 776 576 640 566 9 2 17 2 1 3 21 序号 一2 1347 8 5 691 01 11 2 “ 凿岩采场 , , 、 “ 阶段 溜井装矿点 ” 和各个采切工作面等 , 必须进行机械强制通风 , 才能满 足各个作业点的通风要求 , 因此设计了两套通风装置 , 安装在各作业 中段平巷口 , 并随着采 矿中段的下降 , 逐步往下移动安装 , 一次建设需投资3 . 28万元 。 但是 , 采用浅眼留 矿 采矿 法 , 则因采场结构简单和空敞 , 两个中段 之间高差5 0米 , 可以中段平巷一人行材料天井一人 行通道一采空场一人行通道一人行材料天井一上中段平巷构成自然通风循环系统 , 无需设置 机械强制通风 , 因此 , 可以节省通风建设费 , 生产管理容易 。 为了使采场和其它作业点的含尘浓度低于允许值 , 生产作业必须采取防尘降尘措施 , 如 愧物 艳 相图 集锦 续 第 2期 锉铆艳相图集锦续 方国梁 尹辉喜新班有色 金属研究所 l传O 淤 切叭 图8 3 2 5℃下LIN O 一 LIC I一H ZO 体系的溶解度等温线 z . LINO 一 C O N H 一 H ZO体系 图84 2 5℃下LIN O 。一 C O NH Z 一 H Z O体 系的溶解度等温 线 4 . 经济效益 比较见表了 表 7 济效益比较 霉{ 项 目 } 单 位 崩落 法留矿法 留 矿 法比 崩 落法 采矿基建投 资 采 矿直接成 本 采矿车间成本 万元 元/吨 元/吨 18 9 . 44 2 0 。 28 1 0 8 。 50 1 1 。 73 令8 于0 . 94 幸8 . 55 按总投 资 额的1 / 10计 算 寺1 0 , 留矿 法比崩落法 斗4 2 . 2 , 每年节约4 0万元 经 ⋯ . | 采取湿式凿岩或干式扑尘装置凿岩 ; 装矿点和装碴作业面采用洒水等方法 , 为了加快采场和 其它作业面爆破炮烟的排出 , 可以采用局部通风方法加速排出 。 采场通风 回 路见图 3 图 3 各中段通风系统示意图 五 、 结语 本文推荐的 “ 中央溜矿井开拓方案 ” 、 “ 浅眼 留矿采矿法 ” 和 “ 自然通风方式 ” , 具有 明显的技术经济效果 , 可为该矿建设和生产节约资金3万元 , 节约工程量 33米 , 缩短基 建期个月 , 采矿车间成本每吨降低5 5元 , 每年节约生产费 万元 。 70 181 7 8 . 4 0