沙溪铜矿厚大矿体采矿方法设计.pdf
S e r i a l No . 5 41 Ma v . 2 01 4 现代矿业 M0DE RN MI NI NG 总 第 5 4 1 期 三 旦箜 沙溪铜矿厚大矿体采矿方法设计 陈 佳 方志甫 雷文杰 1 . 安徽省铜陵有 色金属集 团公司技术中心 ; 2 . 河南理工大学安全学院 摘要根据沙溪铜矿矿床品位较低 、 矿体厚 大、 矿体及 围岩稳定性好 的特征 , 采用高阶段 大 直径深孔嗣后充填采矿和分段 空场嗣后充填采矿法。厚大矿体采用高阶段大直径深孔 空场嗣后充 填采矿 法, 两段凿岩一段 出矿 , 出矿段 高 1 2 0 m, 凿岩段 高 6 0 m, 采 区生产能力 2 1 0 0 t / d 、 采切 比 6 . 7 2 m / k t ; 矿体厚度小于 1 5 m 时采用分段空场嗣后 充填采矿, 中段 高 6 0 m, 分段 高 2 0 m, 矿块 生 产能力 5 0 0 t / d 、 采切比 1 7 . 7 m / k t 。由于采矿方法具有采场结构 简单, 工艺精 简的特 点, 对相邻盘 区充填料的破坏不显著 , 矿石贫化损失率低。 关键词厚 大矿体 高阶段大直径深孔分段空场 沙溪铜矿包含铜泉 山、 凤 台山两个矿段。矿床 位于沿江平原 , 矿区为低山丘陵地形 , 总体呈北高南 低 , 最高峰为凤 台山, 海拔 1 5 6 . 1 m, 其余山丘海拔 为 7 0~1 0 0 i n , 相对高差 5 0 1T I 左右 , 山顶浑 圆 , 山坡平缓。矿床为斑岩铜矿类 型, 适宜 于采用高强 度采矿方法 , 矿石可选性好⋯ 。铜泉山矿段矿体赋 存于 5 1 . 3 8~一1 0 8 1 . 6 5 m, 凤台山矿段矿体赋存 于 一1 1 5 . 3 4⋯8 7 7 . 3 5 m。矿体埋藏深度及延深 较大 , 地下开采 。沙溪铜 矿工业 品级 3 3 13 3 2 3 3 3 类 铜 矿 石 量1 1 3 4 5 . 8 2 万t ,金 属 量 6 1 7 2 8 6 . 5 0 t , 平均品位 0 . 5 4 % 其中 3 3 1类矿石量 9 7 3 . 4 8万 t , 金属量6 2 7 0 5 . 8 6 t , 平均 品位 0 . 6 4 % , 金属量 占全矿床工业 品级矿的 1 0 . 1 6 % ; 3 3 2类矿石 量 5 5 5 1 . 3 5万 t , 金 属量 3 1 1 8 8 1 . 1 8 t , 平 均 品位 0 . 5 6 % , 金属 量 占全矿 床工 业 品级矿 的 5 0 . 5 2 % ; 3 3 3类矿石量 4 8 2 0 . 9 9万 t , 金属量 2 4 2 6 9 9 . 4 6 t , 平 均品 位 0 . 5 0 %, 金 属 量 占全 矿 床 工 业 品级 矿 的 3 9. 3 2% 。 1 开采技术条件 1 . 1 矿床类型、 产状 矿体 分布 在 长 约 1 8 0 0 m、 水平 平 均 宽 度 约 4 5 0 1 3 1的范 围 内, 铜泉 山和凤 台山两个矿段 相连。 铜泉山矿段矿体主要产 出于复背斜的核部及其南东 翼 , 矿体分布在长约 1 0 0 0 m, 水平宽约 6 0 0 m范围 内。工业 矿 体单 孔 累计最 大 见 矿 厚度 2 1 8 . 5 2 m Z K T 1 3 0 2 , 最 小 2 . 4 6 m Z K T 7 0 3 , 平 均 厚 度 陈佳 1 9 7 7 一 , 男 , 高 级主管 , 高 级工程师 , 2 4 4 0 0 0安徽 省铜 陵市爱国路 8号 。 5 4 7 5 . 7 6 I n , 总厚 度变 化 系数 7 7 . 5 9 % , 属 较稳 定 型。 矿体呈现较复杂的形态 , 剖面上 总体呈不规则的似 层状、 透镜状 , 矿体头部和尾部经常有分叉现象 , 水 平 中段及纵剖面上呈哑铃状。矿体总体走 向 1 5 。~ 3 5 。 , 倾 向南东东, 倾角 2 5 。~ 5 5 。 , 多在 4 0 。 ~ 5 0 。 , 由 于脉岩的侵入破坏及矿化不均匀性 , 造成矿体局部 存在少量夹石 , 矿体与围岩无 明显界限。矿体埋深 总体北部浅 、 南部深, 钻孔所见最小埋深位于 1线 , 埋深最浅 1 8 9 . 2 1 m 工业矿体埋深相同 , 平均埋深 约 7 5 3 i n , 钻孑 L 所见顶板最高标高 一1 3 6 . 9 0 m, 顶板 高 差6 0 . 7 4 ~ 6 4 5 . 2 9 1 T I ,底 板 最 低 标 高 一 1 0 8 1 . 6 5 i n , 底板高差 1 3 . 1 9~ 5 7 0 . 6 3 1T I 。 凤台山矿段矿体主要产出于复背斜的北西翼 , 分布在长约 6 5 0 I T I , 宽约 3 5 0 IT I 的范围 内。工业矿 体单孔累计最大见矿厚度 1 6 4 . 5 2 m Z K 6 0 7 , 最小 3 . 7 0 i n Z K F 6 1 0 , 平均厚 度 5 4 . 6 3 n l , 厚度 变化 系 数 9 3 . 5 9 %, 属较稳定 型。矿体呈现较复杂的形态 , 剖面上总体呈不规则 的似层状 、 透镜状 , 矿体头部和 尾部因不均匀矿化而 出现圈定 矿体分支分叉现象 , 水平 中段及纵剖面上呈不规则长条状。矿体总体走 向 3 2 。~ 3 8 。 , 倾 向北西西 , 倾角 4 0 。~ 6 6 。 , 多在 5 5 。 ~ 6 5 。 。矿体少量 由于脉岩的侵入破坏 和矿化不均 匀 , 存在少量夹石及一定分支分又现象 。矿体埋 深 总体北部高 , 南部低 , 最小埋深位于 1 0线 , 埋深最浅 1 6 1 . 0 5 m 工业矿体 2 1 8 . 7 9 m , 平均埋深约 5 6 0 I n , 顶板最高标高 一l l 5 . 3 4 m, 顶板高差 1 9 83 1 l r f l , 底板最低标高 一8 2 2 . 1 1 1T I , 底板高差 6 2~ 3 4 5 i n 。 陈 佳 方志甫等 沙溪铜矿厚大矿体采矿方法设计 2 0 1 4年 5月第5期 1 . 2矿岩稳定性分级 铜泉 山矿段矿体及其顶 、 底板所在岩组主要矿 体为Ⅲ、 Ⅳ岩组 , 即岩性 主要为新鲜的粉砂岩 、 泥质 粉砂岩 、 石英 闪长斑岩等 , 属较硬一坚硬岩石 , 岩体 质量评价整体 良好。其 中主矿体 m 7 4 %的顶板 和 1 0 0 % 的底板属完整 、 较完整和中等完整 ; 该段矿 体 Ⅱ 由于埋藏深度浅 , 顶板完整性属差或破碎 , 底 板完整性亦较差 ; 矿体 Ⅳ 顶底板 , 完整性均属完整 、 较完整和中等完整 。铜泉山矿段矿体 R Q D值见 表 1 。 表 1 铜泉山矿段矿体顶底板 1 0 m RQD值 个 凤台山矿段矿体总体岩体属较完整 , 岩石质量 较好。矿 体 顶 底 板 在 局 部 地 段 R Q D 值 低 , 如 Z K F 4 0 5有 一 段 、 Z K F 1 0 0 9和 Z K F 1 0 1 0各有 5段 , R Q D值在 0 % 一 4 0 % , 岩体完整性属差或破碎 , 岩石 质量属极劣或劣 。凤 台山矿段矿体 R Q D值见表 2 。 表 2 凤台山矿段矿体及其顶底板1 0 m RQ D值 本矿床地层岩性较复杂 , 构造裂隙发育 , 风化带 厚度较大, 矿体埋藏深度及延深较大。矿体及顶底 板 围岩为块状岩类和层状岩类 , 岩石坚硬 , 结构面以 Ⅳ级为主 , 岩体质量整体较好 。但局部地段存在不 良结构面和软弱破碎段 , 矿床工程地质条件 中等 , 坑 道施工过程中须加强局部不稳定地段 的支护工作 , 确保开采安全 。 1 . 3 水文地质条件对开采的影响 矿床水文地质类型为裂隙充水、 顶板直接进水 、 水文地质条件简单 , 但断裂构造富水性 中等 , 揭露初 期可能具较高的压力水头 , 矿坑开拓需考虑其 突水 的可能性 , 在矿床开拓 中需引起重视。 2 采矿方法 2 . 1 采矿方法选择 采矿方案 的选择原则 既要适应沙溪铜矿床埋 藏深 、 规模大 , 矿石 品位低 的特点 , 又要解决沙溪铜 矿深井开采面临的经济效益和开采安全性之间的尖 锐矛盾。综上可供选择 的采矿方案有 ①一步骤 回 采方案 , 留永久矿柱 盘 区间柱和采 区间柱 , 全尾 砂或废石嗣后充填采场; ②两步骤回采方案, 即第一 步骤回采矿柱, 采用尾砂胶结充填 , 第二步骤回采矿 房 , 采用尾砂充填 。 根据矿床开采技术条件 , 考虑到矿石品位 以及 不 同生产规模所带来 的经济效益等 因素 , 采用高效 率的大直径深孔 阶段空场嗣后充填采矿法 引, 局部 地段采用中深孔分段空场嗣后充填法 , 两种采矿方 法所 占比例大致为 大直径深孔 8 5 % , 中深孔 1 5 % 。 根据经济效益分析及采场结构参数优化研究结 果 , 推荐凤 台山矿段采用一步骤回采方案 , 铜泉山矿 段采用二步骤 回采方案。 采场一般按隔三采一的顺序进行 回采 一、 二期 采场采用全尾砂胶结充填 , 三 、 四期采场采用全尾砂 充填 , 一、 二期采场和三 、 四期采场相互间隔交错布 置。三、 四期采场回采时, 其相邻的已回采采场均为 胶结充填体。 2 . 2回采工艺 2 . 2 . 1 大直径深孔 阶段空场嗣后充填法 2 . 2 . 1 . 1矿块构成要素 两步骤回采方案 , 隔离矿 柱 盘区间柱 沿走 向 布置 , 距离 1 0 0 m, 阶段高度 1 2 0 m, 采场长度 8 0 m, 采场系统长轴布置与勘探线方向一致 。将采场划分 矿房 、 矿柱 , 一步骤 回采矿柱 , 宽度 2 0 m, 二步骤 回 采矿房 , 宽度 3 4 m, 胶结充填灰砂 比1 41 8 。 2 . 2 . 1 . 2采准切割 主要包括 出矿底部 结构、 凿岩硐室 或 巷道 、 拉底巷道和切割天井。两段凿岩一段出矿 , 出矿段 高 1 2 0 m, 凿岩段高 6 0 m。底部结构高 1 5 m, 出矿 巷道、 出矿进路 4 . 5 m3 . 7 m 、 受矿堑沟 4 m 5 . 2 m , 拉底巷道 4 m 3 . 5 m 。在采场顶部及中 间 6 0 m高度处设置大断面凿岩硐室 5 m 3 . 6 m 或凿岩巷道 4 m 3 . 6 m 。见图 1 。 5 5 总第 5 4 1期 现代矿业 2 0 1 4年 5月第 5期 ● L rlt l 皇 7 ⋯ |}I lI ⋯ , 入 \ { l Il 1 1 1 叠 1 g 。 曰 / 8 0m U m j斗 m u m j斗 m U m j4 m ● ‘ 1 r I’ 。 - ● 7_/ / /o / 77 / / 7 , / / / / / / i 、 I V ; / / 7 r一 / / / } / / / ≤ / / / 蚕 / 7 / / I / / / / / / / j 霪 _/ 7 / / j / / l / / } / L J一 7 / , / / , a 走向布置 h mJ 向剖面 c 出矿底部平面 图 1 大直径深子 L 高阶段空场嗣后充填采矿方 法示意 2 . 2 . 1 . 3 回 采 首先在采场 中部或端部形成切割天井 , 采用普 通乳化炸药 , 间隔装药 , V C R爆 破成井。以切 割天 井和拉底层为 自由面倒梯段侧 向崩矿形成切割槽。 以切割槽和拉底层为 自由面倒梯段侧向崩矿 。 采用高压潜孔钻机钻凿 1 6 5 m m下 向垂直深 孔 。设计推荐炮孔间距和排距 3 . 0~ 3 . 5 m, 凿岩机 一 次钻凿完一个采场 的全部炮孔 , 分次装药爆破。 2 . 2 . 1 . 4通风 在采切工作 阶段时每个采场的所有大直径深孔 一 次完成 , 新鲜风流由沿脉巷道经穿脉进入凿岩工 作面 , 污风经回风穿脉排到 回风道 。每个工作面 皆 形成贯穿风流通风。 新鲜风流 由沿脉巷道经穿脉进入 出矿工作面 , 污风经回风穿脉排到回风道。每个工作 面皆形成贯 穿风流通风。 回采工作面爆破后新鲜风流 由沿脉大巷经出矿 巷道 穿脉 、 出矿进路及底部结构进入采 空区 , 炮 烟经大直径深孑 L 、 凿岩硐室 、 再经 回风穿脉排到回风 道 。 2 . 2 . 1 . 5采 空区处 理 采场出矿后 即进行充填准备工作 从采场充填 道吊挂外包滤布的塑料波纹泄水管, 在出矿进路 中 构筑充填钢筋柔性泄水挡墙。尾砂浆用充填管输送 到采场顶部 , 从充填巷道进入采场 ; 废石从掘进工作 面用坑内卡车运到充填水平 , 卸入采场 。当采空 区 上部为废石 , 不继续向上 回采 时空 区将采用全尾砂 和废石充填 ; 当采空区上部仍为矿石 , 需继续向上回 采时, 采场不 留顶柱 , 当充填体高度达到距离上 中段 水平 6 8 m时 滤水工作结束后 , 改用灰砂 比 1 4 ~ 1 6的尾砂胶结充填 。养护后 , 在充填体上作 上 部采场的底部结构, 继续向上回采。 2 . 2 . 2 分段空场嗣后充填法 对于倾斜矿厚小于 1 5 m矿体 , 采用中深孑 L 小中 5 6 段空场法 , 中段高 6 0 m, 分段高 2 0 m, 采场沿走向布 置 。采区斜坡道及联络道 3 m2 . 7 m, 分段凿岩巷 道 3 . 5 m x 3 . 5 m。出矿巷道、 出矿进路规格为 4 m 3 . 5 m, 受矿 堑沟 为 4 m 5 . 2 m。 采用中深孔潜孔钻机钻凿 7 6 mm上 向扇形孔。 凿岩爆破参数待采矿方法试验后确定, 本设计推荐孔 底距 2 . 5~ 3 . 0 m, 排 间距为 2 . 0~ 2 . 2 m。凿岩机一 次钻完一个采场的全部炮孔, 分次装药爆破 , 爆破采 用粒状铵油炸药。凿岩效率 3 0 m / 台 班 。 以采场中部或端部切割天井为 自由面 , 采用上 向中深孑 L 凿岩爆破形成切割槽 , 以切割槽 为 自由面 侧 向崩矿。崩落下 的矿石用 3 m。 铲运机装卸人盘 区溜井 , 铲运机 出矿效率 2 0 0 t i c 台 班 。选 择 2 台 3 m 柴油铲运机 , 用于中深孔采矿场出矿。 分段空场嗣后充填采矿方法见 图2 。 2 . 3 采矿技术经济指标 大直径深孔阶段空场嗣后充填法 , 采区生产 能 力 2 1 0 0 t / d , 凿岩效率 4 0 m / 台 班 , 采矿损失率 1 0 % , 采矿贫化率 8 % , 崩矿量 2 5~3 0 t / m, 炸药单 耗 0 . 3 0 ~0 . 3 5 k g / t ,铲 运 机 出 矿 效 率7 3 3 t / 台 班 , 采切比 6 . 7 2 m/ k t 。 中深孔分段空场嗣后充填法矿块生产能力 5 0 0 t / d , 凿岩效率 9 0 m/ 台 班 , 采矿损失率 1 5 % , 采 矿贫化率 1 0 % , 崩矿量 1 4~1 7 t / m, 炸药单耗 0 . 3 0 ~ 0 . 4 k / t , 铲运机出矿效率 2 0 0 t / 台 班 , 采切 比 l 7 . 7 m/ k t 。 3 结论 沙溪铜矿矿床品位较低 , 采用大盘区高阶段 大 直径深孔嗣后充填采矿和分段空场嗣后充填由下而 上开采 , 嗣后尾砂充填 , 无轨设备 出矿 。经技术经济 指标分析, 该采矿法具有采场结构简单 , 工艺精简 ; 采准切割工程量少 , 崩矿量大, 产量高; 成本低 , 矿石 贫化损失率低 ; 作业条件好 , 对相邻盘区充填料的破 坏不显著等优点。 下转第 5 8页 总第 5 4 3期 现代矿业 2 0 1 4年 7月第 7期 采 , 两帮均为充填体 , 进路宽 2 . 5 0 I n 。 2 . 3 回 采 根据上层采充时间 , 按照本分层采矿进路设计 , 合理确定所采分层的进路顺序, 并根据生产配矿, 按 品位进行 回采。同时开采的两条进路平行间距不小 于5 1T I , 充填体旁采矿时, 需在充填 1 5 d 后进行; 充 填体下采矿时 , 应在充填 2 4 d后进行 。 1 采准工程 。包括 底部 出砂运输巷 , 上部充 填巷 、 溜矿井 , 泄水井切割巷和泄水井联巷。按照标 准矿房计算 , 万吨采掘 比为 4 8 m, 考虑到探矿及外 部运输 、 设备通道等因素 , 需增加 2 0 %的系数 , 设计 采掘 比为 5 8 r n / 万 t 。 2 爆破落矿。采用 7 6 5 5新 型气腿式凿岩机 凿岩 , 浅孔爆破 , 眼深不超过 2 . 5 n l , 顶 眼距充填体 顶板 不 小 于 0 . 8 m, 帮 眼 距 两 帮 充 填 体 不 小 于 0 . 6 1T I , 炮眼与各充填体平行布置 , 利用 2 乳化岩石 炸药 、 电雷管起爆 , 爆出的断面符合设计要求 , 做到 了底平 、 帮齐、 不 留顶矿。 3 出矿。采 区内共用 3 0 k W 电耙 2台, 1 5 k W 电耙 4台 , 分溜井搭配出矿 , 为保障扒人溜井的矿块 不大于 4 0 0 F i l m, 溜矿井扒 口设置格筛。 4 通风 。进路 内采 用局扇压入 式通风 , 局 扇 安装于进风风流 中, 严防循环风。采矿进路到头 , 立 即与充填道贯通 , 充填道兼做回风道用。 5 由于每分层服务期较短 , 根据生产 的需要 , 采用一条充填道服务两个分层 , 第二分层用高天井 4~ 5 IT I 与进路贯通充填。充填平巷南北两端设 人行出 口, 充填平巷净高和净宽不小于 1 . 8 1T I 。 6 充填。采用尾砂粒径 0 . 0 3 7 m m 以上 , 储 于 砂仓中 , 充填浆浓度 7 0 % , 不得低于 6 2 %, 特种水泥 按 0 . 1 0 50 . 1 1 5 t / m , 其 他胶 固材料 先标定 再使 用 。一切准备及信号系统完备后 , 即可实施现场充 填。进路 内实行后退式充填 。为防止充填体多层脱 结 , 应尽量加大每次充填时间, 同时也须视堵 口的承 受力而定 , 预防 口破跑浆。下分层采矿是在上分层 充填体人造假顶下作业 , 充填工艺和假顶板质量 是 安全的关键 , 必须保证。 7 排水 。主耙道 内有 积水时应 先排干 , 方 能 向溜井 内拉矿 。为加速进路 中充填水的排出 , 可 以 铺设泻水管等措施 。 3 结语 矿 山地质条件需要逐步认识 , 生产勘探的结果 与地表勘探的成果有时有较大的出入 , 因此 , 必须依 据生产勘探的成果进行二次采矿设计。邹平铜矿根 据生产勘探 , 将原设计 的矿房上 向式尾砂 充填采矿 法 , 更换为不等宽进路式下向胶结充填采矿法 , 多采 出 7万 t 矿石, 含钼金属 2 4 5 t , 铜金属 8 0 5 t , 金金属 2 4 . 5 k g , 银金属 1 . 8 9 t 。提高了生产效率, 又降低了 成本 , 可以在适合条件 的矿山选用。 收稿 日期 2 0 1 4 - 0 3 . 1 1 上接第 5 6页 一~ , | , ,, , / , , , 一 | | , , ’’ g 0 J 0 .8 0 m J 0 a 1 矿体走向布置 h 1 矿体剖面布置 图2 分段空场嗣后充填采矿方法 采 方法试验研 究[ J ] . 金属矿山 , 2 0 1 1 , 4 4 5 5 3 5 - 3 7 参考文献 [ 1 ] 古德 生. 地下金属 矿 山采矿科 学技 术 的发展 趋势 [ J ] . 黄金 , 2 0 0 4, 2 5 1 1 8 - 2 2 . 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