葉旭明,劉榮軍(江西蕩坪鎢業(yè)有限公司,江西大余341514)
某復(fù)雜礦體的聯(lián)合采礦方法實(shí)踐
葉旭明,劉榮軍
(江西蕩坪鎢業(yè)有限公司,江西大余341514)
摘要:某鎢礦山深部礦體形態(tài)復(fù)雜、產(chǎn)狀多變,目前采用的淺孔留礦法、留礦全面法難以滿足安全生產(chǎn)需要。為提高資源回收率和解決管理難度大等問題,在原采礦方法的基礎(chǔ)上,聯(lián)合采用中深孔分段崩落法,合理劃分礦塊,優(yōu)化采場(chǎng)參數(shù),合理安排采、切、出作業(yè)。新方法提高了作業(yè)安全系數(shù),采場(chǎng)回采周期縮短了0.5~1.5年,減少礦柱、礦壁損失,采礦損失率降低了約5 %,采礦貧化率降低了約6 %,解決了原采場(chǎng)回采礦量大、周期長、存窿礦過度集中、出礦效率低等問題,也顯著地提高了礦山經(jīng)濟(jì)效益。這種聯(lián)合采礦方法可為礦區(qū)今后的生產(chǎn)和同類型的礦體開采提供一定參考與指導(dǎo)。
關(guān)鍵詞:復(fù)雜礦體;聯(lián)合采礦方法;淺孔留礦法;留礦全面法;中深孔分段崩落法
1.1工程地質(zhì)概況
某鎢礦山為夕卡巖型白鎢鉛鋅多金屬礦床[1]。礦山夕卡巖礦體受寶山花崗巖與石炭系灰?guī)r、大理巖的接觸帶控制,深部礦體形態(tài)、產(chǎn)狀與上部礦體有明顯變化。上部主要為接觸帶礦體,因受接觸帶控制,產(chǎn)狀和接觸帶產(chǎn)狀基本一致,走向5°~35°,傾向NE,傾角25°~60°;礦體沿走向380 m內(nèi)連續(xù)分布,形態(tài)隨接觸帶變化而變化,在花崗巖凹部礦體厚度較大,呈透鏡狀、囊狀,產(chǎn)狀平緩,礦體厚度較穩(wěn)定,花崗巖凸起部位礦體厚度變??;礦體整體呈N高S低,向ES側(cè)伏,在350 m標(biāo)高左右尖滅。
深部礦體由接觸帶礦體和似層狀礦體組成。接觸帶礦體受接觸帶凹凸起伏變化而變化,形態(tài)復(fù)雜,多呈鋸齒狀、火焰狀,少量呈透鏡狀、囊狀[2],上盤為大理巖,下盤為花崗巖,走向120°左右,傾向NE,傾角25°~90°,走向長度大于400 m,且277~-155 m標(biāo)高礦體形態(tài)不規(guī)則,產(chǎn)狀變化大,但連續(xù)性較好;似層狀礦體主要賦存在上盤大理巖中,形態(tài)多呈似層狀、條帶狀,厚度較小。深部礦體整體呈W高E低,往深部向SE側(cè)伏延伸。
礦床賦存較復(fù)雜,多數(shù)為傾斜、緩傾斜的中厚礦體,圍巖堅(jiān)固穩(wěn)定,地質(zhì)構(gòu)造簡單,僅有密度不大且不連續(xù)的裂隙,裂隙僅見于接觸帶附近。礦區(qū)水文地質(zhì)條件簡單,井下涌水量小,對(duì)采礦影響較小。
1.2采礦方法現(xiàn)狀與問題
礦山自1967年正式投產(chǎn)至今已有41年開采歷史,中段高一般為45~50 m,-15 m中段以上礦體基本采完,目前采場(chǎng)主要集中在-15 m中段以下。礦區(qū)主要采用淺孔留礦法、留礦全面法兩種方法,采場(chǎng)長度一般為60~80 m,垂直礦體走向劃分時(shí),高為礦體厚度,寬一般不超過14 m;沿礦體走向劃分時(shí),高為中段高度,寬為礦體厚度。采用電耙運(yùn)搬,經(jīng)采場(chǎng)溜井溜至中段水平,裝巖機(jī)裝車運(yùn)輸,單個(gè)采場(chǎng)生產(chǎn)效率為50~80 t/臺(tái)。
隨著開采深度增加,發(fā)現(xiàn)深部部分礦體出現(xiàn)中部較厚,近接觸帶變薄且形態(tài)復(fù)雜,多似火焰狀、鋸齒狀。若繼續(xù)只采用目前的淺孔留礦法和留礦全面法兩種方法,則容易出現(xiàn)以下問題[3-5]:
(1)采場(chǎng)間柱預(yù)留多。單靠目前這兩種采礦方法難以回收這些礦柱,造成損失率大;若等以后回收,則大部分間柱都暴露在采空區(qū)內(nèi),要在安全的條件下完成整個(gè)采、切、出過程難度大,容易形成永久間柱而造成資源損失。根據(jù)近年已完成回采的采場(chǎng)數(shù)據(jù),因留設(shè)間柱造成的損失率為8 %~11 %。
(2)采場(chǎng)管理難度大。由于礦體形態(tài)復(fù)雜,且受上述采礦方法限制,礦塊難以劃分合理,造成部分采場(chǎng)過長,礦量大,回采周期長,個(gè)別采場(chǎng)超過2.5年,不僅容易造成采礦、存窿不平衡(存窿高度集中),增大了出礦難度,不利均衡生產(chǎn),還容易造成采場(chǎng)順路井支護(hù)困難,難以維護(hù)等安全隱患。例如:有的采場(chǎng)長度達(dá)到80 m以上,使得耙礦距離過長,耙礦效率低,準(zhǔn)備工作難度大,作業(yè)人員勞動(dòng)強(qiáng)度高,易帶來安全隱患等一系列問題。
2.1方法選擇
采用聯(lián)合采礦方法,即在原有采礦方法的基礎(chǔ)上,充分考慮利用中深孔分段崩落法來回采間柱,對(duì)回采深部礦體有較好效果。此方法在保證安全前提下,可減少礦柱、礦壁損失,較大限度回收資源。在回采形態(tài)復(fù)雜礦體時(shí),可以解決采場(chǎng)回采礦量大、周期長、存窿礦過度集中等問題,有利于保證作業(yè)安全和提高生產(chǎn)效率。
對(duì)間柱進(jìn)行中深孔分段崩落法回采時(shí)[6-9],采準(zhǔn)切割工程宜與其他采場(chǎng)的采、切工程一起施工,回采時(shí)須待相鄰采場(chǎng)結(jié)束后,利用兩邊采空區(qū)作為自由面進(jìn)行爆破作業(yè),礦石經(jīng)底部裝礦機(jī)道和相鄰采場(chǎng)電耙道出礦。
聯(lián)合采礦法因采準(zhǔn)切割工程全部在所有采場(chǎng)回采前完成,作業(yè)安全可靠,可實(shí)現(xiàn)間柱安全回收,損失率降至3 %~5 %,大大減少損失量,采場(chǎng)生產(chǎn)效率可達(dá)70~100 t/臺(tái)。
2.2采場(chǎng)、礦柱結(jié)構(gòu)參數(shù)的優(yōu)化
根據(jù)深部礦體已結(jié)束回采的采場(chǎng)分析,3種采礦方法的主要技術(shù)參數(shù)如下:
淺孔留礦法采場(chǎng)長度宜控制在40~60m,(>60m則耙礦效率低,準(zhǔn)備難度大,臺(tái)班效率低),采場(chǎng)寬度宜<14 m,高度宜<30 m;
留礦全面法采場(chǎng)長度也宜控制在40~60 m,高度宜<5 m,寬度宜控制在40~60 m;
中深孔分段崩落法回采的間柱,長度宜20~30m,寬度宜<20 m,高為礦體在本中段的延高。
在具體的采礦生產(chǎn)實(shí)踐中,我們充分采用了上述聯(lián)合采礦方法來指導(dǎo)礦體的回采,現(xiàn)以中深孔分段崩落法如何回采某中段的一個(gè)間柱為例,對(duì)聯(lián)合采礦方法的運(yùn)用進(jìn)行具體論述,如圖1~4。
3.1間柱位置的選擇
為了減少損失和貧化,我們?cè)趫D1的2線至3線處留設(shè)臨時(shí)間柱,從剖面圖(圖3,圖4)可以看出,礦體厚度約10 m,長約30 m,礦體形態(tài)較為規(guī)整,在此處留設(shè)臨時(shí)間柱較為合理。在臨時(shí)間柱東西兩側(cè)的礦體因厚度變化較大,形態(tài)變化較為復(fù)雜,且為急傾斜,所以先采用了淺孔留礦法進(jìn)行回采,形成的采空區(qū)成為回采間柱時(shí)的爆破和落礦空間。
3.2間柱的采準(zhǔn)切割
采準(zhǔn)切割工程如圖1、2所示。
圖1 中段平面圖Fig.1 Floor plan of the middle section
圖2 A-A剖面圖Fig.2 A-A profile
圖3 2線剖面圖Fig.3 Profile of line 2
圖4 3線剖面圖Fig.4 Profile of line 3
在中段水平或礦體下盤,沿間柱長軸方向中間位置先掘進(jìn)裝礦機(jī)道(或電耙道),然后在間柱中間靠裝礦機(jī)道(或電耙道)一側(cè)掘進(jìn)人行通風(fēng)天井與上中段貫通,在裝礦機(jī)道(或電耙道)每隔5 m掘進(jìn)漏斗井,底層鑿巖平巷布置在裝礦機(jī)道(或電耙道)頂板上3 m處,并依次往上每隔10 m掘進(jìn)鑿巖分層巷,與底層鑿巖平巷平行(見圖2)。
人行井、溜礦井:一般規(guī)格為長3 m×寬1.5 m;采場(chǎng)順路井規(guī)格為長2 m×寬2 m;裝礦機(jī)道規(guī)格一般為寬2.4m×高2.6m;鑿巖平巷規(guī)格為長3m×3m。
3.3鑿巖施工
鑿巖采用GYZ90型導(dǎo)軌式獨(dú)立回轉(zhuǎn)鑿巖機(jī),鑿巖順序由上至下分層進(jìn)行;炮孔采用垂直向上扇形布置,孔徑52~65 mm,孔深<18 m,排距1.2 m~1.5 m,孔底距<2 m。
3.4間柱回采
如上圖1、3、4所示,在采用中深孔回采間柱前,先對(duì)兩頭的礦體用留礦法或全面法回采并出完礦,形成采空區(qū),同時(shí)也將間柱最上面的變窄部分礦體和北側(cè)的緩斜部分薄礦體采用留礦全面法先行回采及出完礦[10-12]。第二步則對(duì)最上兩個(gè)分層采用中深孔爆破放礦,采用自上而下分層爆破,上一分層宜超前下一分層3~5排炮,一次爆破4~6排炮孔。采用藥徑為45 mm硝銨或乳化炸藥,導(dǎo)爆管雷管起爆,每次爆破完成后應(yīng)進(jìn)行地壓監(jiān)測(cè),確認(rèn)安全后再進(jìn)行下一次爆破[13]。中深孔爆破落下的礦石大部分從間柱兩頭的采空區(qū)底部漏斗放出,還有一部分礦體從間柱的北側(cè)全面法采空區(qū)用電耙耙至采場(chǎng)溜礦井下部裝車,剩余少部分余留在間柱內(nèi),須待下部礦體回采時(shí)一起回收。第三步則對(duì)最下一個(gè)分層采用淺孔留礦法施工,施工采用氣腿式鑿巖機(jī),采用長2.2~3.5 m的釬桿鉆眼爆破,為確保施工安全,最后預(yù)留2.8~3 m厚的頂板進(jìn)行一次性鉆眼爆破,可同時(shí)將上部分層余留的礦石一起放下,從底部的裝礦機(jī)道放出。此步要注意確保漏礦斗的喇叭口要足夠?qū)?,以便爆破后的礦石下落。
3.5間柱通風(fēng)
采用局扇強(qiáng)制通風(fēng),新風(fēng)由階段運(yùn)輸平巷通過局扇經(jīng)人行井壓入工作面,污風(fēng)由上中段局扇經(jīng)間柱內(nèi)人行通風(fēng)天井抽至上中段回風(fēng)系統(tǒng)。
3.6間柱出礦
利用淺孔留礦法、留礦全面法形成的采空區(qū)作為中深孔分段崩落法的自由面,對(duì)間柱進(jìn)行爆破,礦石落入間柱兩頭或北側(cè)臨近采場(chǎng)空區(qū)內(nèi)或底部裝礦機(jī)道(圖2、3),利用底部裝礦機(jī)道及臨近采場(chǎng)電耙道進(jìn)行出礦,從近年采礦實(shí)踐看,確保了間柱安全回收,回采率可達(dá)95 %。
3.7地壓管理
該礦床主要產(chǎn)在花崗巖與灰?guī)r的接觸帶的圍巖內(nèi),圍巖穩(wěn)固,回采前期可利用臨時(shí)間柱支撐采空區(qū),后期形成的采空區(qū)主要依靠預(yù)留礦柱支撐[14]。由于采場(chǎng)先于礦柱回采,圍巖應(yīng)力主要由礦柱支撐,因此采場(chǎng)回采時(shí),應(yīng)每300~400 m2留設(shè)一個(gè)采場(chǎng)間柱,規(guī)格為長條形(2.5 m×7 m)或圓柱形(直徑5 m),采場(chǎng)間柱和永久礦柱宜選品位低、礦體薄的地方,以降低損失,從目前效果看,此方式較好地承擔(dān)了深部地壓應(yīng)力,達(dá)到了預(yù)期效果。
3.8技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)
采用聯(lián)合采礦方法前后各項(xiàng)技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)對(duì)比如表1所示,采用聯(lián)合采礦方法后采場(chǎng)回采周期縮短了0.5~1.5年,大大提高了生產(chǎn)效率;降低了損失率和貧化率,提高了生產(chǎn)效益。
表1 技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo)對(duì)比Tab.1 Comparison of technical and economic indexes
在原采礦方法的基礎(chǔ)上,聯(lián)合采用中深孔分段崩落法,合理劃分礦塊,優(yōu)化采場(chǎng)參數(shù),合理安排采、切、出作業(yè),不僅提高了作業(yè)安全系數(shù),而且減少礦柱、礦壁損失,采礦損失率降低了約5 %,提高礦山經(jīng)濟(jì)效益;采礦貧化率降低了約6 %,由于采場(chǎng)劃分更趨于合理,準(zhǔn)備工作難度降低,回采周期縮短,生產(chǎn)效率提高并進(jìn)一步提升礦山經(jīng)濟(jì)效益,此聯(lián)合采礦方法為礦區(qū)今后的生產(chǎn)和同類型的礦體開采提供參考依據(jù)并具有指導(dǎo)作用。
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Practice of Combined Mining Technology of a Complex Ore Body
YE Xu-ming1, LIU Rong-jun2
(Jiangxi Dangping Tungsten Industry Co., Ltd., Dayu 341514, Jiangxi China)
Abstract:The deep orebody has complicated forms and shapes. The current shallow hole stoping method and shrinkage stoping method can't meet the production methods. To improve the resource recovery rate and management problems, sublevel caving method is applied with reasonable orebody classification and stoping parameters optimization. The new mining method increases the production safety factors, with stoping cycle reduced by 0.5~1 year, reduced pillar and wall loss. The mining loss rate and dilution rate are reduced by 5 % and 6 % respectively. The economic benefits are markedly increased.
Key words:Complex orebody; combined mining method; shallow hole stoping method; shrinkage stoping method; sublevel caving method
DOI:10.3969/j.issn.1009-0622.2015.02.003
作者簡介:葉旭明(1984-),男,江西大余人,助理工程師,主要從事礦山采礦工程設(shè)計(jì)與現(xiàn)場(chǎng)技術(shù)管理工作。
收稿日期:2014-10-28
文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼:A
中圖分類號(hào):TD853