分层水平中深孔对破碎薄矿体回采的研究与应用论文_泮志亮,宋勃

中国华冶科工集团有限公司天津第三分公司 天津武清区 301700

摘要:上下盘岩石极不稳固走向长度短,这种零星矿体而言一般采用传统的浅孔溜矿法采矿,传统的浅孔溜矿法无法回采到设计高度,一般回采到10-15m左右就发生严重的跨落,如果矿体一端施工采区斜坡道至各分层成本较高,尤其是眼下的钢铁行情,处于对技术上合理,安全上可靠,经济上可行的考虑对原传统的浅孔溜矿法进行优化为深孔溜矿法,保留传统浅孔溜矿的优点,采用深孔溜矿可以避免在空场内作业,确保了安全无忧。

关键词:深孔溜矿;技术;采矿方法;

1.地质概况

该矿体分布于矿区1~7线间,东西延长120m,走向N60~70°W,倾向NE,倾角60°~75°,局部达80°,中部倾角较陡,深部有变缓的趋势。矿体总体形态沿走向呈不规则脉状,沿倾向呈楔状,上部较厚,向深部渐趋尖灭。矿体构造有多条断层,倾角50~80°的单斜构造。

岩石特征是暗色矿物含量很少,以斜长石,石英为主,局部含钾长石,与角闪斜长片麻岩呈现渐变关系,多由混合岩化作用形成。上部角闪斜长片麻岩该层厚,以角闪斜长片麻岩为主,东部有少量斜长片麻岩分布。上述片麻岩普遍经受不同程度的混合岩化作用,以顺层混合岩化为主,花岗质脉体呈条带状、条纹状、眼球状构造。钾长石交代斜长石,呈变余交代结构。局部混合岩化强烈地段形成混合花岗岩。

2.分层中深孔对破碎薄矿体的研究与应用

2.1分层中深孔对破碎薄矿体的技术难题

主要对矿体的赋存条件的勘探程度要求高,才能合理的控制好贫化和损失,本来矿体比较薄如果在设计阶段不能控制贫化和损失的话,在出矿时增加二次贫化更加不容易控制,所以最初必须掌握矿体赋存条件。

2.1.1采矿方法的选定

对333采场这种矿体平均厚度5m左右,断层较多,上下盘岩石极不稳固走向长度短的零星矿体而言一般采用传统的浅孔溜矿法采矿,可是333采场这种情况经过以前的多次试验,传统的浅孔溜矿法无法回采到设计高度,一般回采到10-15m左右就发生严重的跨落,如果矿体一端施工采区斜坡道至各分层成本较高。处于对技术上合理,安全上可靠,经济上可行的考虑对原传统的浅孔溜矿法进行优化为深孔溜矿法,保留传统浅孔溜矿的优点,采用深孔溜矿可以避免在空场内作业,提高了安全保障系数,确保了安全无忧。

2.2技术原理

分层中深孔对破碎薄矿体的研究与应用方法是指在回采极薄破碎矿体,上下盘围岩不稳固,矿体赋存条件勘探程度较高的矿体。就是对浅孔溜矿法的优化为深孔(水平中深孔)溜矿法,底部结构和浅孔溜矿法一样,在采场两端沿矿体下盘布置两条1.8*1.8m的人行通风天井,每隔6m布置一层联络道,联络道的端部布置一个深孔硐室(3*3m)在硐室施工水平扇形孔,第一层利用拉底巷拉出空间以后每次爆破一个分层,出矿30%左右,以此类推一直爆破到最后一层。矿体赋存条件复杂、矿体走向变化大、分布不均匀、矿体宽厚不一且开采难度大,本方法可以有效解决这些难题,在以后的矿山生产过程中可以有更多的推广和应用前景。

2.3技术方案

2.3.1采准设计

2.3.1.1采准设计图件

2.3.1.2采准设计说明

根据矿体的赋存条件采用深孔溜矿(分层中深孔溜矿)采场沿矿体走向布置长度为61m,高度为50m(1450m~1500m水平),间柱为8.8m(人井1.8m+联络道4m+深孔硐室3m),顶住为8m(1492m~1500m水平),底部布置了六条出矿进路,布置了一条脉外出矿巷,脉外出矿巷和下盘运输巷之间(采场中部)布置了一条采场溜井便于矿石铲运溜放。进路中到中为距离为12m,进路规格为2.8m*2.8m,采场两端分别布置一条人行通风井(1450m~1500m),1#人行通风井为62°的斜井,2#通风井为57°斜井,分为5个分层,分别为1459m水平、1465m水平、1471m水平、1477m水平、1483m水平,其中1483m水平的采副为9m即1483m~1492m水平之间,每个分层与人井之间有4m长的联络道,规格为2*2m,联络道与深孔硐室相连,深孔硐室规格为3*3m。

2.3.1.3技术质量要求

平巷掘进采用全断面凿岩,一次成巷施工方法。

1)布孔:平巷掘进面的炮孔按其位置和作用分为掏槽孔、辅助孔和周边孔,周边孔又分为顶孔、底孔和边孔。

掏槽眼采用桶形直线掏槽。掏槽孔深2.2m,比其它炮孔深0.2m。

周边孔的帮、顶孔在巷道轮廓线外边开眼,孔距取0.5m~0.6m,眼孔略向外倾斜3~5°,周边孔深度为2.0m。

辅助孔介于掏槽孔与周边孔之间,孔间距以0.5-0.7m为宜。辅助孔深度同样取2.0m。

2)凿岩:采用YT28气腿式凿岩机凿岩,钻杆采用φ22mm中空六角成品钎杆,L=2500mm,φ42mm一字型合金钻头。施工人员按设计尺寸标出开挖轮廓线及各炮孔位置;各炮孔除掏槽眼外,均钻到同一水平面上。

3)装药:选用φ32mm*200mm*150g乳化炸药,雷管选用全塑非电毫秒延期导爆管雷管。

4)联线起爆网路:采用非电全塑导爆管起爆网路,导爆管雷管采用簇联式。作业面炮孔起爆导爆管按邻近分为五个区域,每个区域导爆管雷管簇联成一把,共三至五把,每把导爆管雷管簇联绑扎在2发一级传爆雷管上。一级传爆雷管簇联绑扎在1发二级传爆雷管上,二级传爆雷管接起爆电缆,起爆电缆引至巷道安全位置处,经起爆器激发起爆。

5)爆破:各类炮眼采用半秒微差爆破,非电导爆雷管起爆,远程电子引爆机引爆。

2.3.1.4技术质量保证措施

1)施工前,应进行详细的技术交底,施工人员应严格按规程、规范和技术交底进行施工。对凿岩爆破、支护等关键工序要详细交底、加强控制。

2)要做好各项记录和原始检查记录,以及各种技术资料的收集整理工作,确保资料完整、及时、客观、准确,做到资料整理与工程进度同步。

3)强化工序管理,完善质量监督、检查体系。坚持班组自检、交接班互检和质检人员专检制度,各道工序都要树立下道工序就是用户和对用户高度负责的思想。

4)将职工收入与质量挂钩,严明奖罚,对工程质量做出较大贡献的人员或班组给予重奖。

5)施工过程中严把“三关”。一是图纸关,用于现场施工的图纸必须经过严格审核,二是测量关,保证测量放线准确无误,符合设计要求,三是严把试验关,杜绝不合格材料及半成品进入工程实体。

6)编写施工作业指导书,组织参与施工人员学习操作规程和质量标准。

7)认真贯彻执行国家有关质量的方针、政策和法令,全面推行质量管理体系,积极开展QC小组活动。

8)坚持质量“三检”(即班组自检、交接班互检、质检人员专检)和工序交接检制度,完善质量监督、检查体系;强化质量培训,对参与施工的所有人员要进行规程、规范和标准的培训。

9)严把原材料质量关,材料要有出厂合格证,执行材料进场复检制度。

10)强化质量培训,对参与施工的所有人员要进行规程、规范和标准的培训。

11)测量技术人员要及时给出巷道中腰线,中线每组间隔不超过30m,腰线每组间隔不超过15m。

12)每次凿爆前必须将中、腰线引至掌子面,画出巷道轮廓线,方可进行凿爆作业。

13)巷道局部规格不符合设计要求的,及时用洋镐、铁锹进行处理,确保巷道质量。

14)严格执行项目部质量管理办法,做到奖罚分明,提高员工质量意识和责任心。

2.3.2深孔设计

2.3.2.1中深孔参数的确定

根据采场岩石的硬度系数f及最小抵抗线W及炮孔孔径d等参数,孔底距取2.2m~2.5 m;排间距取2.5~3.0m;

2.3.2.2炮孔图

2.3.2.3施工技术质量要求

排距允许误差不得超过±50mm,排面垂直度、排位方位角度、炮孔角度允许误差不得超过±1度,炮孔深度不得小于设计深度,也不得超过设计深度300mm以上。

开孔必须小给压、轻推进;开孔后,钻进10cm左右必须检查矫正孔的方位和角度,保证孔口3m范围内孔壁光滑;必须记清孔内钻杆根数;每施工完一个孔必须用风水将孔内岩粉冲洗干净;发生故障时必须当班处理完毕,确实处理不完时要给下一班交待清楚;由于其它各种原因,现场无法施工时,必须征得技术部门的解决方案后进行解决,不得自作主张;填写岩粉记录要在现场准确进行填写,排位和孔号填写必须与设计相符;施工过程中,测量人员所放设的排位线应尽量保留,以备将来复查之用,不得故意将排位线破坏;机台不能为了追求进尺而放弃导正管的使用。

施工人员必须按设计施工,不得更改设计。如遇特殊情况不能施工,经设计人员同意修改后方可变更设计,否则按废孔处理。

2.3.2.4技术质量保证措施

1)加强地质管理工作,保证所圈定的矿体准确无误;

2)地质人员进行刻槽取样对矿体界线及地质品位重新确认;

3)加强矿石取样、化验工作,范围要面面俱到;

4)配备先进、灵敏的化验设备,保证矿石化验数据的准确性;

5)爆破后采用爆堆取样进行品位化验,据此指导出矿配矿工作;

6)技术人员按重新圈定的矿体边界进行采矿设计;

7)凿岩作业时对炮孔岩粉进行取样化验,确定合理的爆破作业方案;

8)建立矿石品位奖,对提高矿石品位有功者给予奖励。

9)加强矿山岩体力学的研究工作,保证顶板的稳定,使矿山生产的各项工作均建立在科学基础之上;

10)选择合理的开采顺序,优化采矿方法、改进采矿工艺;

11)采用科学的爆破方法,采用斜孔、半截孔、矿岩分爆等技术控制岩石混入,降低贫化率;

12)矿岩分界线处加强取样化验工作以确定合理的矿岩分装界限;

13)制定严格的品位考核制度,以经济手段增强岗位人员的责任意识;

14)把矿石损失贫化指标列为工作考核重要指标。

15)采用微差爆破方法,合理布孔,控制爆破质量;采用小孔径、小抵抗线爆破技术降低大块产出率;

16)实行孔中或孔底间隔装药等方法,严格控制爆破效果;

17)对炮孔深度、角度及孔间距进行严格的质量验收,确保爆破质量;

18)制定严格的矿石块度管理考核制度,以经济手段增强岗位人员的责任意识,控制大块产生;

2.3.3爆破设计

2.3.3.1爆破参数及爆破顺序

爆破顺序为:1459m水平以下用YT28凿岩机施工浅孔压顶即可,然后每次爆破一个分层,爆破完毕后根据崩落量及膨胀系数出矿,出矿时各条进路均匀出矿,保证采场内矿石面基本是一个平面,留有两m高空间即可,直至矿房全部爆破完毕,然后集中均匀快速出矿。

采用孔内分段复试起爆,每个孔装一枚带两发相应段别导爆管雷管的起爆具,孔外各次连接管均采用一段导爆管雷管。以1489m水平为例计算参数如下:

补偿空间系数K=爆破后空间V/爆破前矿岩体积v≥1.3

1450m中段1#矿房爆破补偿空间系数:

K1=V1/v1=2072/1554=1.33>1.3

地震波、冲击波影响范围:

R地=(k/v)1/α×Qm=(250/20)1/1.8Q1/3

k为与介质性质、爆破方法等因素有关的系数,取k=250;

v为爆破振动的质点安全振速,cm/s,根据该处岩石情况取v=20;

α为地震波衰减指数,取α=1.8;

Q为最大一响炸药量,Kg;

m为炸药指数,取1/3;

K冲为与爆破作用指数和破坏状态有关的系数,取K冲=5;

R地为爆破地震安全距离,m;

R冲为冲击波影响半径,m;

R地1=(k/v)1/α×Q1m=(250/20)1/1.84281/3≈45(m)

通风时间:

爆破通风时间的计算采用如下公式:

T=Q÷(3600×vs)

式中:Q:爆破产生的气体量,m3;

A炸药总量,公斤;

V被爆矿岩体积,m3;

v为实测风速,m/秒;

s为有效通风断面,m2;

T通风时间,小时。

T1=Q1÷(3600×vs)=2223÷(3600×0.2×6.4)≈0.5(h)

2.3.4出矿方式

由于矿体内断层较多,极其破碎稳定性相对较差,1459m水平以下用YT28凿岩机施工浅孔压顶即可,然后每次爆破一个分层,爆破完毕后根据崩落量及膨胀系数出矿,出矿时各条进路均匀出矿,保证采场内矿石面基本是一个平面,留有两m高空间即可,直至矿房全部爆破完毕,然后集中均匀快速出矿。要求对进路采取均衡出矿的管理方式,而且每一轮出矿时各进路采取等量均匀出矿方式。

3.主要技术创新点

3.1 避开空场内作业

避免了浅孔溜矿法暴露在空场内采矿的安全隐患。

3.2 利用深孔爆破

一次爆破后放出部分矿石,获得爆破空间后进行后续爆破作业,待矿块爆破完毕对采场集中出矿。有效保护上一层矿石的稳定性,降低对中深孔的破坏,避免矿石中混入大量大块废石降低矿石品位。

4.取得的主要成果

使得本来无法回采的矿石成功安全的得以回采,降低了损失,回收了资源。

5.与国内同类技术比较

目前矿山对于分层中深孔对破碎薄矿体回采的研究与应用方法较多集中于采前加强对矿体的探矿、和研究矿体走势,但对于赋存条件复杂,矿体分布不集中的矿山不太适用,相比之下,该种改进采矿方法技术在矿体赋存条件复杂、断层较多、极其破碎的中小型矿山具有生产施工安全、经济、高效的优点,在国内同行业处于先进水平。

6.推广应用前景

近年来随着国家经济条件的改善和对资源的不断需求,赋存条件复杂的矿山,矿体走向变化大、分布不均匀、矿体中断层较多且极其破碎开采难度大,本控制方法可以有效解决这些难题,在以后的矿山生产过程中有广阔的推广应用前景,将极大的提高国家资源利用率,从而推动社会经济发展。

7.存在的问题及后续研究设想

存在的问题就是对勘探要求高,后续研究可以推广到厚矿体,而且研究对间顶住的回采。

参考文献:

[1]王运敏主编的《现代采矿手册》冶金工业出版社

[2]王旭光主编的《爆破手册》冶金工业出版社

论文作者:泮志亮,宋勃

论文发表刊物:《基层建设》2018年第6期

论文发表时间:2018/5/23

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