多单元房柱采矿法在复杂多变矿体中的实践应用.pdf

中国新技术新产品2024 NO.1（下）-74-工 业 技 术1 地质概况本文所述公司土堆矿区矿段共圈定 34 个矿体。岩石以花岗岩为主，岩石硬度中等，区内断裂构造较发育，主要包括一条构造，以断裂构造为主，为 NW 走向。区内矿体主要为缓倾斜薄至中厚矿体，矿体形态主要为构造控制的层状矿体，矿体内构造穿插较多，采场内局部区域构造交叉矿体相对富集，厚度为 2m10m，形态为“鸡窝状”的占 30%以上，金品位 1.2510.3310-6，平均 3.1010-6，品位变化系数为 82%，属有用组分分布均匀矿体。T4-6 号矿体为本区典型的该类型矿体，占本矿段资源量的 11.2，矿体倾角 5 14，平均为15，矿体厚度在 2m10m，平均 3.2m，局部富集地带，矿体厚度在 6m8m，呈中间高、四周逐渐降低的趋势。2 采矿方法本文针对矿体厚度不均匀的特点，在原房柱法基础上改进回采工艺，采用多单元房柱法嗣后充填采矿法，对不同的矿体厚度优化调整了采场的结构参数，以达到安全、高效生产的目的。2.1 矿块构成要素针对矿体厚度变化不均匀、局部富集区域厚度逐渐变厚的情况，根据探矿工控制的矿体产状，通过切割工程将矿块划分为多单元矿房。矿房垂直走向布置，长度为 80m，中段高度为 30m，采场长度为矿体的斜长 50m70m。矿柱留设规定，当矿体厚度在 5m 以下时，采场内每隔 10m15m 留设不小于3m3m 的矿柱维护采空区。当矿体厚度 5m 时，采场内每隔 6m10m 留设（5m3m）的矿柱。当顶板破碎不稳固时，可根据实际情况缩小矿柱间距，增大矿柱尺寸提高支撑能力，在采场留设 5m 底柱。2.2 采准切割工程针对矿体厚度的不均匀性，为安全、高效回采局部厚度 5m 的矿体，切割上山间距缩小至每隔 20m 施工一条，联通上、下切割平巷，规格为 2.0m2.0m，以利于行人、通风、运搬设备或材料，并作为回采时的自由面。当上山掘进至矿体富集区域（厚度大于 5m）时，上山继续沿矿体底板掘进至上部切割平巷。脉外采准工程是在矿体底板下部 5m 岩体内沿走向掘进出矿平巷，规格为 2.4m2.2m。采场底部每条切割上山附件各设置 1 条规格为 1.5m2.5m 的人行通风井和 1 条规格 2m 的溜矿井。切割工作从切割上山完成挑顶开始，以切割上山为自由面，将切割上山上挑至矿体边界，形成切割槽1。当矿体倾角 30时，为了便于采场内人员进行凿岩、出矿等工作，可将切割上山伪倾斜布置，伪倾斜上山与矿体走向角度为 20 60，可降低施工上山角度，提高作业效率。2.3 回采作业采用浅孔落矿、盘区顺序式回采方式，单个采场回采顺序以切割上山为自由面，顺倾斜“V”形工作面后退式回采，以减少回采空区带来的安全隐患。为提高回采效率，将每个矿块划分为多个单元小采场进行回采，各采场有单独的出矿系统，可同时进行回采2。矿石通过电耙耙至溜井后下放到采场溜矿井，矿石经振动放矿机装入矿车，再由矿车运至计量硐室后经箕斗提到地表。在回采过程中，根据矿体实际厚度，分为 3 类情况。1）厚度为 0.8m1.5m，按照矿体实际厚度，采用薄脉薄采方案；矿体厚度 1.5m2.5m 时，按照全断面一次性回采。2）厚度0.8m 时，应通过技术经济盈亏平衡点计算。达到回采成本平衡点的采用分采分爆回采方案，回采顺序为掘进小规格巷道为拉底工程，回采方式为先抽废石后采矿，以实现矿废在时间上和空间上的分离。3）厚度大于 2.5m 时，采用上向分层留矿法回采，先采下层，再采上层。采用留矿法在采场内预留 30%的矿石。经平场后，控制矿堆到采场顶板的距离为 2m 左右，便于工人凿岩作业即可。回采完最上层矿体后，进行锚杆全支护，以控制顶板稳定性（如图 1 所示）。随着回采工作面的推进，为做好顶板维护，采用顶板锚杆预控顶技术，每回采一个循环 5m6m 后，进行采场顶板锚杆全支护，支护完成后开始下一个循环采矿作业。2.4 凿岩爆破水平炮孔采用 YT-28 型凿岩机落矿，上、下炮孔采用YSP45 型凿岩机钻凿落矿。矿体 5m 时采用分层回采方案，采场内预留 30%矿石作为下次凿岩作业平台3。使用 2 号岩多单元房柱采矿法在复杂多变矿体中的实践应用李天宏（山东烟台鑫泰黄金矿业有限责任公司，山东 海阳 265199）摘 要：缓倾斜薄至中厚矿体的回采方法主要为传统的房柱法回采，采用该方法对矿体地质条件复杂多变、厚度不均匀的矿体进行回采存在安全管理难度大、采矿效率低和贫损“两率”高等很多问题。本文通过优化房柱采矿法工艺，对矿体厚度变化大的矿体因地制宜，优化矿房结构参数并调整回采工艺，采用多单元分段回采工艺，解决了复杂多变的缓倾斜矿体的回采难题，是一种适合该类型矿体回采的方法，达到了安全、高效、经济且合理的采矿目的，满足了企业生产发展的要求。关键词：多单元；复杂多变；切割槽；顶板维护中图分类号：TD85文献标志码：A中国新技术新产品2024 NO.1（下）-75-工 业 技 术石乳化卷状炸药，药卷长 330mm，直径 32mm，质量 300g，使用数码雷管进行微差爆破。在多单元矿块连续回采采矿法中控制爆破的集中和大块率是提高运搬效率的最关键因素。为使爆堆集中，达到理想爆破效果，采用抛掷爆破技术，崩落矿石的最佳抛掷位置应在切割上山附近，有利于提高电耙的出矿效率。崩落矿石抛出距离 L（m）由爆力抛掷距离 l1和重力抛掷距离 l2组成，如公式（1）、公式（2）所示。LllMnW11225?tg?cos（1）式中：l1为崩落矿石爆力作用下所增加的运距，m；l2为崩落矿石自由落体下的运距，m；M 为崩落矿体厚度，取 2.5m；为矿体底板倾角，取 15；n 为爆破作用指数，取 1.25；W 为最小抵抗线，取 0.8m。LMnWf2225?sincoscossin?tg（2）式中：f 为动阻力系数，取 0.8。因此由公式（1）、公式（2）可得公式（3）。LLLMnWMnWf?1222525tgtg?cossincoscossin?5 93.m （3）通过上述分析，矿石爆破抛掷距离为 6m 是最佳位置，便于爆堆集中。在实际生产中，本文设计了回采作业爆破参数优化方案，不断实践并优化。炮眼排列布置按照梅花形交错布置，炮眼直径 d 取 38mm42mm，炮眼深度 l 取 1.2m2.5m。最小抵抗线w 和眼间距离 a 一般用公式（4）确定。w=（0.350.6）l 或 w=（2530）da=（11.5）w （4）炮眼的排距 b 通常与最小抵抗线相同。本文确定炮眼排距为 0.6m0.8m，孔距 0.7m1.1m，眼深 2.3m，炸药密度为0.6kg/m0.7kg/m，采用反向连续装药结构。起爆顺序为以距自由面最近的炮眼为第一排，按排间微差依次起爆。爆破步距应满足出矿设备，使其充分发挥生产能力。一次爆破 810 排炮眼，采高小取较小值，否则取较大值。经实践，该设计为优化后的最佳爆破参数，可达到爆破相对集中、块度均匀、大块率在 5%以内的目的。2.5 采场通风防尘在施工地点采用混合式通风方式，将主竖井作为进风井。对于通风线路，施工地点的新鲜风流由矿区主竖井进入井下各中段，经采场入口进入采场工作面。污风清洗工作面后排至上部回风巷道，经回风井排至地表。风机采用 11kW 轴流式风机，采场内采用软质风筒，出矿时及时将风筒拆到安全地点。2.6 采场出矿采场内采用功率 30kW、型号为 2DPJ-30 的电耙，配容积 0.3m 耙斗出矿，耙运距离为 50m60m，台班综合效率为50t80t/台班。采用 0.75m 矿车运输至中段溜井后倒入计量硐室，经箕斗提升到地表。下采场出矿时，电耙将崩落的矿石由工作面直接耙运至采场溜井。由于采场溜井储矿量有限，采场出矿与中段出矿要协调工作，避免影响正常的采场作业循环。回采工作结束后，用电耙辅助人工对采场进行彻底清理。3 采场顶板维护做好矿体富集区域不规则中厚至厚矿体采空区顶板维护是确保安全生产、提高生产效率的重点措施。一方面，根据顶板分级管理制度，回采时严格按照顶板分级标准，由地质技术人员根据地质现象推断断层等构造。施工过程中结合井下现场情况确定顶板等级，按照分级确定锚杆、锚网等支护方式4。另一方面，根据不同矿体厚度，通过数值计算结合实际生产经验总结，对采场跨度和控制尺寸的优化选择进行技术分析，确定最佳施工参数，保障生产安全。（a）多单元房柱采矿法工艺平面图（b）房柱采矿法剖面图1-炮孔；2-电耙硐室；3-溜井；4-上山；5-矿柱；6-锚杆；7-“V”形工作面；8-切割平巷；9-通风行人井；10-电耙；11-尾砂充填体；12-耙头；13-阶段运输平巷；14-底部出矿平巷；15-矿堆。图 1 多单元房柱采矿法（单位：m）8611515141415121110AAA9502020208053332.513765432A中国新技术新产品2024 NO.1（下）-76-工 业 技 术3.1 采场跨度的确定采场跨度是影响采场顶板稳定性的重要参数。根据岩石力学理论分析，对层状矿体构成的顶板来说，随总采场跨度逐渐增大，顶板应力显现规律增大，顶板岩层弯曲也随之增大。当增至某一数值后，顶板岩层将发生折断和塌落。如果采场顶板发生弯曲下落，利用梁理论，载荷均布并等于自重的梁，最大拉应力出现在梁的两端防缘点上，其值应如公式（5）所示。max=L2r/2h （5）式中：max为岩层（梁）所受最大拉应力，t/m2；h 为松脱岩层高度，取 h=1.5m；r 为顶板岩层单位体积重力 r=2.87t/m3；L 为梁（采场）跨度，m。一旦 max大于岩石的抗拉强度，岩石就会发生破坏。如果要满足顶板岩层的稳定性，则必须满足公式（6）。max t （6）式中：t为顶板岩层岩石的抗拉强度，t=350t/m2。整理上述公式可得公式（7）。L2r/2h t （7）据 此 可 以 推 断 采 场 极 限 宽 度 为 Lj2rt?/?=2 1 5 350 2 87.=19.1m。将岩石的抗拉强度除以安全系数，可得采场的允许宽度。根据岩层稳固程度，安全系数 n 可取 2.0，则 Ly2r?t/?=2 1 5 350 2 87 2.=13.5m。根据计算，试验采场确定宽度 13m。3.2 矿柱支护参数计算矿柱计算的总原则是在保证采场空间程度的前提下，矿柱的尺寸为最小。设计矿柱尺寸时，通常假设矿柱处于简单的单向受压状态，因此可根据公式（8）计算。n=Sp/p （8）式中：Sp为矿柱强度 t/m2；p为矿柱所受压应力 t/m2；n 为安全系数。理论上认为，当 n1 时，矿柱是稳定的；当 n3.5m 的矿体采用分层回采时，为提高安全性，选择矿柱规格为 5m3m。4 主要技术指标主要技术指标见表 1。表 1 技术指标项目名称单位设计指标实际指标块段地质储量t59520块段地质品位g/t4.00矿房采出矿量t6428140470出矿品位g/t3.523.62贫化率%10129.5损失率%243.5采场出矿能力t/班306060千吨采切比m/kt5.52.28采矿台效t/台班306077.1采矿工效t/工班61015.4炸药kg/t0.550.48雷管个/t0.70.52钎头个/kt4545钎杆个/kt2120根据技术统计可知，-10m 中段 T4-6 矿体 2 个采场生产时间为 105d，不计副产矿量，共采出矿块矿量 40470t；单采场生产能力最大为 77.1t/台班；采场日平均出矿量 180t/日，平均出矿品位 3.62g/t，生产能力比设计指标提高了 22%，采矿工效提高了 35%。实际生产的各项均优于设计指标的原因是对原来采用的全面采矿法进行了优化和改革，采取多步骤、多单元和双机作业等回采工艺，取得了良好效果，达到了安全、高效并持续生产的目的。5 结语本文所述矿区某矿体属含金裂隙充填型金矿体。经粗略估算，该金矿体共计圈定推断的内蕴经济资源量为 874605t，平均品位为 3.6210-6g/t，储量大、品位好。在某公司生产经营中占有较大比重。本文结合矿山生产进行采矿方法工艺的优化和改革，对矿块结构参数、采切工程布置、底部结构方式、凿岩爆破、回采工艺以及贫损控制等提出了相应的改进措施，为矿山生产提供了采矿方法改进的技术依据，同时也为该公司的发展提供了参考和借鉴，并使其取得了良好的经济效益和社会效益。本文采用采场多单元回采工艺优化了采场回采、出矿系统，解决了复杂难采矿体回采损失率、贫化率高的问题，对延长矿山企业年限起到了一定作用。还根据矿山企业发展需求，进一步促进矿山机械化、智能化的推广应用，在本文方法基础上继续优化回采工艺，推广、应用铲运机等机械设备，从而提高了企业经济效益。参考文献1 张利君.大庄子金矿缓倾斜中厚矿体采矿方法试验 J.矿业研究与开发，2002（6）：10-12.2 董洪桥.薄矿体采矿方法改进 J.化工矿物与加工，2005（11）：36-37.3 王计海.东腰庄金矿采矿方法改进的探讨 J.应用技术，2007（7）：88-89.4 李建忠.破碎岩体中铜矿床开采方案 J.中国矿山工程，2005（6）：1-4，30.5 樊明玉.大尹格庄金矿盘区机械化采矿技术 J.中国矿山工程，2006（5）：20-22，30.