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分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V工藝及爆破設(shè)計(jì)

2018-09-10 08:01周家祥宋衛(wèi)東譚玉葉
金屬礦山 2018年8期
關(guān)鍵詞:礦塊空?qǐng)?/a>礦房

余 昕 周家祥 宋衛(wèi)東 譚玉葉

(1.北京科技大學(xué)土木與資源工程學(xué)院,北京100083;2.金屬礦山高效開采與安全教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,北京100083;3.武漢鋼鐵集團(tuán)礦業(yè)有限責(zé)任公司大冶鐵礦,湖北黃石市435006)

分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤蟪涮罘梢云鸬奖U喜蓤?chǎng)生產(chǎn)能力、提高經(jīng)濟(jì)效益、降低尾礦庫風(fēng)險(xiǎn)的作用,同時(shí)還能維護(hù)高階段采空區(qū)的穩(wěn)定性。它是一種非常適用于從無底柱分段崩落法向充填法轉(zhuǎn)變的采礦方法[1-4]。為了保障生產(chǎn)連續(xù)及安全過渡,充填體的強(qiáng)度及制備、采場(chǎng)結(jié)構(gòu)參數(shù)等研究尤為重要[2,5-6]。

地下爆破工作對(duì)露天邊坡的影響較大,嚴(yán)重時(shí)甚至?xí)饾L石或泥石流地質(zhì)災(zāi)害,導(dǎo)致井下開采難度和支護(hù)成本增加,造成礦石的資源損失[7-11]。在階段空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ㄖ?,中深孔的設(shè)計(jì)是否合理對(duì)爆破工藝的爆破質(zhì)量、工作安全性和經(jīng)濟(jì)成本有著重要影響。

本研究以由崩落法轉(zhuǎn)為充填法的大冶鐵礦為工程背景,對(duì)分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ǖ牟傻V工藝與爆破參數(shù)進(jìn)行了研究,進(jìn)行了工業(yè)試驗(yàn),取得了較好的技術(shù)經(jīng)濟(jì)指標(biāo),對(duì)類似礦山具有借鑒作用。

1 工程背景

大冶鐵礦由于部分地表區(qū)域出現(xiàn)輕微塌陷的現(xiàn)象,為了盡快減少尾礦庫的容量,維持露天坑邊坡的穩(wěn)定,保護(hù)礦區(qū)生態(tài)環(huán)境,迫切需要將采礦方法由崩落法過渡到分段鑿巖階段嗣后充填法[8]。

1.1 礦區(qū)工程地質(zhì)概況

礦體主要發(fā)育在中細(xì)粒含石英閃長(zhǎng)巖、黑云母透輝石閃長(zhǎng)巖和大冶群第四、五段大理巖接觸帶26~39線之間。走向?yàn)镹WW,長(zhǎng)430 m,主要呈透鏡狀或楔狀。

露天礦的底部長(zhǎng)約2 400 m,南北寬約1 000 m。北幫170~270 m,南幫 86~200 m。邊坡角約為 38~43°,局部地區(qū)為53°,高度為230~430 m。

1.2 開采現(xiàn)狀及技術(shù)條件

如圖1所示:①-60 m水平為覆蓋巖層上部的露天坑底;②-60~-108 m采用無底柱分段崩落法,礦塊垂直走向布置,階段高度為60 m,分段高度為12 m,進(jìn)路間距為10 m;-96~-108 m水平21#進(jìn)路東面采用淺孔留礦嗣后充填法,西面保留崩落法[12];③-108~-120 m分段為預(yù)留的隔離礦柱;④-120~-180 m階段采用分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ǎ畈烤捎贸涮罘ㄩ_采。

礦體水平厚度約26 m,礦體傾角為70~90°,品位在45%~47%,為典型的急傾斜中厚至厚礦體。上盤主要為石英閃長(zhǎng)巖,f=10~14;下盤主要為大理巖,f=6~8;巖石穩(wěn)固性好至較好,巖石的上、下盤移動(dòng)角為65°。

2 采礦方法及采場(chǎng)結(jié)構(gòu)參數(shù)

分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤竽z結(jié)充填法工藝如圖2所示,沿礦體走向布置采場(chǎng),自西向東劃分為19個(gè)礦塊(標(biāo)號(hào)為301#~319#),偶數(shù)為礦房,奇數(shù)為礦柱。階段高度為60 m,分段高度為13 m,礦房、礦柱寬為15 m,長(zhǎng)30~45 m。一步驟回采礦房,隔一采一,待一次充填的充填體能夠自穩(wěn)后,二步驟回采礦柱并充填。

3 階段空?qǐng)鏊煤竽z結(jié)充填法

3.1 采準(zhǔn)切割工程

階段礦塊分為-133 m、-146 m、-159 m及-171 m底部結(jié)構(gòu)4個(gè)水平分段自上而下,由內(nèi)向外后退式回采。開采礦塊時(shí),礦石由鏟運(yùn)機(jī)運(yùn)搬,通過出礦巷道和聯(lián)絡(luò)道倒入溜井中。待開采至-171 m水平后集中出礦,通過溜井至-180 m階段后運(yùn)輸至井底車場(chǎng),最后由罐籠提升至地表,倒裝運(yùn)至選廠。

切割工作包括底部結(jié)構(gòu)(在-171 m水平掘進(jìn)出礦平巷和橫巷),沿礦體上盤的邊界鑿切割天井(1個(gè)礦塊2條井)。分段巷道、聯(lián)絡(luò)道、溜井和進(jìn)風(fēng)井均布置于礦體的下盤,由階段斜坡道(縱坡i=12%~15%)相通,運(yùn)輸設(shè)備、材料和人員。標(biāo)準(zhǔn)采礦方法的綜合掘采比為 50 m/萬 t或 496.6 m3/萬 t;采切帶礦比10.2%;采切帶巖比6.6%。

3.2 鑿巖爆破設(shè)計(jì)

使用崩落法回采礦塊時(shí),采用擠壓爆破,補(bǔ)償空間較小;而階段空?qǐng)鲈诨夭蓵r(shí)沒有上覆的巖石,炸藥消耗較小。

3.2.1 中深孔設(shè)計(jì)要求

合理的中深孔設(shè)計(jì)應(yīng)該達(dá)到以下要求:①能有效控制礦體邊界線,盡量降低損貧率;②平均布置炮孔密度和深度,能夠降低大塊率、破碎均勻、減少粉礦,提高爆破質(zhì)量和鏟運(yùn)機(jī)的出礦效率;③基本消除懸頂、隔墻等爆破事故,保持放礦口眉線,減少擠炮現(xiàn)象,杜絕排間微差、孔間微差帶炮現(xiàn)象引起拒爆,提高回收率及回采效率;④炮孔施工方便、作業(yè)安全。

3.2.2 鑿巖爆破參數(shù)

采用Atlas SimbaH1254鑿巖臺(tái)車,中深孔爆破。鉆孔直徑取Φ=76 mm,孔深10~16 m,最小底抗線W=1.8 m,孔底距為1.53~2.7 m,炸藥單耗q為0.3 kg/t,排面傾角為90°,邊孔角為40°。

3.2.3 炮孔設(shè)計(jì)

每排炮孔的崩礦量為1 318 t,裝藥量為395.4 kg,總延米數(shù)為162.72 m。如果不合格的炮孔在驗(yàn)收后超過了5%,將進(jìn)行補(bǔ)孔工作。圖3為單個(gè)礦塊的炮孔設(shè)計(jì)。

3.2.4 鑿巖與裝藥

采用COP1838ME鑿巖機(jī),改進(jìn)型BQF-100裝2號(hào)巖石炸藥,連續(xù)柱狀裝藥結(jié)構(gòu),參考拔管速度見表1。

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3.2.5 爆破

采用微差爆破,孔底起爆。起爆彈采用KDQB-85型,微差分段時(shí)間選用50 ms,即間隔一段雷管起爆。起爆裝置主要由1~20段導(dǎo)爆管、起爆彈和起爆器等組成。

起爆步驟:通過起爆器起爆導(dǎo)爆管,進(jìn)而引爆了孔底的起爆彈和炸藥。建議從原本每次起爆一排改為每次起爆兩排,增加排間微差爆破的破壞效果,其排間和孔間的微差爆破分段情況如圖4所示。

3.3 通 風(fēng)

新風(fēng)從-120 m的平硐口進(jìn)入,經(jīng)由-120 m至-180 m的進(jìn)風(fēng)井及平巷進(jìn)入采場(chǎng)。通過JK58-1N04型局扇將污風(fēng)由回風(fēng)聯(lián)絡(luò)道到-133 m回風(fēng)平巷、-120~-133 m回風(fēng)天井、-50~-120 m總回風(fēng)井及總回風(fēng)系統(tǒng)排出。且出礦前在爆堆灑水降塵以降低污染[13]。

3.4 頂板支護(hù)

采用管縫式錨桿,或錨桿加金屬網(wǎng)對(duì)圍巖穩(wěn)固性較差的區(qū)域進(jìn)行支護(hù)。通過在采空區(qū)頂板布置測(cè)點(diǎn)來觀測(cè)頂板的沉降,并利用現(xiàn)有的地壓監(jiān)測(cè)儀器監(jiān)測(cè)礦柱和井巷的地壓情況,一旦發(fā)現(xiàn)危險(xiǎn)信號(hào)應(yīng)及時(shí)處理。

3.5 礦石裝運(yùn)

經(jīng)ST-2D型1.9 m3電動(dòng)鏟運(yùn)機(jī)鏟裝出礦倒入溜井,再經(jīng)振動(dòng)放礦機(jī)裝礦車運(yùn)至井下車場(chǎng)。且通過TORO151型柴油鏟運(yùn)機(jī)掘進(jìn)裝渣、運(yùn)搬部分材料與牽引鑿巖臺(tái)車轉(zhuǎn)段等。

鏟運(yùn)機(jī)生產(chǎn)能力為13~14萬t/a,采出塊度為0~450 mm。采用7655型淺孔鑿巖機(jī)打眼,集中在班末對(duì)大于450 mm的礦塊進(jìn)行爆破。

3.6 采礦損失貧化控制

采用VS150系統(tǒng)于出礦進(jìn)路口掃描采空區(qū)后,通過Surpac軟件繪制得到采空區(qū)實(shí)測(cè)圖4(b)。通過掃描得到的礦房采空區(qū)及充填體的實(shí)際邊界線(圖4(c)中曲線)計(jì)算得到經(jīng)濟(jì)技術(shù)指標(biāo),可為后續(xù)回采礦柱的炮孔設(shè)計(jì)提供依據(jù)。根據(jù)310礦房采空區(qū)-133 m水平出礦進(jìn)路口掃描所得數(shù)據(jù)計(jì)算結(jié)果見表2。

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3.7 底部結(jié)構(gòu)

-180 m階段底部出礦結(jié)構(gòu)由多條出礦巷道、鑿巖巷道和出礦進(jìn)路組成。進(jìn)路與出礦巷道交錯(cuò)布置為45°,間距為10 m;巷道間距為15 m,高度為3.4 m,寬度為3.6 m(見圖5)。

底部結(jié)構(gòu)的開挖順序?yàn)殡p側(cè)交替開挖:先施工出礦巷道,其次開挖單側(cè)出礦進(jìn)路,彼此交錯(cuò)進(jìn)行,即主巷1-主巷2-主巷3-左分支1-右分支1-左分支2-右分支2-左分支3-右分支3-左分支4。

3.8 采空區(qū)充填

采用新型膠骨料和選廠提供的尾砂配制充填體料漿。料漿的濃度為65%~68%,灰砂配比為1∶8。試件標(biāo)準(zhǔn)養(yǎng)護(hù)28 d后的單軸抗壓強(qiáng)度為2.4 MPa[14]。為了降低成本,分層充填中采用不同配比的膠結(jié)充填體(見圖5(b))。計(jì)算得到采場(chǎng)的充填倍線為5.24,可以實(shí)現(xiàn)自流。

在圍巖穩(wěn)固、斷面面積較小的位置,放置充填擋墻。為了保證安全,第一次充填的高度不超過2.5 m。底部結(jié)構(gòu)的擋墻采用C20混凝土澆筑和Φ10鋼筋;天井和聯(lián)絡(luò)道中的圍巖所受壓力相對(duì)較小,建議使用普通燒結(jié)磚、砂漿砌筑或木質(zhì)擋墻。由于現(xiàn)場(chǎng)厚度應(yīng)比理論值大10%左右,雖然混凝土擋墻厚度的理論計(jì)算值為0.4 m,仍建議現(xiàn)場(chǎng)厚度不宜小于0.5 m[15]。

4 工業(yè)試驗(yàn)及效果

目前,310、308及306礦房已回采并充填完畢,即將回采307礦柱。施工過程中曾出現(xiàn)以下問題:堵管、返粉率高、切割不到位、鉆孔誤差等,通過規(guī)范裝藥操作、將1%的柴油混入炸藥、返粉回收、切割平巷補(bǔ)孔、優(yōu)化炮孔支點(diǎn)高度等措施解決了這些問題。

如表3所示,與無底柱分段崩落法相比,分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤竽z結(jié)充填法成功降低了損貧率,提高了礦石回收率,且爆破效果達(dá)到了該采礦方法回采爆破的較高水平。

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5 結(jié)論

(1)通過實(shí)施分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤竽z結(jié)充填法,礦山取得了較好的經(jīng)濟(jì)技術(shù)指標(biāo)(貧化率9.58%,損失率7.94%),保障了生產(chǎn)安全,減少了露天邊坡維護(hù)和尾礦庫征地、建設(shè)、運(yùn)營等成本支出,為深部開采積累了經(jīng)驗(yàn)。

(2)通過采空區(qū)三維掃描技術(shù)獲取礦房(如310礦房)的經(jīng)濟(jì)技術(shù)指標(biāo),為后續(xù)回采爆破工作提供了參考依據(jù)。起到了有效控制充填體邊界,減少超挖和欠挖量,提高經(jīng)濟(jì)效益的作用。

(3)根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)爆破施工情況建議礦山嚴(yán)格規(guī)范工人的操作流程,可采用數(shù)值模擬軟件進(jìn)行中深孔爆破設(shè)計(jì),調(diào)整爆破參數(shù),降低不必要的誤差。

(4)階段空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ǖ碾y點(diǎn)在于兩幫都是充填體的礦柱采空區(qū)的穩(wěn)定性能否維持,礦房采空區(qū)掃描技術(shù)可以為二步驟回采礦柱工藝參數(shù)研究(如爆破參數(shù)的優(yōu)化等)提供依據(jù)。

此分段鑿巖階段空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ú傻V工藝及安全控制措施具有重要的工程示范效果。研究成果可為類似急傾斜中厚以上賦存條件的金屬礦床開采提供參考。

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