矿体找矿技术与采矿技术应用

　　摘要：本文由于矿体从浅表至深部具有品位由高至低、倾角由小至大、矿化边界由较稳定向不稳定方向发展的趋势,因而,矿山必须充分发掘采矿工艺在提高回收率和降低采矿综合成本方面的潜力,克服原有采矿方法的采场生产能力小、生产效率低、电耙顺坡扒矿安全隐患大、采矿贫化率高、采场顶板暴露面大、空区胶结充填费用高和采准布置复杂、工程量大等缺点,以实现复杂难采矿体的安全、高效、低成本、低贫损开采的多重目标。
　　关键词:采矿技术；采矿方法；矿块试验；
　　1矿体开采技术难点
　　矿深部矿体开采技术条件有以下特点:(1)矿体倾角为35°～40°,这是高效率采矿方法应用的难点,其一是因为矿体倾角不够陡,无法在采场内实现重力放矿,使采场的出矿工艺变得复杂;其二是由于矿体倾角不够缓,高效率的无轨出矿设备无法直接在回采矿体下盘底板上运行,同时也使电耙的使用受到限制;(2)矿体水平厚度为5～8m,属于中厚偏薄矿体,使用大型高效采矿机械将受到空间的制约;(3)矿体沿走向连续性好,分步骤回采将导致矿柱损失或胶结充填的高成本;(4)矿体边界不稳定,局部膨大缩小、尖灭再现屡见,矿体品位分布极不均匀,矿体中常有形态、厚度各异的夹石产出,回采贫化损失控制十分困难;(5)地表为农田,覆盖岩层不允许坍落。
　　2试验采矿方法
　　2.1采矿方法优化选择
　　金矿深部矿体赋存条件而言,深部矿体的采矿方法只能限于在空场采矿法和充填采矿法中选用。因此,初步拟定可供选择的采矿方法主要有4个方案,即方案1,盘区机械化上向分层充填连续采矿法;方案2,电耙出矿上向水平分层充填连续采矿法;方案3,电耙出矿爆力运搬采矿法;方案4,电耙出矿分段空场嗣后充填采矿法。通过对各方案可望达到的技术经济指标和存在的优、缺点进行比较,方案4由于采准工程量大、采场准备时间长、综合生产能力低而被淘汰。在余下方案的综合经济比较中,各方案的经济指标虽有区别,但差距不大,优劣势不明显,为全面准确地评价各方案,达到最优化目标,用模糊数学方法对3个方案进行了综合评判,其中主要考虑方案的安全因素(B1)、经济因素(B2)、资源因素(B3)、效率因素(B4)。而安全因素(B1)中又主要考虑顶板安全(C1)和通风条件(C2);经济因素(B2)中主要考虑采矿成本(C3)、采切比(C4)、采矿损失率(C5)、采矿贫化率(C6)和采矿效率(C7);效率因素(B4)中主要考虑采矿效率(C7)和生产能力C8)。计算得出方案1、方案2、方案3的特征值分别为0.878、0.635和0.511,根据最大隶属度原则,方案1为最优方案。
　　2.2工业试验方案
　　盘区机械化上向分层充填连续采矿法方案如图1所示。中段内沿矿体走向划分矿块,矿块长30～
　　50m,高为中段高度50m,宽为矿体的水平厚度,一般为8～12m。矿块间不留间柱,上、下中段间亦不留顶底柱,实行自下而上、自首采采场向周边连续推进。自底部拉底平巷开始回采,采用7655凿岩机钻凿Ф40mm浅孔,孔深3～3.5m,用非电导爆管微差起爆,沿采场全宽和3.5m空顶高度,全断面向两

盘区机械化上向分层充填连续采矿法方案
　　2.3采场稳定性数值模拟与参数优化
　　2.2.1原始条件与力学模型根据矿体及上、下盘围岩岩石力学的试验结果,确定计算分析所用的矿岩物理力学参数见表1

矿岩物理力学参数
　　2.2.2采场稳定性分析；对水平厚度为15m单层矿体进行了模拟计算。在整个中段高度内,随着回采高度的不断增加,顶板内的最大拉应力不断减小,而采场周边或矿柱内的最大主应力和最大剪应力以及顶板最大下沉量则不断增加。对于上向充填法而言,最关键的是采场顶板的稳定性,顶板拉应力是最值得关注的因素。当采场跨度为5m时,顶板内的最大拉应力值仅为0.872MPa;当采场跨度增大至10m时,顶板最大拉应力端推进,崩下矿石用斗容为0.75～1.0m3电动铲运机经采场联络道装运至脉外溜井,溜放至阶段运输水平装车运出。依此采完全分层,人工清理工作面残矿和构筑端部砂袋隔墙后,即用地表充填系统经采场通风充填天井输送充填料进行采场充填,充填至空间高度0.5～1.0m为止,分层充填完毕并脱水后,通过挑顶垫底方式抬高采场联道,即可开始第二分层的回采。采场通风采用主通风系统加局扇的方式联合通风,新鲜风流从阶段运输平巷经采区斜坡道进入各分段平巷,然后经采场联络道进入回采工作面,污风从工作面排入采场通风充填天井,进入上中段回风系统排出。根据矿体的产状和采矿方法的采场结构要素特点,采用平面应变数学模型进行分析,以勘探线剖面为基础进行构建。值为2.384MPa;采场跨度为15m时,顶板最大应力值为3.103MPa。
　　2.2.3采场结构参数优化采场顶板拉应力是导致上向分层充填法顶板失稳的根本原因,顶板拉应力的大小又与采场跨度和顶板面积直接相关。然而,分层回采采场跨度一般依矿体厚度而定,为控制顶板拉应力的大小,可调节采场沿走向长度值,以控制暴露面积的大小。根据数值计算结果,推荐的采场极限暴露面积为400～600m2,原则上跨度大时取小值,跨度小时取大值,以这一数据为基础,推荐的采场结构尺寸见表2。
　

采场结构尺寸
　　3工业试验
　　试验矿块为Ⅰ号矿体-180～-130m水平,矿块长约30m,最大水平厚度22m,平均厚度15m,平均品位3.5g/t,矿体倾角30～40°,矿体受一条产状为28°∠87°后期断裂影响,造成矿体水平和垂直方向错动。矿体为断裂形成的碳酸盐化硅质碎裂岩,属中等稳固,下盘围岩稳固性中等,上盘围岩稳固性较差。矿石和围岩体重为2.8t/m3,松散系数为1.5。矿体与围岩分界线不明显,局部分支复合、膨大缩小,夹石常现,经取样分析来确定矿体界线。每隔12.5m高度从斜坡道掘进一条距矿体下盘边界水平距离约30～35m、与矿体走向平行的分段平巷,从分段平巷沿矿块长度中线向采场下向掘进采场联络斜巷,并在矿体中掘进人行通风充填天井,第一分段采场联络斜巷到达矿体后,再水平掘进拉底平巷至矿体上盘边界,形成拉底平巷,脉外溜井与各分段平巷相通,所有采出矿石通过溜井放出。自拉底平巷开始,先用挑顶刷帮的方式将拉底平巷扩大为高约3.5m,宽约6m的切割槽,并揭露矿体的水平全厚,然后以切割槽两壁为凿岩工作面,全宽拉底至采场两端边界,形成采场的拉底空间。凿岩使用7655型气腿式凿岩机和“一”字型钎头水平凿岩,炮孔直径Ф38～40mm,深度3.3m。采用多段毫秒微差爆破工艺,对于顶板暴露面或矿柱周边处的边孔,采用光面爆破工艺,对充填体则采用留护壁的保护措施,以减少爆破对回采周边的破坏和影响。由正交试验得出落矿最佳爆破参数为孔距0.9m,排距0.7m,装药系数0.7;光面爆破最佳参数为孔距0.6m,光爆层厚度0.7m,装药线密度0.25kg/m。采场通风采用主导风流加局扇实现工作面通风,新鲜风流从下盘中段运输平巷进入采场工作面,污风从采场通风充填井至上中段回风系统排出。回采工作面的矿石用电动铲运机搬运至采场下盘脉外溜井中,溜至中段运输水平装矿平巷装车运出。为减少出矿中尾砂充填料混入而造成贫化,工作面出矿时,底板上先保留厚度0.2～0.3m的矿石作为垫层,待分层回采结束前最终清除。出矿过程中的大块(大块率一般为1%～2%)集中于工作面经二次爆破破碎后再搬运至溜井中。在分层回采完毕并验收合格后,清理完工作面残矿并挑顶垫高联络道底板或封闭出口、安设充填脱水管、架设充填管道、架设采场端部砂袋隔墙等,即可实施充填。充填料为粒径+0.074mm的分级尾砂,不加任何胶结剂。当暴露面积在允许范围内时,采场顶板除局部极不稳固或破坏严重时需采用长锚索及锚杆支护外,一般情况不需支护。试验中
　　采用STL-12型微振监测定位预报系统对顶板实施动态跟踪监测和冒顶定位预报,有效地保障了采场作业设备和人员安全。工业试验得到的主要技术经济指标为:单元生产能力为185.7t/d,采矿损失率为2.25%,采矿贫化率为3.39%,千吨采切比为37.45m3/kt,凿岩工效为84t/工班,出矿工效为46.4t/工班。
　　4结论语
　　盘区机械化上向分层尾砂充填连续采矿法,采用下盘脉外采准、分层连续回采、水平浅孔光面落矿、铲运机出矿、人工隔墙分级尾砂充填、微振监测定位预报系统动态跟踪监测顶板安全的综合配套工艺,实现了倾斜多变难采中厚矿体的安全、高效、低贫损、无界限连续回采。
　　