第4章 矿床开拓Word文件下载.docx
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矿山原有生产能力是2200~2500t/d;
本设计矿山生产能力为3000t/d。
4.1.6矿山工作制度:
矿山工作制度采用连续工作制,每年工作为330天,每天3班,每班工作8小时。
4.2矿山设计年产量的校核
4.2.1矿山设计年产量的计算
矿山设计日产量为3000t/d,根据工作制度,取产量不均衡系数为1.1,计算矿山年生产能力,根据公式:
(4-1)式中:
——矿山年生产量,万t/a;
——矿山设计日产量,取
=3000t/d;
——每年工作天数,
=330d;
——不均衡系数,取
=1.1;
计算得:
=108万t/a
4.2.2年产量校核
1.按合理开采顺序同时回采矿块数验证矿山年产量
490m水平以上,采用分段凿岩分段或阶段落矿方式回采矿柱,同时用水平深孔崩落顶板品位较高的矿段。
房间柱长64m,宽15m,阶段高68m,减去底柱矿量后,矿柱矿量约17万t。
由于盘区间采用斜对角线回采工作面推进,同时回采的矿柱有3个,2个房间柱和1个与之相连的部分盘间柱。
一个循环的时间为3个月,平均崩矿量4600t/d。
按留矿方式控制放矿,可供放出的矿石有3400t/d。
炮孔崩矿量按6.5t/m,凿岩效率按40m/台班计,完成一个房间矿柱的凿孔时间为2.4个月,加上停歇时间,3个月内能完成一个循环的作业。
由于采场内留有部分矿石作缓冲层,可以多条出矿道同时作业,只要采用高效率的出矿设备,出矿也能保证3000t/d生产规模。
2.按矿床开采下降深度确定验证矿山年产量
年下降速度与实际开采矿山的地质资料、回采工艺、机械化程度、技术管理水平以及操作工作人员的水平和素质均有很大的联系,是矿山综合水平的反映,它可用于长远规划阶段以估算矿山产量。
下降速度的计算,在一般情况下应按一阶段回采时的平均下降速度来验证,可按下式计算:
(4-2)
式中:
——矿山年生产能力,万t;
——回采工作年下降速度,取
=20m/a;
——矿体开采面积,㎡
——矿石体重,3.14
;
——矿石的回收率,取75%;
——矿石的贫化率,取3.76%;
——地质影响系数,0.7~1.0;
取0.9;
——倾角和厚度修正系数,分别取0.9,0.8;
万t
3.按及时准备新阶段验证矿山年产量
当回采垂直下降速度大,矿山采掘比大和掘进技术水平不高时,用新阶段的准备时间验证矿山的生产能力,计算公式如下:
(4-3)
——矿山生产能力,万t/a;
Q——回采阶段设计采出的工业储量,取Q=1665万t;
Tx——新阶段准备时间,取Tx=7a;
k——准备超前系数,k=1.2~1.5;
4.3矿山服务年限
4.3.1矿山计算服务年限
根据生产能力与其服务年限之间的关系通过公式4-4计算:
(4-4)
——矿山服务年限,a;
——矿山年生产能力,取
=100万t;
——矿山工业储量,取
=1665万t;
——矿石的回收率,75%;
——矿石的贫化率,3.76%;
4.3.2矿山实际服务年限
考虑到矿山生产初期从投产到达产的年限,生产末期减产的年限,按设计规模的正常生产年限不小于整个服务年限的2/3,加之远景储量的升级或新工业储量的增加,矿山实际服务年限大于计算服务年限,并按下式4-5计算:
(4-5)
——矿山实际服务年限,a;
——矿山自投产至达产的年限,
=3a;
——将设计规模正常生产的年限,
=10a;
——矿山末期减产年限,
a
4.3.3根据远景矿量评述矿山服务年限
柿竹园多金属矿床的Ⅲ矿带490m水平以上315m×
313m范围内矿房回采已基本结束,剩下1465.81万吨(包括未采矿房矿量);
490m水平以下富矿段尚未开采,仍有矿量1470.89万t。
对于该部分矿体的开采,柿竹园有限公司多金属矿床的开采宜采用地下开采方式进行,近、中期开采范围为Ⅲ矿带的富矿段。
采矿方法为490m水平以上采用连续阶段崩落法回收矿柱和进行采空区处理,490m水平以下采用盘区连续阶段崩落法回采富矿段,采用“崩落法”方案时,490m水平以上矿柱回采和采空区处理年限为16年,490m水平以下回采时间为16年;
总服务年限为36年(包括基建期2年),之后转入露天开采。
“崩落法”方案开拓矿量为728万t,保有年限7.3年,采准矿量120万t,保有年限1.2年;
备采矿量68万t,保有年限期0.6年。
4.4阶段高度的确定
4.4.1开采技术条件
矿石岩性为云英岩网脉矽卡岩,顶板和东、南侧面围岩围云英岩网脉矽卡岩和矽卡岩,底板和西、北侧面围岩为花岗岩,矿岩坚固,抗压强度80.9~138.2MPa,f=8~14,含硫量1.19%,无自燃性和结块性。
裂隙虽然发育,但由于岩浆岩4次侵入矿区,岩脉及气液交代,使裂隙愈合率达81%以上。
矿体为云英岩网脉矽卡岩钨钼铋矿体,缓倾斜产出,倾向南东,倾角一般5~20º
,局部30º
。
富矿段除西北角裂隙密度大,张裂隙发育外,岩体连续性、完整性好。
由于矿区地形陡峭,大气降水很快排入甘港河;
矿岩裂隙充填率高,为弱含裂隙水岩体,矿体与甘港河之间有花岗岩隔水层;
富矿段开采标高位于侵蚀基准面以上,所以矿区水文地质条件简单,少量地下水可以从平巷自流排到地表。
4.4.2矿山现状
根据长沙有色冶金设计研究院的设计,在315m×
313m(南北向×
东西向)富矿段,490~558m范围内,共划分为4个盘区,每个盘区9个矿块,每个矿块包含一个20m宽的矿房和一个15m宽的矿柱。
该范围矿体地质储量1736万t,钨、钼、铋平均地质品位分别为0.559%、0.087%、0.171%。
采用分段凿岩阶段出矿嗣后充填的采矿法开采。
但是,矿山自1987年开采以来,由于矿体富集品位相对较低,加上世界钨产品价格偏低,以及原料工业比价不合理,矿山经营效益较低,经济实力不足,除保证采选正常运作外,无力按设计对采空区进行充填处理。
因此矿山在回采矿房时,基本按长沙有色设计研究院设计的分段空场采矿法进行回采,但矿房采后未按设计要求进行嗣后充填,留下大量采空区。
到2002年底,原规划地下开采的Ⅲ矿带富矿段490m水平315m×
313m范围内36个可采矿房已采动34个,剩余未开采的K1-9、K2-9两个矿块的钨、钼、铋的地质品位偏低,近期没有开采价值。
矿山已试验开采了K3-4和K3-5之间的矿柱。
富矿段490m水平以上共采下矿石量约600万t,剩余1465.81万t矿量未采。
490m以下富矿段尚未开采。
由于矿房采后未充填,留下大量矿柱(包括盘间矿柱、房间矿柱和底柱)支撑采空区顶板,维护采场的安全生产,矿块的实际回采率约42%。
到2002年底,井下已形成200万m3的暴露空间,顶板累积暴露面积达3万m3。
随着生产的持续进行,采空区每年以25万m3的速度递增。
矿柱暴露时间长,矿山地压集中,大爆破振动破坏及矿岩本身稳定性等因素的综合作用,315m×
313m已开采范围内的矿柱多处垮落,累计长240m,最大顶板连续暴露面积达8000m2,给矿山的安全生产构成严重威胁。
其中破坏较大的位置及破坏情况见表4-1:
表4—1313m×
315m已开采范围内矿柱的主要破坏情况
破坏地点
破坏时间
破坏原因
破坏规模(m3)
K1-1~K2-1
盘间矿柱
1994.02.27
1)大爆破炸药量(40t)较多
2)岩石节理发育
20×
15×
44=13200
K1-1~K1-2
房间矿柱
1995.10.27~
1999.05.21
1)1994.02.27大爆破的破坏
2)处于破碎带
55×
44=36300
K1-2~K1-3
1998.06.06~
1999.05.29
1)处于破碎带
2)大爆破
12×
10=1800
K2-2~K2-3
1995.04.01
1)节理发育
30=5400
K2-1与K2-2
盘间矿柱和
P1558m
岩体破碎
塌了一部分
4.4.3拟用采矿方法的特点
本设计拟用连续阶段崩落法,即在原空场不充填条件下,用中深孔或深孔落矿,缓冲覆盖层下放矿回收敞空矿房矿柱,同时处理采空区的方法。
在回采矿柱的同时,回采558m水平以上Ⅲ矿带品位较高的矿段和处理采空区。
矿柱回采:
首先在矿柱内按分段开掘分段凿岩巷道,然后在分段凿岩巷道内凿上向扇形炮孔,分段或阶段侧向小微差爆破。
矿柱顶板富矿回采:
首先在矿柱上部平巷内开掘凿岩天井和硐室,凿水平扇形孔崩落顶板富矿。
崩落矿石按留矿方式有控制地放出,在覆盖层形成之前留20m厚的矿石作缓冲层。
顶板随着矿柱回采的进行,逐步自然崩落充填采空区。
通常间柱和顶柱一次爆破,顶部矿岩随之崩落,有时顶部矿岩采用诱导崩落法或自然崩落法适当滞后崩落,但放矿过程中必须确保一定厚度的缓冲覆盖层为基本原则。
该方法具有回采工艺简单,技术先进,回采强度大,劳动生产率高,回采作业安全,采矿成本低,矿柱总回收率高等优点,缺点是爆破规模大,放矿要求严,采矿的贫化损失较大,一般损失率为15~30%,贫化率10~30%。
主要用于矿石品位不高,地表允许陷落的矿山。
4.4.4阶段高度的选择
由于充填难以实施,柿竹园多金属矿采用分段凿岩阶段落矿的阶段矿房法,分矿房、矿柱来回采Ⅲ矿带315m×
313m范围内的富矿段矿体。
仅回收了490m水平以上盘区矿块中的矿房部分。
矿房垂直盘区走向布置,一个盘区划分为9个矿块,矿块走向东西,矿房长64m,宽20m,间柱宽15m,阶段高68m,分段高11m。
矿房未充填,以敞空形式存在,留下大量矿柱(包括盘间柱、房间柱和底柱)支撑采空区顶板。
故本设计选用现有矿山设计尺寸,阶段高度为:
68m;
矿块布置形式为:
矿块垂直盘区走向布置;
一个盘区划分为9个矿块,矿块走向东西,矿柱长64m,宽15m,中间采空矿房宽20m,阶段高68m,分段高11m。
4.4.5各阶段的标高及阶段服务年限
本设计在原有开采范围内,且只研究490中段以上,因此存在4个阶段,分别为:
380m、490m、558m、580m,其中380m中段为主要运输阶段,490m中段为主要回采阶段,558m中段为主要回风阶段,580m中段为558m上部富矿体的开拓及上部强制崩落掘进阶段。
柿竹园多金属矿床继续地下开采的范围是:
490m中段315m×
313m范围内矿柱以及558m水平以上315m×
313m范围内Ⅲ矿带品位较高的部分;
313m外围和490m水平以下Ⅲ矿带品位较高的部分。
本设计只研究开采范围内490中段以上的矿石回采,由于矿柱回收率75%,矿石贫化率3.76%,可回收矿石1665万t,根据生产能力其服务年限可达16年。
4.5开拓方法的选择
4.5.1开拓方法的选择
根据Ⅲ矿带矿体赋存条件、矿山地形、地表设施分布和矿山生产能力等,可选用技术上可行的三种开拓方案:
①平峒+盲斜井+溜井联合开拓;
②平硐+盲竖井+溜井联合开拓;
③平硐+斜坡道+溜井联合开拓。
①平峒+盲斜井+溜井联合开拓:
该方案虽然开拓工程量小,容易接近矿体布置,施工容易,投产快;
但提升能力小,提升费用高;
材料耗量大,经营费用高;
承受地压能力差,维护困难;
②平硐+盲竖井+溜井联合开拓:
该方案开拓工程量小,矿井通风集中,提升能力大,通风、排水费用低。
但由于选厂位置的限制,矿石运输不方便,人员材料上下困难,且矿井通风不好。
③平硐+斜坡道+溜井联合开拓:
该方案为现矿山采用的开拓方案,技术成熟,且基建和投产时间短,便于无轨设备运输矿石,有利于深部矿体及盲矿体的开拓,能充分利用原有开拓巷道和破碎、计量、装载系统,延长其服务年限。
以上各方案比较认为,①方案不合理,可予删除,余下的方案列转下步比较。
4.5.2各方案初步技术比较
方案一:
平峒+斜坡道+溜井联合开拓(如图4—1所示)
1.在380m标高,布置一条主运输平巷,内设环行井底车场;
2.在490m中段,该阶段为主要回采阶段,开拓一条阶段运输平巷,并由该阶段向下掘进斜坡道至430m中段,向上掘至558m标高,斜坡道采用折返式,与每个中分段514m、526m联接巷连接;
3.在开采范围南面布置2个溜井,北面布置2个溜井,且是对称布置的,溜井从490m中段通至380m水平,为主要的矿石流通道。
方案说明:
该方案根据实际情况充分利用矿区场地布置,矿石运输方便。
人行、材料、运输方便,有利于通风安全。
缺点是斜坡道开拓工程量较大。
方案二:
平峒+盲竖井+溜井联合开拓(如图4—2所示)
2.在490m中段,分别布置两个竖井,1#竖井用于提升矿石,2#竖井用于提升人员和材料,并与每个中分段连接;
该方案与方案一比较大致相同,只是盲竖井开拓和斜坡道开拓的比较。
虽然竖井掘进工程量虽然不大,但是掘进难度大,要求高,施工不便,矿井通风不好,设备投资大,且后期维护费用高。
4.5.3各开拓方案技术经济比较(见表4-2)
表4-2开拓方案技术经济比较表
序号
项目
单位
平峒+斜坡道+溜井联合开拓
平峒+盲竖井+溜井联合开拓
工程量
投资(万元)
一
可比井巷工程
1
竖井井筒及硐室
m/m3
196/4270.4
216.4
2
斜坡道及硐室
m/m3
798/12346.56
424.46
3
溜井系统
440/8831.25
80.57
4
各中段平巷及联络道
2540/28376.3
852.5
3560/40584
1276.34
5
竖井井底车场
424/4541.78
136.40
三
可比设备投资
提升设备及设施
253.42
地表及斜坡道运矿汽车
台
60.00
380运输设备
127.00
电控设备
32.6
110.40
四
可比总投资
1713.53
2200.53
五
优缺点比较
优点
①受地形及其他因素影响小,矿井布置简单;
②运输方便,可同时运输矿石和人员、设备、材料;
③施工方便,可进一步探明矿体;
④方案灵活,运输集中,运输成本低;
⑤井巷维护简单,费用低。
充分发挥斜坡道的功能和作用。
投资较省
①开拓施工工程量小;
②矿井通风集中;
③提升能力大;
④没有井下汽车运输,大大改善了井下通风条件。
⑤通风、排水费用低
缺点
①基建工程量大;
②开拓深度受到影响;
③大量使用汽车井下运矿,坑内通风条件较差,通风费用高;
④一次性投资高,设备维修量大。
①运营维护费用高;
②设备投资费用高,投资最大;
③安全管理难度大;
④井巷施工困难。
从上表对各开拓方案的技术经济对比可以看出:
③平峒+斜坡道+溜井联合开拓方案,虽然开拓工程量大,但是一经投入使用,基本无需维护,工程维护费用和人员的工资支出少,用无轨运输更机动灵活,还能充分利用原有的开拓巷道和破碎、计量、装载系统,延长其服务年限,技术和经济优势明显。
因此,本设计选用平峒+斜坡道+溜井联合开拓方案。
本设计只对原有的开拓巷道和破碎、计量、装载系统进行补充完善。
新布置的开拓工程有:
1.385m中段至490m中段的斜坡道和558m至580m分段的斜坡道及其各分段和中段的斜坡道联络平巷;
2.385m中段至490m中段的主风井、490m至558m主风井及其各分段和中段的回风平巷;
3.在中段上部设置电耙道联络平巷;
4.在主溜井与各分段联络平巷和电耙联络道平巷之间设置主溜井联巷;
5.在580m水平布置分段平巷,并开掘通往地表的回风平巷。
本设计的开采范围主要为490中段以上的Ⅲ矿带富矿体,故在490m水平以上,为了回收矿柱和有效地处理采空区,还应该增加:
卸压天窗、558m中段至580m中段的主通道、580m中段平巷及其回风平巷、切帮天井和切帮平巷以及放顶的药室和联络道、专用回风天井等开拓工程。
开拓基建工程量见表4—3:
表4-3柿竹园多金属矿开拓基建井巷工程量及费用计算表
工程名称
断面(m2)
长度
(m)
体积
(m3)
单价
(元/m3)
金额
(万元)
空区处理工程
卸压天窗
15.00
90
1350
446.98
60
558~580斜坡道
15.86
180
2855
307.82
88
斜坡道联巷
5.76
30
173
294.98
580分段平巷
4.84
460
2226
66
580分段回风巷
290
320.94
9
6
切帮天井
4.00
240
11
7
切帮平巷
3.60
1656
53
8
药室及联道
2.88
1050
3024
97
小计
2390
11814
389
二
采准工程
凿岩联络巷
2370
13651
438
凿岩平巷
6.76
900
6084
195
凿岩天井
540
2614
117
凿岩硐室
(22m3)
(108个)
2376
70
3810
24725
820
其他工程
1827
331.02
合计
38366
1270
该方案基建井巷工程量为:
38366m3,7251m(含1051标m);
其中开拓工程(即空区处理工程)为:
2390m,11814m3;
采切工程为:
4404m(含594标m),24725m3;
其它工程:
1827m3。
4.6主副井位置的确定及断面尺寸
4.6.1主井位置的确定
1.主平峒
在380m中段的主平峒为主要运输平巷,其断面为三心拱,断面尺寸为4.0×
3.5m,规格尺寸如图4-3所示。
该平峒主要用于运输矿石,矿石通过该平峒可直接运输至选矿厂。
在490m的主平峒为开采主平峒,其断面为三心拱,断面尺寸也为4.0×
3.5m。
该平峒主要是用来运输人员、设备材料,它与斜坡道口连通,承担汽车及其他无轨设备进出的通道功用。
不需支护。
2.斜坡道
斜坡道布置在开采范围的南面,井口标高为490m,斜坡道口与490m中段平峒相通,采用折返式布置,坡度为12%,在510m水平设一长为20m的会车道。
斜坡道路面要求平整,在坑道一侧开掘0.3×
0.3m的排水沟。
斜坡道和主运输平巷的断面尺寸为:
宽×
高:
4×
3.5m;
会车道加宽2m,为宽×
6×
与斜坡道相联的弯道转弯半径为15m,分别与上下各分段连通,作为无轨设备的主要通道,兼主要通风巷道。
其规格尺寸如图4-4所示:
图4—3主平峒断面示意图(单位:
mm)
图4—4斜坡道断面示意图(单位:
4.6.2副井位置的确定
1.主溜井
490米中段为开采水平,
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