谢尔塔拉铁锌矿采矿可行性技术分析方案.docx
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谢尔塔拉铁锌矿采矿可行性技术分析方案
1采矿
1.1矿床开采方式
矿区地形为缓坡草原丘陵区,地势平坦。
矿床由五个隐伏矿体群的5个主矿体和10个从属矿体组成。
矿体埋藏较深,顶板覆盖层厚达98~180m。
矿体走向大致为北北西,倾向北东东,倾角15°~35°呈似层状扁豆状、薄层状产出。
从剖面可见矿体多紧密共生,呈上下叠加分布,组成厚的很大的缓倾斜矿体群,因此采用地下开采方式。
1.2开采范围及开采技术条件
1.2.1开采范围
矿体呈似层状、透镜状、薄层状产出,主要富集于520m~280m之间,520m~280m之间240m高差范围内,赋存矿量占总矿量的73.5%;而280m以下250m高差范围内,赋存矿量仅占总矿量的20%。
考虑下部矿体开采难度大、生产规模小、开采成本较高等因素,本次设计开采范围确定为520m~280m之间。
520m~280m之间矿体开采作为一期工程,谢尔塔拉矿区一期开采设计范围,沿走向从第3勘探线至第6勘探线,埋藏标高从520m至280m,矿体走向长约500m,宽约400m,设计利用储量见表4-1。
280m以下为后期建设。
设计利用地质储量表表4-1
中段标高
Fe
FZO
ZnO
矿石量
品位
矿石量
铁品位
锌品位
锌金属
矿石量
锌品位
锌金属
(万吨)
(%)
(万吨)
(%)
(%)
量(吨)
(万吨)
(%)
量(吨)
460m
123.54
37.84
351.81
31.66
1.41
49605
267.54
3.22
86148
400m
655.04
37.84
605.1
31.66
1.4
84714
239.96
3.15
75607
小计
778.58
37.84
956.91
31.66
1.40
134319
507.5
3.19
161755
340m
1225.17
37.84
133.64
31.66
1.03
13765
31.18
2.04
6361
280m
1217.3
37.56
69.23
31.66
1.03
7131
15.15
2.04
3091
小计
2442.47
37.70
202.87
31.66
1.03
20896
46.33
2.04
9451
合计
3221.05
37.73
1159.78
31.66
1.34
155215
553.83
3.09
171206
1.2.2开采技术条件
谢尔塔拉矿段矿体赋存于交代岩石中,由上下两个矿带、五个主要隐伏矿体群共15个矿体组成。
矿石类型为铁矿石、铁锌矿石和锌矿石三大类。
400m以上矿石以铁矿、铁锌矿为主,其次为锌矿,400m以下均为铁矿石。
矿体为似层状、透镜状,走向NNW,倾向E。
Ⅰ、Ⅱ号矿体倾角为10°~15°,Ⅲ、Ⅳ和Ⅴ号矿体倾角为15°~35°,520~280m之间矿石地质储量B+C+D级总计4931.66万t,280m水平以下总储量为1621.66万t。
1.3矿山年产量、服务年限和工作制度
1.3.1生产规模
根据设计利用储量,按照规模与服务年限相适应的原则,并考虑矿体赋存条件和选择相应的矿山装备水平,设计确定生产规模为210万t/a。
各开采水平生产能力验证如下:
1)按有效进路数量验证矿山年产量
依据采用的无底柱分段崩落法,分段高度12m,进路间距12m,垂直矿体走向布置回采进路。
出矿设备采用EST-3.5电动铲运机,其效率为25万t/a,每2~3条进路布置一台铲运机。
按上述参数对各开采水平验证生产能力,其结果见表4-2。
由表4-2可以看出,按有效进路数量验证各中段生产能力,一个中段生产能力为200万t/a,采准带矿量为8.8%(18.5万t/a),所以,设计确定的生产规模是可靠的。
表中:
n——可布置进路条数(条)
∑L——可布置进路总长(m)
L——∑L/n可布进路平均长度(m)
n1——大于平均长度的进路条数(条)
L1——大于平均长度的进路平均长度(m)
∑1——小于平均长度进路总长(m)
n2——∑1/L1折合有效进路条数(条)
n3——有效进路条数(条),n3=n1+n2
按有效进路数量验证各阶段生产能力结果表表4-2
中段
n
∑L
L
n1
L1
∑1
n2
n3
可布置铲
运机数量
台
铲运机
生产能力
万t/a
可达
生产能力
万t/a
520~460m
37
3330
90
20
130
730
5.6
25
9
25
225
460~400m
38
4045
106
20
161
825
5.1
25
9
25
225
400~340m
38
3793
100
19
150
943
6.2
25
9
25
225
340~280m
37
3984
107
18
166
996
6
24
9
25
225
2)按生产下降速度验证生产能力
根据确定的中段高度,计算各中段地质储量,对赋存条件差异较大的上部两中段计算各分段地质储量。
然后依据地质储量计算各中段、分段的年下降速度,见表4-3。
各(中段)分段开采年下降速度表表4-3
开采
水平
(m)
矿石量
(万t)
损失率
%
贫化率%
年消耗储量
(万t/a)
年下降
速度
(m/a)
520~508
42.35
20.5
19.5
212
60.1
508~496
131.60
20.5
19.5
212
18.9
496~484
159.17
20.5
19.5
212
15.9
484~472
191.37
20.5
19.5
212
13.1
472~460
212.40
20.5
19.5
212
11.9
460~448
227.42
20.5
19.5
212
11.2
448~436
280.50
20.5
19.5
212
9.1
436~424
346.35
20.5
19.5
212
7.3
424~412
335.62
20.5
19.5
212
7.6
412~400
310.21
20.5
19.5
212
8.2
400~340
1389.99
20
20
210
9.1
340~280
1301.68
20
20
210
9.7
从表4-3可以看出,开采各分段、中段的年下降速度大部分为7~14m之间,而国内采用无底柱分段崩落法的同类型矿山,实际年下降速度多为8~15m。
因此,按开采下降速度验证生产能力,矿山生产规模210万t/a是可以达到的。
通过上述两种方法验证生产能力,结果表明矿山规模210万t/a是可靠的。
1.3.2矿山服务年限
1、计算矿山服务年限
520~280m中段矿石总储量为4931.66万t,矿山开采总贫化率19.8%,总损失率
20.2%,则计算矿山服务年限为:
计算矿山服务年限=
(年)
2、矿山服务年限
根据采掘进度计划,矿山总服务年限为25年,其中,达产年限为2年,稳产期22年,减产期1年。
1.3.3矿山工作制度
矿山采用间断工作制,年工作300天,每天3班,每班8小时。
1.4矿床开拓
1.1.1矿体开采岩石错动角的确定
矿床所有矿体赋存于交代蚀变岩内,上、下盘和顶底板及围岩均为石榴石岩、石榴石透辉岩、透辉石榴岩及透辉岩等。
岩石致密坚硬,硬度系数f=14~16。
矿体上部覆盖层第四系沉积厚度为22~70m。
设计确定矿体上下盘和端部岩石错动角均为65°,第四系表土错动角为45°。
1.1.2开拓方式的选择
根据矿体赋存条件,矿体埋藏较深,地表覆盖层厚,矿体走向长仅500m,因此设计推荐下盘竖井开拓、对角式通风的开拓方式。
至业主委托该设计为止,该矿已经开工了四条竖井,四条竖井基本情况见表4-4
正在施工井筒特征表表4-4
名称
井口标高(m)
已完成掘凿(m)
井筒断面
(m)
井筒坐标
x
y
主井
671.323
130
Φ净1.5
462805
514387
副井
671.006
124
Φ净6.0
462761
514399
南风井
652.994
35
Φ净1.5
462050
515011
措施井
653.782
71
1.2×2.4
462059
514486
原设计主副竖井布置在矿体下盘北端,南风井布置在矿体下盘南端,措施井位于矿体中部。
结合现有实际情况,本着充分利用现有工程,既要技术上可行,又要经济上合理。
充分考虑矿体赋存条件,保证生产系统稳定可靠,同时最大可能减少投入,降低成本的原则。
推荐两个方案进行技术经济比较。
即:
方案一,主副井方案;方案二,混合井方案。
方案简述:
方案一—主副井方案
主井利用现有竖井,井径Φ1.5m,采用11m3箕斗提升,主井担负矿石提升任务。
井口标高671m,井底标高170m,井深501m,245m水平设破碎站,粉矿清理在170m标高。
副井利用现有副井,井径Φ6.0m,采用罐笼配平衡锤提升,担负废石、人员、材料设备的提升下放任务,并作入风井。
井口标高671m,井深453m。
方案二—混合井方案:
利用现有副井做主提升井,井径Φ6.0m,采用罐笼与箕斗互为平衡提升,该井担负矿石、废石、人员、材料设备的全部提升下放任务,并作入风井。
井口标高671m,井底标高170m,井深501m,245m水平设破碎站,粉矿清理在170m标高。
目前正在下掘的1.5m主井停止施工。
两方案(可比部分)主要工程量及设备见表4-5
开拓方案比较表(可比部分)表4-5
序号
方案一(主副井方案)
方案二(混合井方案)
类别
项目
设备名称或工程规格
工程量或设备数量
造价
项目
设备名称或工程规格
工程量或设备数量
造价
一、工程量
1
1、主井
1、主井井筒
Φ1.5m
501m
2
2、井塔
17×14×70
16660m3
3
3、装矿硐室
6×5×9.5
285m3
4
4、皮带道
30×4×1.3
516m3
5
5、地表转载矿仓
7.5×6×15
675m3
6
2、副井
1、副井井筒
Φ6.0m
453m
7
2、井底车场
单轨8.21m2
495×4m
8
双轨11.58m2
54×4m
9
3、混合井
1、混合井井筒
Φ6.0m
501m
10
2、井塔
18×15×72
19440m3
11
3、装矿硐室
6×6×12
432m3
12
4、皮带道
45×4×1.3
774m3
13
5、地表转载矿仓
7.5×6×15
675m3
14
6、废石仓
6×5×15
450m3
15
7、废石溜井
Φ3.0m
228m
16
8、井底车场
单轨8.21m2
821×4m
二、设备
1
1、提升机
JKME-4×4(Ⅲ)
58t
2
2、电动机
ZKTD型1400KW750Vn=38rpm
3
3、箕斗
11m3底卸式
18.08t
4
4、平衡锤
29.83t
5
1、主井
5、计重漏斗
16t
6
6、卸矿溜槽
6t
7
7、卸载直轨
1.79t
8
8、皮带机
B=1200L=30m
N=30KW
9
9、起重机
Q=32/5tLk=12.5mH=70m
10
10、首绳
12.29t
11
11、尾绳
11.66t
1
2、副井
1、提升机
JKME-2.8×4(Ⅰ)
i=11.5
45t
2
2、电动机
Z450型463KW660V直流
3
3、罐笼
4000×1800双层
13t
4
4、平衡锤
20.32t
5
5、起重机
Q=20tLk=12.5mH=40m
6
6、电梯
JKH10-0.5
7
7、推车机
22KW行程27.5m
6台
8
8、摇台
1.8m双面摇台
每副2.118t
6副
9
9、阻车器(电动)
3kw1.08t
6台
10
10、卸载站(地表用)
2.41t
1台
11
11、首绳
6.9t
12
12、尾绳
6.24t
1
3、混合井
1、提升机
JKM-4×6(Ⅲ)
90t
2
2、电动机
ZKTD型285/71
直流电机2000KW750V
3
3、箕斗
14m3底卸式
24t
4
4、6#双层罐笼
4000×1800双层
30.34t
5
5、计重漏斗
18t
6
6、卸矿溜槽
6t
7
7、分配小车
5.753t
8
8、卸载直轨
1.79t
9
9、皮带机
B=1200L=45mN=30KW
10
10、起重机
Q=50/10Lk=13.5mH=70m
11
11、首绳
18.743t
12
12、尾绳
17.496t
两方案投资及运营费用(可比)部分比较见表4-6
可比投资及运营费汇总表表4-6
序号
项目名称
I方案万元
II方案万元
1
可比投资
设备
1322
1438
2
工程量
3979
3262
3
合计
5301
4700
4
年运营费
可比部分
595
594
从上表可以看出,两方案可比投资相差不到600万元,相差不大,运营费基本相同。
主副井方案在生产过程中管理方便,提升矿石与提升人员、材料互不影响,优点突出,因此推荐主副井开拓方案。
该方案主井为竖井,井径Φ1.5m,采用箕斗配平衡锤提升,主井担负矿石提升任务。
副井为竖井,井径Φ6.0m,采用罐笼配平衡锤提升,担负废石、人员、材料设备的提升下放任务。
为了方便铲运机出入坑,在矿体下盘岩石移动范围之外布置一条开拓斜坡道。
斜坡道规格为1.4×3.5m2,净断面13.98m2,采用折返式布置,喷射混凝土支护或喷锚支护。
1.1.3阶段高度的确定及阶段平面巷道的布置
根据矿体赋存情况和开采技术条件,并考虑选择的采矿方法,确定阶段高度60m。
开采阶段标高为520m、460m、400m、340m、和280m。
520m为回风水平。
460m、400m、340m、和280m为运输水平,根据矿山规模,并结合矿山采用的采矿方法及运输方式,主副井车场采用卧式车场。
运输阶段平面巷道布置采用上下盘沿脉环形运输,沿矿体走向每隔60m布置一条装矿穿脉。
另外为解决采场各分段工作面之间的设备、材料和人员的运送在矿体中部设2t电梯井。
520m为回风水平,在460m开采阶段错动界线外布置下盘沿脉回风平巷,直通南风井。
并与460m水平的入风天井和回风天井的上口相连通。
针对F2断层贯穿矿区东部,断裂带与矿体直接接触的实际情况,设计中段开拓工程采用与断层走向相垂直的布置方式。
该断层总体位于矿体东部,倾角较陡,采矿进路布置断层走向相垂直,可以避免对开采的影响。
1.1.4红旗沟矿段开采方案
按照合同约定,红旗沟矿段不在本次设计范围之内。
考虑到该矿段离谢尔塔拉矿段很近,根据业主的要求,本次设计一并考虑了红旗沟矿段的开采。
主要内容如下:
红旗沟矿段为谢尔塔拉矿段向东南的延伸部分,二者实为一个整体,红旗沟矿段主要有三个矿体组成,走向NNW,倾向NEE,倾角10°~20°。
厚度3.0m~15.75m,总储量为铁矿石52万吨、铁锌矿石137万吨、锌矿石10万吨。
红旗沟矿段总体矿石储量较少、品位较低,显然不应首推建立独立开拓系统的方案。
该矿段离谢尔塔拉矿段很近(200多m),且在本次确定的开拓系统控制深度内,因此设计采用本次确定的开拓提升系统开采该矿段矿体。
从400m中段、280m中段施工主运巷道至红旗沟矿段,在红旗沟矿段施工一条通风井,形成开拓系统。
矿石废石通过主运巷道运至井底车场,然后由主副井提升到地表。
根据该矿段的矿体赋存条件,选择事后充填的房柱采矿法开采。
1.1.5280m以下矿床开拓方案
520~280m之间矿石地质储量B+C+D级总计4931.66万t,280m水平以下总储量为1621.66万t,280m以下250m高差范围内,赋存矿量仅占总矿量的20%。
根据280m以下矿体赋存条件,估算深部采矿规模为60万t/a,其开拓工程为:
在现有主副井280m中段井底车场北侧布置一条混合井,井口标高280m,最低中段40m,井深350m,井径5.5m。
该混合井与上部主副井接力担负深部开采矿石、废石、人员、材料、设备的提升下放任务,并兼入风井。
该混合井采用JKD-4×4塔式多绳摩擦轮提升,电机功率1250KW,井筒内装备11.5m3底卸式箕斗配3600×1600双层罐笼,箕斗担负矿岩提升任务。
钢罐梁、方钢罐道。
井内设梯子间。
在矿体侧翼布置一条回风道与红旗沟矿段风井相通,作为回风井和第二安全出口。
根据该矿段的矿体赋存条件,采用无底柱分段崩落法和事后充填的房柱采矿法开采。
1.5采矿方法
1.5.1采矿方法的选择
根据矿体赋存情况和开采技术条件,本次设计采用无底柱分段崩落法。
该采矿方法有如下优点:
a、工作安全,生产可靠;
b、采场生产能力大,劳动生产率高;
c、回采工艺简单,易掌握。
厚度小,倾角缓的局部锌矿体以及红旗沟矿段矿体采用房柱法开采。
采矿方法比例与损失贫化率见表4-7
采矿方法比例与损失贫化率表表4-7
全矿
序号
采矿方法
采矿方法所占比例
设计利用储量
地质品位%
损失率
贫化率
采矿品位%
采矿量
(万吨)
铁
锌
%
%
铁
锌
万吨
1
合计
100
4931.66
36.44
0.48
20.2
19.8
29.23
0.39
4906.70
2
无底柱分段崩落法
95.5
4710.36
36.44
0.48
20
20
3
房柱法
5
221.30
36.44
0.48
25
15
520m~400m
1
合计
100
2242.99
26.64
1.32
20.5
19.5
21.45
1.06
2215.13
2
无底柱分段崩落法
90
2018.69
26.64
1.32
20
20
3
房柱法
10
221.30
26.64
1.32
25
15
400m~280m
1
合计
100
2691.67
36.60
20
20
29.28
2691.67
2
无底柱分段崩落法
100
2691.67
36.60
20
20
1.5.2采矿方法构成要素
无底柱分段崩落法,阶段高60m,分段高12m,进路间距12m。
上下分段采矿进路交错布置。
采矿进路垂直矿体走向布置。
沿走向矿块宽60m,矿块长60m,进路联络道间距60m。
每个矿块布置一个溜矿井,一个阶段设一个电梯井。
千吨采切比为5.16m/kt,采准带矿量为8.8%,开采矿石损失率20%,废石混入率为20%。
400m水平以上混入全是岩石,400m水平以下混入表外矿8%而岩石为12%。
1.6回采工作
1.6.1矿石开采量的分配
设计采用无底柱分段崩落法,矿山生产规模210万t/a,其中采准带矿量8.8%,又因该矿是多层矿体,矿体之间有岩石,因此在回采过程中除采准带岩外,回采还要采出一些岩石,经估算,采准带岩为6.4%,回采出岩为6.9%,总共出岩率为13.3%。
每年开采出岩量约28万t/a。
矿石产量分配见表4-8
矿石量分配表表4-8
项目
回采出矿
采准出矿
回采出岩
合计
年产量(万t)
191.5
18.5
11.5
221.5
日产量(t)
6383.3
616.7
483.3
7483.3
班产量(t)
2127.8
205.6
161.1
2495.5
1.6.2回采工作
(1)凿岩爆破
回采凿岩采用SIMBA250型凿岩台车,凿岩效率40m/台班,在回采进路中打扇型炮孔,最小抵抗线1.2~1.6m,孔底距2m,边孔角50°~60°,炮孔排距1.4~1.6m,每米孔崩矿量约6t。
废孔率10%。
装药采用BQF-100型装药器,炮孔布置前后排交错布置,装2#岩石炸药、粒状炸药或铵松蜡炸药,每次爆破两排炮孔。
回采爆破每天白班进行,爆破后要加强通风,保证安全生产。
回采凿岩设备计算
每班所需凿岩米数:
(2127.8+161.1)÷6t/m×1.1=420m/班
每班所需中深孔凿岩机台数:
420m/班÷40m/台班=10.5取11台
(2)出矿设备
设计回采出矿采用EST-3.5电动铲运机,铲运机台年效率为25万t,需用铲运机台数:
206万t÷25=8.2台取9台
为各分段铲运机联络,另选用一台ST-3.5柴油铲运机作牵引和辅助出矿。
(3)出矿管理
出矿管理就是实施控制放矿,以期获得较好的损失贫化指标。
在出矿过程中,初期放出的是纯矿石,这部分矿石一般占放出矿石量的40%左右。
以后开始贫化并逐渐增大,品位也逐渐下降,达到放矿截止品位时停止放矿。
出矿管理主要包括以下几项内容:
1)确定符合技术经济要求的截止品位。
2)统计正常出矿条件下的放出矿石量与品位变化的关系,绘出曲线图。
图中应同时画出对应的矿石损失贫化曲线
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