于清軍 胡忠強 李元輝
(1.東北大學資源與土木學院,遼寧 沈陽 110819;2.山東黃金有色礦業集團有限公司,山東 濟南 250100)
·采礦工程·
急傾斜厚大礦體階段深孔空場崩落聯合采礦法
于清軍1,2胡忠強2李元輝1
(1.東北大學資源與土木學院,遼寧 沈陽 110819;2.山東黃金有色礦業集團有限公司,山東 濟南 250100)
以紅嶺礦區鉛鋅等多金屬礦體為研究對象,針對原鉛鋅礦開采中存在的生產能力小、勞動效率低、分段采準工程量大、成本高、采場頂板暴露面積大、安全性差、維護費用高等問題,試驗研究采用脈內脈外聯合采準、階段鑿巖、平行深孔孔間微差精準起爆崩礦、鏟運機階段集中出礦、一次爆破回收礦柱、封閉隔離采空區綜合工藝。經現場工業試驗,礦房生產能力可達到970 t/d,采礦損失率3.19%,貧化率5.25%,采礦直接成本29.22元/t。試驗證明該采礦工藝簡單實用、勞動效率高、生產能力大、采礦成本低,而且能有效避免礦柱大量損失,是急傾斜厚大礦體安全高效開采技術的重大進步。
急傾斜厚大礦體 采礦方法 階段深孔 空場崩落聯合采礦法
內蒙古赤峰山金紅嶺有色礦業有限責任公司(原名內蒙古紅嶺鉛鋅礦)為生產多年的老礦山,原為巴林左旗地方國營采選礦山企業,初始設計生產能力為300 t/d,后經擴建改造,形成了1 500 t/d的綜合生產能力。2010年初山東黃金集團收購該礦后,即開展了生產規模為3 000 t/d的二期擴建工程,現已形成4 500 t/d的綜合采選生產能力。
紅嶺礦區礦帶由東向西共分5個礦段,礦區的主要工業礦體賦存在b礦段內。b礦段總長1 350 m,寬100 m,傾向NW,傾角70°~80°,共圈出3個鋅礦體,即1、1-1、2號礦體和1個鐵礦體,最大厚度28.33 m,最小0.38 m,平均厚度6.8~9.9 m,呈似層狀,均為厚大急傾斜礦體。在鋅礦體內,主要元素為鋅,伴生有鐵、鉛、銅、銀等,金屬礦物以鋅為主,普遍含有磁鐵礦,少量的浸染狀方鉛礦、黃銅礦,主要圍巖蝕變為矽卡巖化,包括石榴石矽卡巖及透輝石矽卡巖,尚有綠泥石化、碳酸鹽化,極少的螢石化,以接觸交代類型為主。礦石硬度系數f=12~16,礦巖穩固性較好,水文地質條件簡單,易于開采。
由于礦山在較長時間內實行小規模地下開采,一直沿用分段空場法和淺孔留礦采礦法開采淺部厚度相對較小的礦體。然而,隨著深部礦體厚度增大,現有采礦法由于采出礦能力低、勞動生產效率低、機械化裝備水平低,分段采準工程量大、成本高而且采場準備時間長,采場頂板暴露面積大、維護費用高等原因,無法完全滿足大規模開采的需要。
2011年,山東黃金集團根據紅嶺鉛鋅礦保有的礦石儲量規模和礦體形態,開展了深部急傾斜厚大礦體采礦方法試驗研究,以尋求安全、高效、低貧損、低成本開采工藝和技術。
試驗選擇在853~903 m水平4~3線以北9 m之間的5200盤區,礦體走向北東59°,傾向北西,傾角70°~85°,礦體平均厚度17.3 m,礦巖穩固性較好。盤區內無大的地質構造,礦巖完整性較好。盤區長度209 m,總礦量52萬t,地質品位:鋅2.01%、鉛0.12%、銅0.06%、鐵21.83%。盤區沿走向布置,共包括4個礦房和4個間柱,從南西至北東分別為5204礦房、5202間柱、5202礦房、5200間柱、5200礦房、5201間柱、5201礦房、5203間柱,每個礦房長度為32 m,間柱寬度18 m,盤區高度40 m。
2.1 采礦方法選擇
本次選擇在5201采場進行回采工業試驗,所屬礦體為鋅1號礦體,礦體品位分布較均勻,礦化邊界較穩定。經過采礦方案的技術比較、綜合經濟比較和模糊數學綜合評判,確定最佳采礦方法為平底結構階段深孔空場采礦法。該方法采用階段脈外脈內聯合采準布置方式,即中段內礦體沿走向50 m劃分為回采單元,單元內再沿走向分別按32m和18m劃分為礦房和礦柱,在高度方向上留厚度為10 m的臨時頂柱,該頂柱同時為上中段采場的底柱,提供上中段采場出礦溜井高差。采用平底受礦結構、下向深孔落礦、多側進路出礦、區段一次爆破回采礦柱綜合工藝。礦房地質礦量為59 195 t,間柱地質礦量57 854 t,頂柱地質礦量18 347 t。采礦方法示意圖如圖1。

圖1 急傾斜厚大礦體階段深孔空場崩落聯合采礦方法
2.2 采切工程布置
主要采切工程包括底部盤區斜坡道、脈外出礦溜井、下盤出礦平巷、穿脈出礦平巷、切頂平巷、拉底平巷、拉底硐室、深孔鑿巖硐室、采場切割天井、出礦進路等。采準施工順序為首先分別在采場上下中段運輸平巷掘進斷面為3.2 m×2.8 m的下盤盤區斜坡道,再在863 m出礦水平平行礦體走向和垂直礦體走向的間柱中心掘進斷面為3.2 m×2.8 m 的出礦平巷和出礦進路(穿脈出礦平巷),沿礦體走向掘進斷面為3.2 m×2.8 m 的拉底平巷,同時自頂部鑿巖水平聯絡道進入礦體后沿間柱中心掘進斷面為3.2 m×2.8 m 的穿脈平巷,再沿礦體走向掘進斷面為3.2 m×2.8 m 的切頂平巷,并在拉底水平向鑿巖水平掘進斷面為1.8 m×1.5 m 的切割天井,自855 m運輸水平向上掘進φ3 m脈外出礦溜井至863 m出礦水平,至此礦房采準完畢。
為了便于礦房回采后的礦柱(間柱和頂柱)回收,最后在間柱中自礦房鑿巖水平切頂平巷向上掘進斷面為1.8 m×1.5 m 的通風人行天井至頂柱厚度中央高度處,垂直礦體走向掘進斷面為3.2 m×2.8 m的間柱鑿巖平巷和頂柱鑿巖平巷,再在頂柱鑿巖平巷向上掘進斷面為1.8 m×1.5 m 的人行天井和掘進斷面為2.0 m×2.0 m 的聯絡平巷與上部采場出礦平巷相通。
鑒于礦體和圍巖均為穩固巖體,采準工程在掘進過程中,一般不需支護,如遇局部構造破壞部位致穩固性變差,則采用金屬錨桿局部加固。試驗采場采切工程量如表1所示。

表1 試驗采場采切工程量
注:頂柱聯絡平巷為采場均攤。
2.3 采場回采工藝
將礦塊劃分為一步采礦房和二步采礦柱,先采一步驟礦房,再回采二步驟間柱和頂柱。盤區內礦房采用兩翼后退式回采,首先回采5201礦房及5204礦房,之后回采5200礦房及5202礦房,待盤區內所有礦房回采完畢后,最后依次回收間柱和頂柱。
礦房回采前,需在采場上部以切頂平巷為初始空間,采用水平淺孔落礦刷幫至礦房回采礦體邊界,高度為3.5 m,并留點柱支撐頂板,以此形成礦房鑿巖硐室。同時在下部拉底水平以拉底平巷為初始空間,采用水平淺孔刷幫至礦房回采邊界,形成高3.5 m的拉底空間,并留點柱支撐頂板;礦房底部結構采用平底三側鏟運機進路出礦、階段溜井放礦,采場端部以切割天井為自由面,平行深孔爆破形成切割槽,切割礦房全寬;間柱和頂柱回采在盤區內礦房回采出礦完畢后進行,采用下向深孔和水平深孔相結合的多排微差一次爆破落礦,利用一步驟礦房出礦底部結構和溜礦系統出礦。
2.3.1 采場鑿巖
采場鑿巖采用T-100G型自行式環形鑿巖鉆機配套φ80 mm高風壓潛孔沖擊器和φ90 mm柱齒鉆頭,在位于礦房頂部的鑿巖硐室中,鉆鑿下向平行深孔,炮孔直徑90 mm,最大鑿巖深度33 m左右。
采場深孔施工完成后,對每個炮孔均進行網度、深度和傾角參數驗收,并在實行深孔爆破前,根據炮孔測量結果視需要調整裝藥設計參數。試驗采場深孔鑿巖成本構成如表2所示。
2.3.2 回采爆破
采場崩礦爆破采用散裝多孔粒狀銨油炸藥,澳瑞凱依可賽MS系列導爆管雷管,孔外導爆索連接逐孔起爆網路。崩礦爆破時,炮孔下口用鐵絲懸吊木塞加巖屑堵孔,人工倒入炸藥至炮孔中,澳瑞凱導爆管雷管加φ60 mm乳化油起爆藥包置于孔深中央高度處,孔口約1.2~1.5 m用巖粉堵塞至滿,每孔內放置1個精準起爆導爆管雷管,孔外采用雙導爆索連接,電力起爆器起爆。試驗采場回采爆破成本構成如表3所示。

表2 試驗采場深孔鑿巖成本構成
注:鑿巖成本以噸礦石計。
2.3.3 采場通風
采場作業面通風由主通風系統風壓和工作面局扇聯合完成,新鮮風流從下階段運輸平巷經盤區斜坡道進入下盤出礦平巷,再經間柱內出礦平巷、出礦進路進入切割槽或采空區,污風則上行至頂部鑿巖硐室經短斜坡道至上中段回風系統排出。出礦水平和深孔鑿巖硐室集中作業時,采用局扇強制通風,保證工作面空氣質量。

表3 試驗采場回采爆破成本構成
注:爆破成本以噸礦石計。
2.3.4 采場出礦和二次破碎
出礦在采場底部下盤和兩端間柱出礦平巷中進行,位于出礦平巷一側的出礦進路直通采場拉底硐室,落下礦石堆積于拉底硐室的水平底板上,礦石由XYWJD-3電動鏟運機從出礦進路端口鏟取后,經出礦平巷運至下盤脈外出礦溜井中,溜放至855 m中段運輸平巷裝入礦車運出。出礦過程中出現的大塊在出礦口進行二次爆破破碎或在出礦溜井格篩上用固定式沖擊錘破碎處理。
2.3.5 采空區處理
鑒于該礦床礦巖穩固性較好,在礦房和礦柱順利回采并出礦完畢后,對采空區實行封閉隔離處理。但由于礦體連續性好,傾角陡,經過一定時間的生產后,會形成大片的連續采空區,將導致空區的周邊巖體中應力不斷升高,可能引起大規模地壓活動,累積形成安全隱患。為了避免大面積連續采空區的形成,隨采空區的不斷下降,每隔2個中段高度即用膠結廢石充填料或尾砂膠結充填料充填10~15 m左右高度,形成一定厚度的人工隔層,其上再充填廢石或堆積上部邊幫坍塌的巖石,作為上下空區有緩沖層或隔離層。人工膠結充填體隔層一般每隔2~3個中段高度設置1層,底部中段隔層形成后,可爆破崩落上部隔層或上盤圍巖卸壓或充填空區。在礦山建成尾砂充填系統后,也可采用尾砂充填采空區,充填尾砂料漿由地表充填攪拌站制備供應,用管道自流輸送至井下采空區。
2.3.6 頂板維護和管理
試驗采場采用階段深孔崩礦工藝,由于礦巖較穩固,在一步驟礦房回采時,一般平巷工程頂板相對跨度不大,無需支護,上下鑿巖硐室和拉底硐室暴露面積較大,則留不規則點柱支撐頂板,局部構造破壞區域采用錨桿或錨桿金屬網聯合支護頂板。在礦柱回采時,作業空間暴露面跨度一般較少,間柱鑿巖硐室亦可采用點柱支撐頂板,頂柱鑿巖則在平巷中完成。因此,該方法一般不對采場頂板巖體作特殊支護,只是通過加快回采速度,減少頂板暴露時間,降低回采作業中的圍巖應力顯現。
2.3.7 采場作業制度
采場回采作業采用一日三班制,每班工作8 h,采用不均衡平行作業方式,首先連續作業完成礦房鑿巖,再爆破形成切割槽或小規模崩礦擴大切割槽和出礦,然后分次實行多排深孔微差崩礦,采場鑿巖、出礦平行作業,爆破、通風與其他作業交替進行。施工作業人員由鑿巖工4人和出礦工4人組成,爆破作業人員臨時調配,其他人員如電工、通風工等輔助人員統一安排。
2.4 主要技術經濟指標
試驗盤區從2011年8月開始采準,2012年4月開始回采,至2012年8月試驗結束,共安全采出礦石量108 655 t,試驗期間采出礦石量統計如表4所示。

表4 試驗采場采出礦石量統計
經試驗采場統計資料匯總分析,得出采礦方法工業試驗取得的主要技術經濟指標如下:
采場生產能力/(t/d)
970.1
采礦損失率/%
3.19
采礦貧化率/%
5.25
千噸采切比/(m/kt)
2.79
每米炮孔崩礦量/(t/m)
9.95
鑿巖臺效/(t/臺班)
647
鑿巖工效/(t/臺班)
324
出礦臺效/(t/臺班)
485
采礦直接成本/(元/t)
29.22
(1)在急傾斜厚大礦體開采中,采用深孔空場和崩落聯合回采方式,集中了空場法的較低損失貧化和崩落法的高效率、高安全性等優點,試驗采場共安全采出礦石108 655 t,采場生產能力達到970.1 t/d,采礦損失率3.19%,貧化率為5.25%,采礦直接成本29.22元/t。試驗取得成功并已在855 m中段多個生產盤區中推廣應用。試驗證明所用工藝簡單實用,配套性好,采場結構參數合理,生產能力大,采礦效率高,技術經濟指標優良,與國內外同類礦山實際指標相比,處于領先水平。
(2)試驗采用脈內脈外聯合采準、階段鑿巖、平行深孔孔間微差精準起爆崩礦、鏟運機階段集中出礦、一次爆破回收礦柱、封閉隔離采空區綜合工藝,實現了急傾斜厚大礦體的大規模、高效率、低成本、低貧損采礦,是急傾斜厚大礦體高效開采技術的重大進步。
(3)通過采用階段采準工藝,使采場采準工程量大大減少,工藝大大簡化,同時礦房的采準工程可被利用回采礦柱,使礦柱回采準備工程量減少,落礦和出礦效率大大提高。
(4)基于T-100G潛孔鉆機的高風壓下向潛孔鑿巖工藝,鑿巖深度大,精度高,質量好,大大提高了采場鑿巖效率和生產能力,與之相配套的下向深孔裝藥工藝,大大提高爆破裝藥效率,降低裝藥勞動強度,改善爆破落礦質量。
(5)采用澳瑞凱依可賽MS系列導爆管雷管實行精準起爆,對爆破震動影響有明顯改善,同時,由于起爆時間精準,加強了礦石在空間運動過程中的相互破碎作用,落礦塊度明顯改善。采用散裝多孔粒狀銨油炸藥爆破,其價格相對低廉,降低了爆破落礦成本。
(6)采用封閉、隔離分割處理采空區,其空區處理成本最低,也可為日常掘進廢石提供就地處理空間。采用部分膠結充填構筑隔墻方式,將大型連續空區化整為零,可降低大規模地壓活動風險,緩沖地壓活動帶來的不利影響。
(7)該方法在今后的應用中,可進一步研究和完善深孔爆破工藝和參數,如試驗研究加大崩礦炮孔直徑和深度,可進一步有效提高鑿巖爆破效率。在平底結構采場中,可以試用遙控鏟運機清理底部遺留殘礦,可有效避免殘礦滯后而帶來的損失和貧化。
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(責任編輯 徐志宏)
Stage Deep Hole Open-stope and Caving Combined Mining Method for Steeply Inclined Thick Ore-body
Yu Qingjun1,2Hu Zhongqiang2Li Yuanhui1
(1.CollegeofResourcesandCivilEngineering,NortheasternUniversity,Shenyang110819,China;2.ShandongGoldNonferrousMiningGroupCo.,Ltd.,Jinan250100,China)
With Hongling mining area with Pb-Zn polymetallic ore-body as the research object,experimental researches are carried out aiming at problems in exploration of lead and zinc ores including small production capacity,low labor efficiency,large quantities of stripping and cutting,high cost,large exposed area of stope roof,poor safety and higher costs at maintenance.Through the complex processes of joint mining within ore vein or not,stage drilling,deep hole parallel millisecond precision blasting and caving,stage concentrated ore-drawing by scrapers,pillar recovery by once blasting and isolation of goaf,good index of production capacity of 970 t/d,loss rate of 3.l9%,dilution rate of 5.25% and direct mining cost at 29.22 yuan/t in the industrial field tests were obtained.Experiments proved that this mining process has characteristics of simple and practical operation,high labor efficiency,large production capacity,and low mining cost.It also can avoid the huge loss of pillars,and is a great progress in the safe and highly efficient mining technology for steeply inclined thick ore-body.
Steeply inclined thick ore-body,Mining method,Stage deep hole,Open-stope and caving combined stope
2014-12-04
“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號:2012BAB08B01)。
于清軍(1969—),男,經理,高級工程師。
TD853
A
1001-1250(2015)-03-014-05