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第六章 采矿方法

3025可比成本(元/t)2015105030354045矿体可采厚度(m)深孔采场中深孔采场 图6-4 两种落矿方式比较

表6-3 大孔落矿和中深孔落矿可比成本比较

矿厚30m 深孔 21.82 3.86 25.68 8.97 7.73

中孔 12.85 5.10 17.95

矿厚35m 深孔 18.11 3.90 22.01 6.97 5.40

中孔 11.15 5.46 16.61

矿厚40m 深孔 15.47 3.96 19.43 5.53 3.95

中孔 9.94 5.90 15.84

矿厚45m 深孔 13.51 4.02 17.53 4.47 2.03

中孔 9.04 6.46 15.50

名 称 采切成本(元/t) 凿岩爆破成本(元/t) 可比成本总计(元/t) 采切成本差(元/t) 可比总成本差(元/t)

高5.53元/t,可比总成本高3.95元/t。同样厚度的矿体,深孔落矿的凿岩爆破成本比中深孔低,但采切成本比中深孔高得多。矿体厚度越大,两种落矿方式的可比成本差距越小。当矿体厚度达到一定数值时,由于中深孔凿岩设备能力限制,必须采用分层凿岩回采,这样中深孔落矿的成本将超过深孔落矿成本。

由于深孔采矿顶部凿岩硐室工程量大,单纯从采切和凿岩爆破成本比较,深孔采矿和中深孔采矿的矿厚分界线应当大于45 m。深孔采场凿岩采用Simba261高风压潜孔钻机,打下向垂直深孔,孔径165 mm,凿岩效率40 m/台班;扇形中深孔采用SimbaH1354,打上向扇形孔,孔径76 mm,凿岩效率90 m/台班。实践表明,SimbaH1354打扇形孔,一般孔深超过40 m时,设备钻进效率降低,钻孔偏斜增大,对后续的爆破作业影响较大。另外,冬瓜山矿体厚度变化大,走向和倾向上均存在较大的落差,采准工程对矿体的可采厚度影响较大。

综合考虑技术、经济、设备性能和矿体的可采厚度等因素,确定矿体可采厚度小于30 m时,采用中深孔落矿;矿体可采厚度大于40 m时,采用深孔落矿;矿体可采厚度介于30~40 m之间时,视左右两边采场情况灵活选择,两侧为深孔

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第六章 采矿方法

采场时,采用深孔采矿,两侧为中孔采场时,采用中深孔采矿。

6.3 采矿方法方案优化

6.3.1 盘区布置优化

根据冬瓜山首采地段的矿体分布情况,盘区布置可为连续布置和间隔布置

两种形式。盘区连续布置回采方式的主要特点是:矿床按一定大小划分为盘区,盘区间不留隔离矿柱。盘区垂直走向布置,在盘区内划分采场。盘区回采充填结束后进行下一盘区回采。根据冬瓜山首采地段的矿体分布情况,将矿体划分为12个盘区,盘区尺寸为150 m×100 m,盘区布置如图6-5所示。这种盘区及采场布置如前所述,主要是回采工艺复杂,生产组织管理难度大,必须严格按照“隔3采1”方式回采。采场小,矿量少,不能充分发挥大型无轨设备的效率,生产能力难以提高。

盘区间暂留隔离矿柱回采布置方式,其主要特点是:盘区沿矿体走向布置,盘区长度为矿体水平厚度,宽度为100 m,盘区间暂留隔离矿柱。将首采地段(50~58线)划分为4个大盘区,即50~52线4?盘区、52~54线1?盘区、54~56线2?盘区和56~58线3?盘区,如图6-6所示。在盘区内垂直矿体走向划分采场,盘区内的采场既可采用“隔1采1”(隔1个采场回采1个采场),也可采用“隔3采1”的方式进行回采。

按日产1万吨的生产能力对两种盘区及采场布置方式进行了技术经济比较,结果见表6-4。

5052545658505221212121212121⑷21212542121212121212121⑵212121256581212121212121212⑶121212⑼⑽⑾⑿⑸⑹⑺⑻⑴⑵⑶⑷2121212121212⑴121212

图6-5 盘区连续回采方式图 图6-6 盘区间暂留隔离矿柱回采方式图

注:顶排数字为勘探线编号;括号数字为盘区编号;1为胶结采场,2为全尾砂采场;阴影部分为隔离矿柱

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第六章 采矿方法

表6-4 主要技术经济比较表

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 比 较 指 标 采场采切比(m3/万t) 所需铲运机台数 所需深孔凿岩机台数 所需中深孔凿岩机台数 铲运机设备利用率(%) 深孔凿岩机设备利用率 中深孔凿岩机设备利用率 达产所需出矿采场数 深孔炮孔利用率(%) 盘区连续回采方式

590 4 5 5 98.33 50 50 8 80 暂留隔离矿柱回采方式

450 4 4 2 98.29 90 90 6 95 对上述两种回采方式分析表明,暂留隔离矿柱的盘区回采方式主要优点有:①采场回采方式灵活。既可采用“隔1采1”,也可采用“隔3采1”的回采方式,有利于保持生产的稳定;②改善了盘区采场回采的安全条件,有利于控制地压;③简化了回采工艺过程,消除了左右采场之间作业各工序相互交叉的影响,便于大规模生产组织管理。④有利于采准工程布置,可有效提高设备的利用率,大幅降低采切工程量。因此,采用暂留隔离矿柱的盘区回采方式。 6.3.2 盘区隔离矿柱宽度及采场结构参数优化

为合理确定盘区隔离矿柱宽度和采场结构参数,采用二维有限元数值模拟方法进行优化研究。

(1)计算模型和计算方案

考虑到冬瓜山矿采用斗容为6.5 m3 EST-8B的无轨电动铲运机出矿,铲运机运行要求采场宽度16 m以上,选取采场宽度为18 m。对两个盘区范围内开采过程进行有限元数值模拟,简化的计算模型如图6-7所示。

计算方案为:

方案一:矿房、矿柱宽度为18 m,长度为90 m,隔离矿柱宽10 m。 方案二:矿房、矿柱宽度为18 m,长度为88 m,隔离矿柱宽12 m。 方案三:矿房、矿柱宽度为18 m,长度为84 m,隔离矿柱宽16 m。 对上述三种不同的方案进行模拟,模拟时都分成6步回采,以模拟6步不同的开采状态,具体的模拟回采过程和相应的状态如下:

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第六章 采矿方法

182盘区采场隔离矿柱2536351425162416359018171615141312111098765432131盘区52416351424162536沿矿体走向181716151413121110987654321垂直矿体走向

图6-7 计算模型

注:1~18为采场序号,①~⑥为开挖步骤

状态1:回采1盘区6、10、14采场,2盘区4、8、12采场

状态2:回采1盘区4、8、12采场,2盘区6、10、18采场;充填1盘区6、

10、14采空区,2盘区4、8、12采空区

状态3:回采1盘区2、12、18采场,2盘区2、14、16采场;充填1盘区

4、8、12采空区,2盘区6、10、18采空区

状态4:回采1盘区7、9、15采场,2盘区5、9、11采场;充填1盘区1、

10、18采空区,2盘区2、14、16采空区

状态5:回采1盘区3、15、17采场,2盘区1、13、17采场;充填1盘区

7、9、15采空区,2盘区5、9、11采空区

状态6:回采1盘区1、5、13采场,2盘区3、7、15采场;充填1盘区3、

15、17采空区,2盘区1、13、17采空区。

(2)计算结果分析

两个盘区采场全部采完后,对盘区周边单元及隔离矿柱最大主应力、拉应力最大值进行了对比分析。计算结果如表6-5、表6-6和表6-7。

表中计算结果表明:①加大采场长度,矿房、矿柱中应力集中程度要略大,整个开采过程中单元内出现的最大主应力变化规律是:采场越长,最大主应力和最大拉应力越大。采场长84 m、隔离矿柱宽16 m时最小,采场长90m、隔离矿柱宽10 m时最大。采场顶板中央部位与矿柱中间将出现局部拉应力,最大值2~3 Mpa。因此,采场越长,受力状态越差,但从整体上分析,出现受力较差的只是采场顶板的局部位置,对采场整体稳定性影响较小。矿柱和隔离矿柱在开采过程中整体是稳定的。②增大隔离矿柱宽度,由10 m增大到16 m时,隔离矿柱边缘出现拉应力值将变小,而且大多数单元的拉应力只有2 Mpa左右,因此,适当增

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