分段空场嗣后胶结充填法在3—3#矿体的应用

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  [摘 要]3-3#矿体分段空场嗣后胶结充填法的推广应用,提高了劳动生产效率,降低了采矿成本,取得了较好的经济效益。通过实际应用情况,对存在的问题进行分析,提出改进途径和建议。
  [关键词]分段空场嗣后胶结充填法 切顶 矿柱回采
  中图分类号:TP25 文献标识码:A 文章编号:1009-914X(2018)12-0207-02
  1 前言
  胶结充填采矿法是目前老厂分矿硫化矿生产的主要采矿方法之一,在14-5#、3-3#、5#等矿体中应用已获得较好的经济效益,该方法具有安全性好,适应性强,回采工艺简单,贫损指标较小,能很好地控制地压,防止高硫矿体着火等优点。其最大的不足之处,除胶结充填成本较高外,千吨采掘比也较大。为降低千吨采掘比,提高矿房生产能力,减少采矿成本,于2002年在老厂分矿14-5#矿体深部进行了分段空场嗣后块石胶结充填法试验,获得了较好的经济效益。2005年在3-3#矿体2008~2027中段局部进行了分段空场嗣后胶结充填法试验,并获得了成功。该方法提高了劳动生产率,降低了千吨采掘比、落矿和支护成本,获得了较好的技术经济指标,为3-3#矿体2008中段以下矿体的推广应用,提供了成功的经验。
  2 矿体采场的地质概况及开采技术条件
  3-3#矿体位于老厂矿田湾子街矿段的中部,4033突起的东部,南西部为3-1-1#矿体。地表位置为大轱辘山南西侧200余米,夹持在东西向的梅雨冲断裂及龙树坡断裂之间,地表出露有18-8-6#网脉状矿体。地表无重要建筑,若在控制范围内崩落,则地表允许陷落。
  矿体走向北40°东,倾向北西,倾角25~40°,已探明矿体轴向长度约为100m,宽约15~65m,水平厚约10~40m。矿体上部围岩为白色、青灰色、中-细晶块状大理岩。控矿的主要构造为1021突起产生的2#花岗岩凹陷构造带,该地段未见规模断裂,局部见一些小断裂及交代残余大理岩。花岗岩是该矿体形成的母岩,为成矿物质的来源提供了必不可少的条件。受地表水渗透作用,矿体上下盘均为风化、半风化花风岩,属不稳固岩石,且地表水在该岩槽内由于花岗岩密度加大,水有相对集中的可能。
  矿体受花岗岩控制,属高温汽水热液交代而形成的矽卡岩型及磁黄铁矿型硫化矿和氧化矿。矿体与花岗岩的分界明显,氧化礦品位分布不均匀,硫化矿品位较为连续。分段空场嗣后胶结充填法推广范围在2005~1993中段致密硫化矿及矽卡岩硫化矿块段,其品位为Sn1.155%,Cu1.211%。矿石呈似层状和致密块状产出,平均含硫21%,属高硫发火自燃自爆矿体。矿石矿物主要为黑色、黑灰色,块状黄铁矿、磁黄铁矿矿,次为灰色、灰绿色,块状透辉石矽卡岩。
  下部1990中段及上部2008中段用上向式水平分层胶结充填法及分段空场嗣后胶结充填法已开采结束,有现成的充填系统。
  3 采矿方法的选择及采场结构参数
  3.1 采矿方法的选择
  根据矿体赋存条件、开采技术条件,结合马坑生产实际,遵循因矿生法、因地制宜的原则进行采矿方法选择。该矿体形态较复杂,整体品位变化不大,结合已形成的系统开拓工程进行综合考虑。采矿方法尽量选择生产应用比较成熟,适应性强,回采率高,贫化损失小,机械化程度高,安全可靠,成本较低的采矿方法。在3-3#矿体2018~1993中段采用分段空场嗣后胶结充填法开采。
  3.2 采场结构参数
  2015~1990中段已开拓了1990中段运输平巷、2011~1990中段铲运机斜坡道、人行、充填、回风、排水、出矿溜井系统。
  在现有完善的开拓工程基础上布置分段运输平巷、切顶巷道、切底巷道等采准工程。采场布置详见(见图1)。
  分段运输平巷垂直于矿体走向布置,矿房(柱)沿矿体走向布置并上、下分层相对应。矿房(柱)长度20~60m,宽6m,高9m(加上切顶层的高度)。
  1993~1999分段:在1993中段垂直矿体走向布置一条分段
  运输平巷,即拉底分层进路;在1999中段布置一条与1993中段相对应的超前切顶分段运输平巷,即切顶分层进路。
  1999~2005中段:以1999中段分段运输平巷做为上分段的切底主进路;在2005中段布置一条与1999中段相对应的超前切顶分段运输平巷,即切顶分层进路。
  首先在1999中段施工超前切顶分层进路和切顶矿房进路,并及时对1999中段的切顶进路及矿房进路采用金属锚杆配金属网进行护顶,然后在1993中段施工与切顶分层相对应的拉底分层进路和矿房进路。另根据1993~1999分段的回采进度,及时施工2005中段切顶分层进路和矿房进路。
  以上工程,回风井断面为1.5×1.5m2,分层进路及矿房(柱)进路断面为3×3m2。
  4 回采工艺
  此采矿方法,按设计是分两步骤回采,Ⅰ步骤回采矿房,Ⅱ步骤回采矿柱。矿房采后用细骨料胶结充填;矿柱采后用水砂充填。上、下分段矿(柱)的回采平行交错进行。
  4.1 回采顺序
  采场的总回采顺序,在平面上是由NW向SE,矿房(柱)是由里向外;在垂直方向是由下向上。
  4.2 矿房回采
  首先掘进矿房回采进路,然后由拉底分层1993中段矿房的端部开掘切割槽连通切顶分层1999中段,从矿房的尽头开始,用YT-24型凿岩机打眼,选用2#岩石硝铵炸药,非电爆破技术进行浅眼落矿。落矿时先刷帮后挑顶。刷帮过程中,先刷拉底分层,切顶分层暂不挑刷;在挑顶过程中,利用倒阶梯状的方式进行。直至整个矿房刷大回采成6m×9m(宽×高)规格的空间即进行充填准备。
  4.3 矿柱回采
  当1993~2005分段对应矿房回采充填后,即可进行1993~1999分段矿柱的回采。矿柱的回采同样是先掘进矿柱回采进路,再进行回采(即挑刷作业),其工艺基本与矿房回采相同。   4.4 采场出矿及生产能力
  每个落矿步距为一个工作循环,由铲运机集中出矿,倒运到1#、2#溜井或在1990中段用铲运机装矿,经1990中段运输平巷及3-2提升系统运至-100m中段装车,拉出地表。當采下矿石出完后,方可进行下一回采循环工作,其出矿能力为120~150t/d。
  4.5 采场通风
  该采场通风条件简单。新鲜风流经东部三百尺下山--→1990中段北沿主巷--→3-3#矿体1990中段主运平--→1990中段至1993中段铲运机上山--→1993、1999中段主进路,进入矿房(柱)清洗工作面。废风经1999、2005中段主进路--→1999~2011中段、2005~2011中段铲运机斜坡道--→2011~-100m中段铲运机斜坡道--→3900主运平--→3-1-1#矿体回风系统--→-100m中段1456运平--→2401主运平--→-100~0m回风上山--→0m主回风系统排至地表。
  5 采场顶板管理
  从采矿工艺知,每个矿房(柱)回采后,将形成顶板暴露面积达120~360m2,高9m的空区。由于回采和充填都是在暴露的顶板下进行的,因此,顶板管理是整个回采过程中安全生产的关键。
  该矿体的采场顶板边帮管理工作方法主要采用金属锚杆护顶(帮)。在矿房(柱)进路形成后,由其端部向外每3m逐段退刷回采,在每段刷大爆落的矿堆上及时打锚杆对边帮进行支护,对破碎处则用锚杆加锚网联合支护。所用的锚杆有1.5m和1.8m长的两种,用A3钢制成Φ33mm的管逢式摩擦锚杆,为防止应力集中,一般是两种锚杆混合使用。锚网用Φ6.5mm的圆钢焊接成孔网100mm×100mm,规格1.2m×1.2m,锚杆间距一般为1m,呈梅花形布置。在回采矿房(柱)过程中,采取三强措施(强掘、强采、强充),严格按回采步距回采,加强对边帮和顶板的监控,人员在空区内少暴露。
  该矿体的采场经2006年11月开采至今,未发生过大面积片帮冒顶和设备人身安全事故。实践证明,矿房(柱)的尺寸和顶板管理方法是合理的。
  6 充填工艺
  充填工艺是胶结充填采矿法的关键工序之一,因此,在地面大陡山附近建立了专门的充填制备系统。该系统于1989年4月一次试车充填成功。3-9#矿体沿用14-5#矿体的主要充填系统。
  6.1 充填线路
  大陡山磨砂厂搅拌仓出料口--→1#充填下山--→-56m充填平巷--→3#充填下山--→-100m中段1456运平--→3-1-1#矿体箕斗提升斜井--→-121m中段主运平--→-121m中段3900运平--→2011~-100m中段铲运机斜坡道--→1999~2011中段、2005~2011中段铲运机斜坡道--→1999、2005中段主进路--→充填采场。
  6.2 接延充填管
  充填管全部采用Φ100mm的无缝钢管,将其架设于临时木支架上,转弯角度大于120°,以减小阻力,以利料浆畅通。
  6.3 充填倍线计算
  由地面制备站到采场(2005中段)料浆输送管线全长1574m,输送高差421m,充填倍线3.74,小于4.78,充填参数合理,可以充填。胶结充填料的灰砂比为1:(6~8),水砂充填料的灰砂比1:(16~20)。
  6.4 构筑滤水墙
  在矿房(柱)口必须设置滤水隔墙。滤水隔墙采用3~5根圆木站柱和斜撑,在站柱上钉30mm厚的木板把矿房(柱)口封严,铺钉一层麻布后再蒙上一层草蓆以作滤水之用。草蓆、麻布的四周一般应超出木板0.2m以上,以便与矿岩接触边缘密封而不漏砂浆。充填后,滤水
  6.5 采场充填
  制备站搅拌好的料浆用Φ100mm的无逢钢管输送至采场。采场做好充填准备工作后,用电话与地面制备站取得联系。充填砂浆前,先用清水洗管10分钟,无问题后再通知制备站放料浆开始充填。充填过程中,充填人员应随时注意料浆的浓度和管道喷射正常与否等情况,并将采场内的充填情况适时反馈制备站监控室,以便能迅速调整各制备参数或采取其他措施,若出现问题暂停或充填结束前,电话通知制备站放水再清洗管道。
  6.6 排水排泥
  采场脱出的水及悬浮的细粒水泥,通过滤水隔墙过滤,经1990~1993中段铲运机上山、1990~1999中段铲运机斜坡道进入1990中段水仓,沉淀后再用水泵排至1990中段水沟进入3-2水仓。
  6.7 充填效果分析
  从矿房(柱)的回采看,切顶护顶平巷顶板自始至终基本都未出现地压现象,矿房回采安全高效,局部裂隙较发育地段有微量片帮,经简单锚网处理后随即安全。矿柱回采过程中,局部裂隙发育地段挑顶刷帮过程中,顶板有撕裂下沉现象,但未出现冒落,通过放炮处理,可以保证采场安全,另矿房的充填体在揭露时,只出现少量片帮和掉块现象,主要由刷大爆破引起。
  7 矿石的损失和贫化
  矿石损失主要由未采下损失和采下损失两部份组成。未采下损失,一部份为由于安全因素而下不能再回采的局部保安矿柱,另一部分为出矿进路下分层由于顶板的不平整而残留的少量小“楼板”;采下损失主要是铲运机不断铲装碾压入下部、侧边充填体内及铲矿时推入采空区堆积的废石堆边部的矿石和爆破时混入废石堆内的少量矿石。
  矿石贫化主要为铲运机在出矿时将少量底板和边帮充填体铲出,和将混入矿石堆内的充填块石铲出而造成的贫化,以及在矿柱回采时由于炮眼深度不当或爆破时边帮充填体掉块混入矿石堆而产生的贫化。
  8 主要技术经济指标
  通过对矿房及矿柱回采,获得了较好的技术经济指标,其主要技术经济指标及与传统的进路式采矿指标对比,情况如下所示。(见表1)
  9 存在的问题及解决的措施
  9.1 存在的问题
  切顶与切底分层矿房进路之间的上下重叠关系,在施工过程中,分层矿房进路之间不重叠(错位1~2m),主要是测量人员在定位过程中造成。在矿房(柱)进路局部地段较松散(2~3m),使该矿房(柱)进路不能一次回采结束;切底矿房进路在挑刷过程中,边帮的挑刷宽度不一致,特别是局部地段过宽,造成切底矿柱进路扭曲,增加了矿石的贫化。
  9.2 解决的措施
  分层矿房进路之间不重叠,以切顶分层矿房进路为基准,以控制切底分层矿房进路两侧的挑刷宽度,另外,加强测量人员的培训及对工程质量严格把关。矿房(柱)进路局部地段较松散,首先对切顶分层矿房(柱)进路松散地段进行喷锚支护,其次对该矿房(柱)进行分段充填及回采。切底矿房进路边帮的挑刷宽度不一致,主要是工人在施工中,不能准确控制挑刷宽度,除了对施工人员加强培训外,还要加强技术人员的现场交底工作。
  10 结束语
  生产实践证明,该采矿方法设计合理,工艺优越,具有劳动生产率高、千吨采掘比小、支护成本低等优点,可明显降低落矿成本和支护;能防止矿石自燃,改善铲运机作业面的通风条件,能控制上部地压的活动,为类似条件的矿体及相似采场的开采提供了可以借鉴的经验。
  参考文献
  (1)《采矿设计手册》第4卷,冶金工业出版社,1999年9月。
  (2)《云锡科技》1992年第1期。
  (3)《云锡科技》1993年第1期。
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