CN102852524B - 利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，属于有色金属开采技术，包括：对监测数据做分析处理并进行岩石力学测试；确定试验采场的矿压监控量测点网及采矿方案的参数，完成试验采场的回采与矿压观测试验；确定液压支柱的布置参数及支护方式；进行工作面的矿压观测和数据处理；进行试验采场液压单体支护网格允许最大矿岩暴露空间数值分析；进行试验采场的矿压与开采优化的数值分析。本发明将单体液压支柱和全面采矿法开采技术相结合，创造出缓倾斜薄矿体回采新工艺，利用液压支柱代替自然矿柱，最大限度地回采矿石，提高铝土矿矿石的回采率，减少坑木的消耗量和提高生产效率。实现安全生产，节约成本，增加效益，延长矿山的服务年限。

Description

利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法

技术领域

本发明涉及有色金属开采技术，特别涉及一种利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法。

背景技术

目前，国外铝土矿山主要采用露天开采，在铝土矿山地下开采方面没有太多的经验可供借鉴。而国内铝土矿山井下采用的是留矿柱的全面采矿法，该方法是回采缓倾斜薄矿体的一种传统采矿方法，具有回采工艺简单、生产成本较低等优点。但其缺点在于：一、矿石损失率高，达到30%左右，不利于资源的合理利用和矿山的可持续发展；二、全面采矿法随着工作面的推进，顶板暴露面积越来越大，地压逐渐增大，局部空区顶板会出现崩塌垮落现象，采场顶板管理困难，矿床开采的安全隐患也较大。

发明内容

有鉴于此，本发明的目的在于提供一种利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，用于降低矿石损失率提高开采安全性。

本发明提供了一种利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，包括：

进行矿体的地质、水岩环境和岩层的构造监测，对监测数据做分析处理并进行岩石力学测试；

确定试验采场的矿压监控量测点网及采矿方案的参数，完成试验采场的回采与矿压观测试验，进行数值模拟分析与计算；

根据所述数值模拟分析结果，确定液压支柱的布置参数及支护方式；

分析试验采场的稳定性，进行工作面的矿压观测和数据处理；

进行试验采场液压单体支护网格允许最大矿岩暴露空间数值分析；

进行试验采场的矿压与开采优化的数值分析。

本发明将单体液压支柱和全面采矿法开采技术相结合，创造出一种新型的缓倾斜薄矿体回采新工艺，利用液压支柱代替自然矿柱，最大限度地回采矿石，可提高铝土矿矿石的回采率，减少坑木的消耗量和提高生产效率。实现安全生产，节约成本，增加效益，延长矿山的服务年限。在提高安全系数的前提下，实现作业面的完全采矿，这种高回收率的采矿工艺填补了我国缓倾斜铝土矿地下开采的空白，在地压管理、采矿工艺、支护技术和监控量测等方面具有技术先进、工艺成熟、安全可靠的特点。

附图说明

图1为本发明实施例提供的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法流程图；

图2为本发明实施例中采场布置及回采方案的示意图；

图3为本发明实施例中Mathews稳定性指数与水力半径的相关关系图。

具体实施方式

为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合附图对本发明作进一步的详细描述。

本发明实施例将单体液压支柱和全面采矿法开采技术相结合，创造出一种新型的缓倾斜薄矿体回采新工艺，利用液压支柱代替自然矿柱，最大限度地回采矿石，是铝土矿地下开采的一项新技术，具有很强的实践意义。

如图1所示，为本发明实施例提供的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法流程图，包括：

步骤101、进行矿体的地质、水岩环境和岩层的构造调查和监测，对监测数据做分析处理并进行岩石力学试验。此步骤是了解矿层结构和赋存地质条件，对各岩层进行力学试验，了解岩层的稳固性系数。对下一步顶板支护方式和参数起指导作用。

由于矿体直接顶板为易风化的铝土岩和炭质页岩，而铝土岩和炭质页岩上部为富水层，冒顶的可能性很大。随着开采深度和采空区面积的增加，地压增大，矿床开采的安全隐患也将随之加大，所以在回采矿石过程中控制顶板需要先进行地质、水岩环境和岩层的构造调查和监测。岩体构造调查根据观测手段的不同主要有三种调查方法，一是出露面调查方法，二是钻孔岩芯和钻孔孔壁调查方法，三是摄影测量方法。

岩石力学试验主要是在采区工程地质勘察钻孔中取岩样做物理性质、天然抗压、饱和抗压、直剪、变形及岩块波速测试等室内试验。

步骤102、确定试验采场的矿压监控量测点网。为了有效控制采区试验采场顶板地压活动所引起的崩塌冒落现象，消除地压隐患，保证回采作业的正常进行，需要对开采过程中的围岩应力和变形进行综合监测，建立一套完整的应力和变形地压监测系统。

该监测系统共布置了16个多点位移计，监测切割平巷和采场的顶板岩体内部位移变化；在空区顶板布设6个顶板动态报警仪，监测地压活动所引起的顶板崩塌垮落，并实现自动报警功能；在矿柱和下盘运输巷道、切割平巷帮壁上布置18个钻孔应力计，监测回采过程中矿柱和巷道的垂直应力变化情况；4个巷道收敛观测断面，监测巷道收敛变形情况。其中，多点位移计和钻孔应力计数据可以通过钢弦记录仪实时记录，并将记录仪数据经通讯分站直接在线输送至地表电脑，以便于及时分析地压监测数据，达到实时监测的目的。顶板动态报警仪由手持式数据采集仪遥感采集监测数据，对顶底板移近量进行检测，并设定下沉量报警阀值，实现危险时刻自动报警处理。巷道断面收敛监测主要是人工手动观测。监测工作中，要根据监测数据变化的幅度，调整读取监测数据的周期。若观测数据有较大的变化，要缩短读取数据的周期，若变化不明显，可适当延长读取数据的周期。

步骤103、优化和确定采矿方案的参数。

本实施例主要开采厚度小于3m的缓倾斜矿层。根据矿体厚度及采矿方法矿块的布置原则，将阶段间矿层划分成矿块，矿块回采工作按矿体全厚沿走向推进。矿块留有顶柱，不留底柱。当回采工作面推进一定距离后，除保留回采工作所需的空间外，有计划地回收支柱。顶板岩石的稳固程度不同，顶板允许的暴露面积也不一样。

矿块结构参数及回采工艺

阶段高度：阶段高度取决于允许的倾斜方向工作面长度，而倾斜方向工作面长度主要受顶板岩石稳固性和电耙有效耙运距离的限制。在岩石稳定性好，且能保证矿石产量的情况下，希望加大工作面长度，这样可以减少采准工程量。本实施例所选阶段高度为30m，试验采场矿体平均倾角29.19°，倾斜工作面长度为55.09m左右。

矿块长度：矿块长度一般根据采场出矿设备的有效运距和通风的需要选择，并考虑为满足产量要求在阶段内所需要的同时回采矿块数目来确定。矿块长度一般取50m～60m，本实施例为50m。试验采场矿块留3m顶柱、不留底柱。

阶段沿脉运输巷道：为便于采场矿石溜井、阶段运输巷道的布置，减少矿柱损失等，一般将运输巷道布置在底板岩石中。本实施例采区的阶段沿脉运输巷道布置在底板岩石中。

矿石溜井：沿装车巷道每隔10m左右，向上掘进一条矿石溜井，并与采场下部切割巷道贯通，暂时不用的矿石溜井，可作临时通风道。溜井容积应大于一个列车的运载量，试验采场共有四个矿石溜井。

切割工作

切割平巷：切割平巷既作为崩矿自由面，同时也是安放电耙绞车和行人、通风的通道。它位于采场下部边界的矿体中沿走向掘进，并与各个矿石溜井贯通，宽度为2m，高度为2.5m左右。

切割上山：切割上山，位于矿块的一侧，联通下部矿石溜井与上部运输道，宽度应保证开始回采所必需的工作空间，宽度为2m，高度为2.5m左右。通过采准切割工作从而形成完整的行人、设备、出矿、通风通道。

回采工作

此采矿方案的回采工作包括落矿、运矿、支护等项工作。

落矿：采用浅孔爆破，用7655型浅孔凿岩机凿孔，根据矿层厚度、矿石硬度以及工作循环的要求，选取凿岩爆破参数。炮孔孔径为42mm，孔深为2.2m左右，排距0.6m，孔距为0.5m。推进距离应与支柱排距相适应，以便在顶板压力大时能按设计及时进行支护。此外，孔深还应考虑工作循环的要求。最小抵抗线为0.6m～1.0m，矿石坚硬时取小值。在布置炮孔时尽可能避免破坏顶、底板和崩倒支柱，也不使爆堆过于分散以保证安全生产、减小损失贫化和有利于电耙出矿。

运矿：缓倾斜薄矿体的回采工作面采用电耙出矿。采用14kW-30kW电耙绞车，容积为0.2m3-0.3m3的耙斗运搬矿石。为减少贫化，电耙绞车安设在切割巷道或硐室中，随回采工作面的推进，逐渐移动电耙绞车。当电耙绞车的安装位置使电耙司机无法观察工作面的耙运情况时，由专人用信号指挥电耙绞车司机操作，或者直接由电耙司机在工作面根据耙运情况，远距离控制电耙绞车。

工作面支护和顶板管理：工作面支护和顶板管理是本实施例的核心内容，它不仅关系安全生产，而且也在很大程度上影响劳动生产率、支柱消耗和回采成本等。要及时总结与掌握采场地压分布状态和活动规律，以便更好的确定顶板管理中的有关参数。工作面支护与顶板管理主要靠预留矿柱，矿柱之间行距、间距均为7m，矿柱尺寸为3*3m，但通过液压支柱试验不断摸索出的经验规律及数据可以不断的优化支护和顶板管理工作。

步骤104、完成单体液压支柱支护全面采矿法试验采场的回采与矿压观测试验。

单体液压支柱支护全面采矿法通过应力计、位移计等设备读取数据，寻求单体液压支柱网格允许采空区顶板最大暴露空间，从而进一步优化预留支柱的网度及利用液压支柱替代部分矿柱，尽可能提高回收率，另外，随着工作面的前移，在保证安全的前提下，部分液压支柱也相继循环前移使用。通过应力计、位移计等设备读取数据，这些数据就是对矿压观测试验的结果。有了这些数据，才能更好的寻求单体液压支柱网格允许采空区顶板最大暴露空间，从而进一步优化预留支柱的网度及利用液压支柱替代部分矿柱，尽可能提高回收率。

步骤105、数值模拟分析与计算。

数值模拟计算中的14个采场尺寸均按实际采场大小进行选取，14个采场共分7步采完，每次同时开采两个采场，采场开采结束空区不做充填处理。据此确定的计算机模拟顺序及迭代步数见表1：

表1

即模拟过程共分10步进行，其中采场回采7步，每步开采进行相应的迭代计算，最后直至达到平衡精度要求。具体采场布置及回采方案如图2所示。1-14为实际采场编号，①-⑦为采场回采顺序编号。

矿体回采过程中，由于矿体被采，原来由矿体承担的应力必然会转移到由周边未采岩体来承担。随着开采的进行，空区面积不断增大，周围岩体所承担的应力会越来越大，当应力超过岩体的极限承载能力时便会发生破坏，引起边帮垮落或矿柱破裂等危害。从本实施例数值模拟计算结果来看，空区附近岩体的最大竖向应力集中位置位于5采场下部岩体附近。通过对比分析可以看出，方案三开采时采空区周围岩体的竖向应力和最大主应力均小于开采方案一和开采方案二，因此可以判断出开采方案三对周围岩体造成的应力集中程度影响较小。通过对采场围岩体内应力监测点数据分析可以看出，各点的应力值都是随着开采时步的增加而逐渐增高，待所有采场开采结束后各监测点的应力值达到最大，各监测点的最大应力值在三种开采方案下基本相同，方案三下监测点应力较小。总体来看，各处岩体不同回采顺序下应力增加路径不同。开采方案三中，应力的变化呈渐近增加趋势，有利于开采过程中形成附加应力的转移，而方案一和方案二中不同测点处均有应力突变情况的发生。从整个回采过程的顶板变化趋势分析，方案三开采下，顶板下沉量变化比较规律，成阶梯状递增趋势，从开采初期直至整个回采结束，应力逐渐增加，并未出现位移量突变现象，有利于矿体回采过程中顶板岩层的稳定。方案一及方案二回采顺序中，不同时步阶段均出现顶板岩层较大位移量的突变，会对局部岩体造成一定程度的拉剪破坏。

步骤106、优化和确定液压支柱的布置参数及支护方案。即根据地质复杂情况、顶板破碎情况和采场回采地段的相对位置，利用液压支柱替代部分矿柱支撑一定暴露面积的顶板。

单体液压支柱工作面的支护参数主要是支柱初撑力、支柱密度和支护系统刚度。支柱对单位面积顶板提供的工作阻力为支护强度，支护强度的大小直接反映到矿压显现的程度，为了采场安全而正常生产，必须保证工作面有足够的支护强度。与支护强度密切相关的支护参数有支柱初撑力、支柱密度和支护系统刚度，三个主要参数愈大，工作面支护强度就愈大，对采场顶板管理愈有利。

根据实际的矿岩稳固情况，结合实际工程经验，本实施例采区试验采场工作面支柱排距为2m，柱距也为2m，可根据顶板围岩的稳固情况调整支柱的间距。

合理支柱密度与工作面顶板压力强度和单体液压支柱承载能力密切相关，它充分反映了支护系统与围岩体系相互作用机理。

生产实践中核定单体液压支柱承载能力时，还应充分考虑具体围岩性质，如工作面底板比压指标及顶板岩性，提高支护系统刚度，以保证单体液压支柱自身优良性能的实现。

在顶板管理中，除做好支护工作外，还应努力提高工作面的推进速度，因为影响地压活动的诸因素中，除地质条件外，时间因素也是很重要的。实践证明，推进速度快，顶板下沉量小，支柱承受的压力也小，支柱的消耗量也相应减少，这对安全和生产都极为有利。

步骤107、试验采场稳定性分析。

本实施例采用Mathews稳定性图解方法进行稳定性分析，该方法包括三个带，三个带之间被两个过渡带分隔，三个稳定性分带表示了如下的意义：稳定：开挖体无支护或局部支护可以自立；不稳定：发生局部破坏，但形成稳定的平衡拱，调整设计或安装锚索支护可以减小破坏范围；崩落：开挖体将产生破坏，直到开挖空间被填满。

该方法利用NGI岩体分级指标Q计算岩体稳定性指数N，综合考虑矿山开拓和采准工程，初步确定采场结构参数并计算采场暴露面形状系数S(或称水力半径HR)，将N和S值投影到Potvin修改后的稳定性图表上，即可初步判断采场的总体稳定性；或者是根据岩体稳定性指数N在稳定性图表上求出总体稳定的采场形状系数S，在初步选定采场某一结构参数后即可确定其它结构参数。

如图3所示，应用稳定性图表方法需要计算两个参数：形状系数S和稳定性指数N。稳定性指数反映了在一定的应力条件下岩体自立的能力，形状系数考虑了单独采场暴露表面的尺寸和形状。形状系数是暴露面的水力半径。

稳定性指数的计算式为：

N＝Q′×A×B×C

式中Q′为修正的NGI岩体质量指数，A为岩石应力系数，B为节理方位修正系数，C为重力调整系数。

用岩体质量指数Q作为岩体稳定性分级的标准，Q值用下式计算：

$Q=\frac{\mathrm{RQD}}{J_n}\·\frac{J_r}{J_a}\·\frac{J_w}{S_f}$

式中RQD为岩体质量指标(取样完好率)，J_n为节理组数，J_r为节理粗糙度，J_a为节理蚀变影响因素，J_w为节理裂隙水折减系数，S_f为应力折减系数。取S_f＝1，其它参数不变，则得到的Q值即为修正的NGI岩体质量指数Q′，结合本实施例实际情况，得出稳定性分析结果。

步骤108、进行单体液压支柱支护全面采矿法工作面的矿压观测和数据处理。

一般的地下岩体工程监测方式主要包括：位移计量测、应力计量测、压力计、断面收敛测量、水准测量和先进的声发射无损检测技术等多种监测手段。此外，近年出现了其它一些监测方法，比如：电磁辐射法、三维激光探测法（CMS）等，其特点是准确性高、成本高、专业化程度高和操作复杂。

本实施例从掌握地压变化规律和便于进行地压监测工作出发，地压监测应以岩体位移（变化）、应力（变化）观测为主，在较软弱的岩体中掘进采准巷道时，应观察巷道围岩变形破坏形式和特征。另外由于盘区面积较大，随着开采的推进，应对采空区顶板岩体沉降变形及垮冒破坏进行观测。

步骤109、进行试验采场液压单体支护网格允许最大矿岩暴露空间数值分析。

铝土矿层的直接顶板为上部的铝土岩和炭质页岩，平均厚2.34-2.78m。铝土矿层的直接底板为下部的铝土岩和粘土岩，厚2.47m-5.93m，分布较稳定。钻孔揭露亦表明岩芯破碎，多呈碎块状、块状，局部呈短柱状，岩芯多沿层间裂隙断开。采场暴露面倾向斜长可根据矿体倾角计算，经计算取60m；采场沿走向长度为50m。由水力半径计算公式可计算出采场沿走向和沿倾向的暴露参数：

1、水力半径HR：任何井下采场的暴露面均可认为是由两个方向的跨度组成，即认为是一个长方形。形状系数S定义为设计暴露面面积与暴露面周长之比，也称为水力半径HR。暴露面长短跨度之比超过4:1时，形状系数S基本保持不变，这时暴露面的稳定性受单向跨度尺寸控制。水力半径HR和采场暴露面的关系根据下式计算。

2、支护网格：即支护密度，具体就是支护顶板所选用的单体液压支柱之间的行距与间距大小。一般单体液压支柱之间的行距与间距均为3m。

3、暴露面积：采矿回采过程中，依靠矿岩层自身的稳固性所能承受的采空区面积，若不采取支护，超过最大暴露面积，采空区极易引发垮塌。暴露面积主要根据顶板岩层的稳固程度确定，顶板岩层越稳固，可暴露面积就越大，顶板越易破碎的岩层，可暴露的面积就越小。

步骤110、试验采场的矿压与开采优化的数值分析。

采矿工艺过程的力学计算必须反映出地壳本身存在着的应力，矿石开采是分次分步开挖的，不同的工艺方法和工艺顺序(开挖步骤)，具有不同的增载-卸载历史和路径，从而形成了不同的应力-变形历史和过程。这就是说，整个系统最终的应力-变形状态，取决于中间的开挖顺序及其增载-卸载历史。而且由于地层本身存在着原始应力，所有原岩都处于初始应力状态。矿岩内部中每个质点的岩石都受着三向应力的作用，并处于平衡状态。一旦开挖形成，原岩体的初始应力平衡状态遭到破坏，应力、变形相伴而生。采矿工艺方法、回采过程不同，其应力-变形历史过程和最终应力-变形状态也就不同。

综合以上分析结果，从回采过程中的岩体受力、变形及破坏程度等角度来看，建议采用第三种回采方案，从中间向两侧逐渐回采。

本发明实施例采用液压支柱代替部分矿柱支撑采场顶板，采用工程类比先选择液压支护方案、布置方式与参数；实测顶、底板变形与地压，监测老顶来压规律；采用数值模拟进行采场稳定分析，对顶板来压进行预测预报，寻求单体液压支柱网格允许采空区顶板最大暴露空间；结合数值模拟进一步优化全面采矿法采矿工艺参数。

在对本实施例采矿方法试验过程中，通过监测顶板位移、矿柱应力等综合技术措施进行地压监测和顶板监控，并研究地压变化规律，及时调整试验所采用的技术参数，并与数值模拟和理论分析相结合的研究方法，获得可靠的试验期内试验采场顶底板岩层地压与变形，液压支柱工作面支护强度及其影响因素-支柱初撑力、支柱密度和支护系统刚度等。为支护网络的布置提供了参考，对本实施例进行不断的优化和调整，确定最优的矿体回采方案，为下一步整个矿山的全面生产提供技术支持。

本发明实施例可提高铝土矿矿石的回采率，减少坑木的消耗量和提高生产效率。实现安全生产，节约成本，增加效益，延长矿山的服务年限。在提高安全系数的前提下，实现作业面的完全采矿，这种高回收率的采矿工艺填补了我国缓倾斜铝土矿地下开采的空白，在地压管理、采矿工艺、支护技术和监控量测等方面具有技术先进、工艺成熟、安全可靠的特点。

总之，以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并非用于限定本发明的保护范围。

Claims (6)

1.一种利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，其特征在于，包括：

进行矿体的地质、水岩环境和岩层的构造监测，对监测数据做分析处理并进行岩石力学测试；

确定试验采场的矿压监控量测点网及采矿方案的参数，完成试验采场的回采与矿压观测试验，进行数值模拟分析与计算；

根据所述数值模拟分析结果，确定液压支柱的布置参数及支护方式；

分析试验采场的稳定性，进行工作面的矿压观测和数据处理；

进行试验采场液压单体支护网格允许最大矿岩暴露空间数值分析；

进行试验采场的矿压与开采优化的数值分析。

2.根据权利要求1所述的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，其特征在于，所述确定试验采场的矿压监控量测点网的方法包括：

布置16个多点位移计，监测切割平巷和采场的顶板岩体内部位移变化；在空区顶板布设6个顶板动态报警仪，监测地压活动所引起的顶板崩塌垮落，并实现自动报警功能；在矿柱和下盘运输巷道、切割平巷帮壁上布置18个钻孔应力计，监测回采过程中矿柱和巷道的垂直应力变化情况；4个巷道收敛观测断面，监测巷道收敛变形情况。

3.根据权利要求2所述的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，其特征在于，所述确定采矿方案的参数具体包括：

阶段高度设置为30m，试验采场矿体平均倾角29.19°，倾斜工作面长度为55.09m；

矿块长度取50m～60m，试验采场矿块留3m顶柱，不留底柱；

阶段沿脉运输巷道布置在底板岩石中；

沿装车巷道每隔10m向上掘进一条矿石溜井，并与采场下部切割巷道贯通，试验采场共有四个矿石溜井；

切割平巷位于采场下部边界的矿

体中沿走向掘进，与各个矿石溜井贯通，宽度为2m，高度为2.5m；

切割上山宽度为2m，高度为2.5m；

落矿采用浅孔爆破，根据矿层厚度、矿石硬度以及工作循环的要求，选取凿岩爆破参数；

缓倾斜薄矿体的回采工作面采用电耙出矿；

预留矿柱，矿柱之间行距、间距均为7m，矿柱尺寸为3*3m。

4.根据权利要求3所述的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，其特征在于，所述确定液压支柱的布置参数及支护方式具体包括：

试验采场工作面支柱排距为2m，柱距为2m，根据顶板围岩的稳固情况调整支柱的间距。

5.根据权利要求4所述的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，其特征在于，所述分析试验采场的稳定性具体包括：

稳定性指数的计算式为：

N＝Q′×A×B×C

式中Q′为修正的NGI岩体质量指数，A为岩石应力系数，B为节理方位修正系数，C为重力调整系数；

用岩体质量指数Q作为岩体稳定性分级的标准，Q值用下式计算：

$Q=\frac{\mathrm{RQD}}{J_n}.\frac{J_r}{J_a}.\frac{J_w}{S_f}$

式中RQD为岩体质量指标，J_n为节理组数，J_r为节理粗糙度，J_a为节理蚀变影响因素，J_w为节理裂隙水折减系数，S_f为应力折减系数；

取S_f＝1，其它参数不变，则得到的Q值为修正的NGI岩体质量指数Q′，得出稳定性分析结果。

6.根据权利要求5所述的利用液压支柱提高铝土矿回采率的方法，其特征在于，所述试验采场液压单体支护网格允许最大矿岩暴露空间数值分析的方法包括：

水力半径HR和采场暴露面的关系为：

X和Y分别为长度和宽度；

确定支护顶板所选用的单体液压支柱之间的行距与间距大小；根据顶板岩层的稳固程度确定暴露面积。