CN109252862A - 超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法 - Google Patents

超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,它包括以下步骤:(1)、回采方案:矿块垂直矿体走向布置,矿块分为矿房和矿柱,矿房与矿柱间隔布置,采用双中段连续回采将采场划分成两个中段,采用分中段凿岩、双中段连续落矿、共用底部出矿结构、嗣后一次充填的回采方法;(2)、采准:(3)、切割天井;(4)、凿岩爆破;(5)、出矿;(6)、充填。本发明的有益效果是超大规模采场具有采切工程量小、采场矿量大等优点;将采场划分成两个中段进行凿岩,有利于降低采场深孔凿岩的技术难度,提高采场的凿岩效率;采用双中段连续落矿、共用底部出矿结构,具有增大单个采场生产能力,降低采切成本,提高回采效率等优点。

Description

超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法
技术领域
本发明涉及采矿方法技术领域,尤其涉及一种超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法。
背景技术
随着开采强度的不断增大,一些地质条件好、矿石品位高的矿床早已被开采完成,矿山开采逐渐由地表向深部转移,而深部开采面临着高地应力、高地温等问题,同时随着开采及选矿技术的不断进步,一些品位较低的矿石逐渐具有了开采价值。新建矿山投产初期经常会面临着采掘接替紧张、备采矿量不足等问题,特别针对矿床埋藏深、矿石品位低、资源丰富的大型现代化新建矿山,其矿山开采设计时既要考虑深井开采的安全性,又要考虑矿山生产的经济效益,针对这一特殊的开采技术及经济条件,如何合理设计一种高效率、低成本、大产量、高回采率、安全经济的采矿方法尤为重要。
中国发明专利公告号CN105178961B公开了一种宽大采场深孔凿岩阶段空场嗣后充填采矿法,方法主要包括(1)矿块与盘区布置、(2)采准、(3)切割、(4)打孔、(5)回采步骤、(6)充填,主要涉及宽30米、高60m矿房的回采方案;中国发明专利公告号CN104727820B公开了一种两步骤分段空场嗣后充填采矿方法,包括如下步骤:1)将矿体沿走向划分为矿块,将矿块划分为间柱与矿房,并进行间柱采准切割和矿房采准切割;2)回采间柱,嗣后高强度胶结充填;3)回采矿房,嗣后废石或尾砂充填。中国发明专利公告号CN104727820B公开了一种两步骤分段空场嗣后充填采矿方法,包括如下步骤:1)将矿体沿走向划分为矿块,将矿块划分为间柱与矿房,并进行间柱采准切割和矿房采准切割;2)回采间柱,嗣后高强度胶结充填;3)回采矿房,嗣后废石或尾砂充填。上述三种方案采切工程量大,以设计尺寸为长80m、宽30m、高60m的采场为例,采用大直径深孔嗣后充填法进行开采时每个采场的生产能力约为1000t/d,为达到日产10000t的目标,权衡考虑各方面的影响,需同时布置11个采场作业(基本可满足矿山设计年产量),而一个采场的采切时间约4个月,较多数量的采场采切准备极易造成矿山达产期间采掘接替紧张、备采矿量不足等矛盾。
发明内容
本发明要解决的技术问题是现有新建大型矿山投产初期所面临的采掘接替紧张、备采矿量不足=,以及深井低品位等特定条件下回采工作所面临的地压管控难、生产成本高、资源回收率低,为此提供一种超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法。
本发明的技术方案是:超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,它包括以下步骤:(1)、回采方案:矿块垂直矿体走向布置,矿块分为矿房和矿柱,矿房与矿柱间隔布置,采用双中段连续回采将采场划分成两个中段,采用分中段凿岩、双中段连续落矿、共用底部出矿结构、嗣后一次充填的回采方法,底部出矿结构布置在-770m中段,上中段和下中段的凿岩硐室分别布置在-705m中段和-650m中段,矿房长80m、宽30m、高120m,矿柱长80m、宽14m、高120m;(2)、采准:-705m中段、-650m中段凿岩硐室(3)上分别分布有中段运输平巷(1)、盘区间柱(2)、矿柱(6)、溜井(9)和切割天井(10),底部出矿结构上分布有中段运输平巷(1)、盘区间柱(2)、出矿进路(4)、受矿巷道(5)、出矿巷道(8)、溜井(9)和切割天井(10);(3)、切割天井:在采场中部施工切割天井,切割天井采用深孔爆破成井法形成,在-650m中段凿岩硐室内施工通达-705m中段凿岩硐室的切割天井,切割天井高45m-50m;在-705m中段凿岩硐室内施工通达-770m中段出矿堑沟的切割天井,切割天井高45m-50m,切割天井主要为拉槽爆破提供自由面;(4)、凿岩爆破:分别由-650m、-705m中段凿岩硐室向下钻凿深孔,由-770m中段受矿巷向上钻凿扇形中深孔,扇形中深孔爆破采用粒状乳化炸药,以切割天井为自由面,以微差爆破的方式进行中孔拉底爆破,从而形成V型堑沟,堑沟底部结构高13m-17m;深孔爆破采用普通乳化油铵炸药,人工间隔装药,微差起爆,以切割天井和下部硐室为自由面和补偿空间进行拉槽爆破,以空区为自由面和补偿空间进行侧向崩矿,由下而上分中段回采,下中段回采完毕后,空区留有适量的矿量,再对上中段回采;(5)、出矿:爆下的矿石集中在底部出矿结构出矿,由电动铲运机将矿石从采场搬运至矿石溜井,经溜井下放到-800m水平由有轨设备运至井下矿仓,最后通过主井箕斗提升至地表;(6)、充填:待采场矿石出完后,集中充填,充填采用全尾砂胶结充填,利用重力,经管道自流输送到采空区,分次充填,分区接顶,待相邻矿房回采完成并充填固结后采用与矿房回采相同的方式回采矿柱,其采空区则根据现场围岩稳固情况采用尾砂胶结或全尾砂非胶结充填。
上述方案的改进是步骤(2)还包括4m*3.8m的条柱。
上述方案中所述步骤(4)中深孔间距2.8m,排距3.0m,钻孔直径Φ165mm,孔深45m-55m。
上述方案中所述步骤(4)中扇形中深孔排距1.6m,钻孔直径Φ70mm,孔底距1.5~2.5m。
上述方案中所述出矿进路、受矿巷道的大小为4.5m*3.7m,所述出矿巷道的大小为4 m*4m。
本发明的有益效果是采空区顶板暴露面积达2400m2,侧帮暴露面积达9600m2,在国内外矿山中极为罕见,超大规模采场具有采切工程量小、采场矿量大等优点,有利于缓解矿山投产初期所面临的采掘接替紧张、备采矿量不足的矛盾。将采场划分成两个中段进行凿岩,有利于降低高阶段采场深孔凿岩的技术难度,保证Φ165mm炮孔的施工质量,提高采场的凿岩效率;采用双中段连续落矿、共用底部出矿结构,具有增大单个采场生产能力,节省上中段原有底部出矿结构工程量,降低采切成本,提高回采效率等优点。
附图说明
图1是采场横向剖面图(图3的Ⅰ-Ⅰ剖面图);
图2是采场纵向剖面图(图1的Ⅱ-Ⅱ剖面图);
图3为-650m中段凿岩硐室平面图(图1的Ⅲ-Ⅲ剖面图);
图4为-705m中段凿岩硐室平面图(图1的Ⅳ-Ⅳ剖面图);
图5为-770m中段底部出矿结构平面图(图1的Ⅴ-Ⅴ剖面图);
图中,1、中段运输平巷;2、盘区间柱;3、凿岩硐室;4、出矿进路;5、受矿巷道;6、矿柱;7、条柱;8、出矿巷道;9、溜井;10、切割天井;11、Φ165mm炮孔;12、Φ70mm炮孔;13、底部出矿结构。
具体实施方式
下面结合附图 ,对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述。显然,所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例,而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例,本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所有其他实施例,都属于本发明的保护范围。
如图1-4所示,本发明的结构主要包括中段运输平巷1、盘区间柱2、凿岩硐室3、出矿进路4、受矿巷道5、矿柱6、条柱7、出矿巷道8、溜井9、切割天井10、Φ165mm炮孔11、Φ70mm炮孔12和底部出矿结构13。凿岩硐室3有2个,在垂直矿体走向布置,可以称之为上中段凿岩硐室和下中段凿岩硐室。其中中段运输平巷1、盘区间柱2、矿柱6、溜井9和切割天井10对应分布在上中段凿岩硐室、下中段凿岩硐室和底部出矿结构上,Φ165mm炮孔11分布在上中段凿岩硐室和下中段凿岩硐室之间以及下中段凿岩硐室与底部出矿结构之间,Φ70mm炮孔分布在下中段凿岩硐室与底部出矿结构之间,底部出矿结构上还分布有出矿进路4、受矿巷道5和出矿巷道8。
底部出矿结构为:在采场中部施工贯穿两端中段运输平巷的受矿巷道,在采场两侧施工两条贯穿两端中段运输平巷的出矿巷道,从两侧的出矿巷道每隔一定距离施工通达受矿巷的出矿进路。-650m、-705m中段结构为:由两端中段运输平巷通过联络道(2.9m×3.2m)进入凿岩硐室,凿岩硐室长80m、宽30m、高3.6m。
本发明将采场划分成两个中段进行凿岩,有利于降低高阶段采场深孔凿岩的技术难度,保证Φ165mm炮孔的施工质量,提高采场的凿岩效率;采用双中段连续落矿、共用底部出矿结构,具有增大单个采场生产能力,节省上中段原有底部出矿结构工程量,降低采切成本,提高回采效率等优点。现阶段采场设计尺寸为长80m、宽30m、高60m,而采用大直径深孔嗣后充填法进行开采时每个采场的生产能力约为1000t/d,为达到日产10000t的目标,权衡考虑各方面的影响,需同时布置11个采场作业(基本可满足矿山设计年产量),而一个采场的采切时间约4个月,较多数量的采场采切准备极易造成矿山达产期间采掘接替紧张、备采矿量不足等矛盾。而采用高阶段采场设计,首先单个采场的生产能力会增大一倍,同时可节省大量的上中段原有底部出矿结构,而一个底部出矿结构的采切工程量约7000m3,采切时间约2个月,由此每年可节省采切工程量约77000m3,节约资金约1355.2万元,可较好的缓解矿山达产期间采掘接替紧张、备采矿量不足的矛盾,同时充填采矿法易于地压管控、维持地表生态平衡、避免矿区沉陷灾害的发生,因此超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法兼顾有采切工程量小、采场生产能力大、回采成本低、矿石回收率高等优点,十分符合现代化大型矿山低成本、大产量、安全、环保、高效的发展方向。
实施例1:超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,它包括以下步骤:(1)、回采方案:矿块垂直矿体走向布置,矿块分为矿房和矿柱,矿房与矿柱间隔布置,采用双中段连续回采将采场划分成两个中段,采用分中段凿岩、双中段连续落矿、共用底部出矿结构、嗣后一次充填的回采方法,底部出矿结构布置在-770m中段,上中段和下中段的凿岩硐室分别布置在-705m中段和-650m中段,矿房长80m、宽30m、高120m,矿柱长80m、宽14m、高120m;(2)、采准:-705m中段、-650m中段凿岩硐室3上分别分布有中段运输平巷1、盘区间柱2、矿柱6、溜井9和切割天井10,底部出矿结构上分布有中段运输平巷1、盘区间柱2、4.5m*3.7m的出矿进路4、4.5m*3.7m的受矿巷道5、4 m*4m的出矿巷道8、溜井9和切割天井10;(3)、切割天井:在采场中部施工切割天井,切割天井采用深孔爆破成井法形成,在-650m中段凿岩硐室内施工通达-705m中段凿岩硐室的切割天井,切割天井高45m;在-705m中段凿岩硐室内施工通达-770m中段出矿堑沟的切割天井,切割天井高45m,切割天井主要为拉槽爆破提供自由面;(4)、凿岩爆破:分别由-650m、-705m中段凿岩硐室向下钻凿深孔,深孔间距2.8m,排距3.0m,钻孔直径Φ165mm,孔深45m-55m,由-770m中段受矿巷向上钻凿扇形中深孔,扇形中深孔排距1.6m,钻孔直径Φ70mm,孔底距1.5~2.5m,扇形中深孔爆破采用粒状乳化炸药,以切割天井为自由面,以微差爆破的方式进行中孔拉底爆破,从而形成V型堑沟,堑沟底部结构高13m;深孔爆破采用普通乳化油铵炸药,人工间隔装药,微差起爆,以切割天井和下部硐室为自由面和补偿空间进行拉槽爆破,以空区为自由面和补偿空间进行侧向崩矿,由下而上分中段回采,下中段回采完毕后,空区留有适量的矿量,再对上中段回采;(5)、出矿:爆下的矿石集中在底部出矿结构出矿,由电动铲运机将矿石从采场搬运至矿石溜井,经溜井下放到-800m水平由有轨设备运至井下矿仓,最后通过主井箕斗提升至地表;(6)、充填:待采场矿石出完后,集中充填,充填采用全尾砂胶结充填,利用重力,经管道自流输送到采空区,分次充填,分区接顶,待相邻矿房回采完成并充填固结后采用与矿房回采相同的方式回采矿柱,其采空区则根据现场围岩稳固情况采用尾砂胶结或全尾砂非胶结充填。
实施例2:与实施例1的区别在于在-650m中段凿岩硐室内施工通达-705m中段凿岩硐室的切割天井,切割天井高50mm;在-705m中段凿岩硐室内施工通达-770m中段出矿堑沟的切割天井,切割天井高50mm,堑沟底部结构高15m。
实施例3:与实施例1的区别在于在-650m中段凿岩硐室内施工通达-705m中段凿岩硐室的切割天井,切割天井高47mm;在-705m中段凿岩硐室内施工通达-770m中段出矿堑沟的切割天井,切割天井高47mm,堑沟底部结构高17m。
实施例4:与实施例1的区别在于凿岩硐室内留有4m*3.8m的条柱7,条柱具有支护顶板、维护顶板稳固性的作用。
上述实施例可以根据需要任意结合,只要得到的方案不冲突都属于本发明的保护范围内。
具有机械化程度高、采场生产能力大、工人劳动强度低,并节省上部中段原有底部结构工程量,同时兼顾各中段顶柱回收,维持地表生态平衡、避免矿区沉陷灾害发生,具有安全、高效、经济等优点。

Claims (5)

1.超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,其特征是它包括以下步骤:(1)、回采方案:矿块垂直矿体走向布置,矿块分为矿房和矿柱,矿房与矿柱间隔布置,采用双中段连续回采将采场划分成两个中段,采用分中段凿岩、双中段连续落矿、共用底部出矿结构、嗣后一次充填的回采方法,底部出矿结构布置在-770m中段,上中段和下中段的凿岩硐室分别布置在-705m中段和-650m中段,矿房长80m、宽30m、高120m,矿柱长80m、宽14m、高120m;(2)、采准:-705m中段、-650m中段凿岩硐室(3)上分别分布有中段运输平巷(1)、盘区间柱(2)、矿柱(6)、溜井(9)和切割天井(10),底部出矿结构上分布有中段运输平巷(1)、盘区间柱(2)、出矿进路(4)、受矿巷道(5)、出矿巷道(8)、溜井(9)和切割天井(10);(3)、切割天井:在采场中部施工切割天井,切割天井采用深孔爆破成井法形成,在-650m中段凿岩硐室内施工通达-705m中段凿岩硐室的切割天井,切割天井高45m-50m;在-705m中段凿岩硐室内施工通达-770m中段出矿堑沟的切割天井,切割天井高45m-50m,切割天井主要为拉槽爆破提供自由面;(4)、凿岩爆破:分别由-650m、-705m中段凿岩硐室向下钻凿深孔,由-770m中段受矿巷向上钻凿扇形中深孔,扇形中深孔爆破采用粒状乳化炸药,以切割天井为自由面,以微差爆破的方式进行中孔拉底爆破,从而形成V型堑沟,堑沟底部结构高13m-17m;深孔爆破采用普通乳化油铵炸药,人工间隔装药,微差起爆,以切割天井和下部硐室为自由面和补偿空间进行拉槽爆破,以空区为自由面和补偿空间进行侧向崩矿,由下而上分中段回采,下中段回采完毕后,空区留有适量的矿量,再对上中段回采;(5)、出矿:爆下的矿石集中在底部出矿结构出矿,由电动铲运机将矿石从采场搬运至矿石溜井,经溜井下放到-800m水平由有轨设备运至井下矿仓,最后通过主井箕斗提升至地表;(6)、充填:待采场矿石出完后,集中充填,充填采用全尾砂胶结充填,利用重力,经管道自流输送到采空区,分次充填,分区接顶,待相邻矿房回采完成并充填固结后采用与矿房回采相同的方式回采矿柱,其采空区则根据现场围岩稳固情况采用尾砂胶结或全尾砂非胶结充填。
2.如权利要求1所述的超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,其特征是所述步骤(2)还包括4m*3.8m的条柱。
3.如权利要求1所述的超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,其特征是所述步骤(4)中深孔间距2.8m,排距3.0m,钻孔直径Φ165mm,孔深45m-55m。
4.如权利要求1所述的超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,其特征是所述步骤(4)中扇形中深孔排距1.6m,钻孔直径Φ70mm,孔底距1.5~2.5m。
5.如权利要求1所述的超大规模采场大直径深孔高阶段空场嗣后充填采矿法,其特征是所述出矿进路、受矿巷道的大小为4.5m*3.7m,所述出矿巷道的大小为4 m*4m。
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