CN110821494A - 无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法 - Google Patents

无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法 Download PDF

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田宏海
马延平
王东华
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Abstract

本发明公开了无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,该方法包括以下步骤:(1)以现有无底柱分段崩落法的结构参数为基础,采准巷道在矿体内为上下错布置,每条采准巷道的进路内中,爆破深孔为沿着采准巷道走向多排布置,每排爆破深孔为扇形垂直布置,每次爆破时爆破一排爆破深孔,回采时采用后退式平行退采;(2)开采的矿块从上至下分为四个分段作为目标,分别为初始阶段、第1分段、第2分段、第3分段。本发明能够避免传统的无底柱分段崩落中,除了端部损失和脊部损失残留的矿石外,在覆盖层中未形成连续均匀的矿石覆盖层的问题。

Description

无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法
技术领域
本发明涉及采矿方法技术领域,特别涉及无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法。
背景技术
低贫化放矿的覆盖层由岩石层和矿石层共同组成,且均需要一定的厚度。在放矿的过程中,保持覆盖层和矿岩接触面均匀下降。然而传统的无底柱分段崩落中,除了端部损失和脊部损失残留的矿石外,在覆盖层中未形成连续均匀的矿石覆盖层。
发明内容
针对上述技术问题,本发明提供了无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,能够避免传统的无底柱分段崩落中,除了端部损失和脊部损失残留的矿石外,在覆盖层中未形成连续均匀的矿石覆盖层的问题。
为了实现上述目的,本发明的技术方案具体如下:
无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,包括以下步骤:
(1)以现有无底柱分段崩落法的结构参数为基础,采准巷道在矿体内为上下错布置,每条采准巷道的进路内中,爆破深孔为沿着采准巷道走向多排布置,每排爆破深孔为扇形垂直布置,每次爆破时爆破一排爆破深孔,回采时采用后退式平行退采;
2)开采的矿块从上至下分为四个分段作为目标,分别为初始阶段、第1分段、第2分段、第3分段:
a.初始阶段为原贫化放矿的初始状态;
b.第一阶段放矿控制,该过程为纯矿石出矿控制,要求整个分段的每条进路内单排炮允许采出矿石量为当次爆破地质矿量的40%;
c.第二阶段放矿控制,该过程仍为纯矿石出矿控制,要求整个分段的每条进路内单排炮允许采出矿石量为当次爆破地质矿量的50%;
d.第三阶段段放矿控制,在整个分段的每条进路内铲装出矿时,贫化率控制在8%以内,单排炮允许采出的矿量不超过当次爆破地质矿量的85%,保持单排炮出矿总量控制,在第3个分段回采时形成低贫化放矿条件。
所述步骤(1)中,水平分布的采准巷道间距为18m,竖直分布的采准巷道的间距为15m。
所述步骤(1)中,扇形垂直布置的爆破深孔的边孔角为50度,排间距为2.4m,孔底距为2m。
所述步骤(1)中,爆破深孔中的装药量为360kg。
所述步骤(2)中,在第1分段与第2分段中的切割巷、沿脉单排炮采出矿量依据同比例进行。
本发明的有益效果是:本发明无底柱分段崩落法放矿空间是连续的,上面残留的矿石可于下水平回收,残留矿石没有必要以增大贫化为代价一定在本步距或当前的工作分段回收,低贫化放矿形成的矿石垫层能最大限度地保持矿岩分界面的完整性,并最大限度地减少覆盖层岩石进入出矿椭球体内,从而降低矿岩混杂程度,避免放矿时大量的废石无序混入,本发明可在无矿石层的原有覆盖层中快速稳定形成复合覆盖层,周期短、见效快,最大化地降低矿石损失率、贫化率,提高回采率。风险低、可操作性强、经济效益显著,在覆盖层中形成矿石垫层的矿量不损失。
附图说明
图1是本发明的初始阶段示意图。
图2是本发明的第1阶段示意图。
图3是本发明的第2阶段示意图。
图4是本发明的第3阶段示意图。
其中,1.岩石覆盖层,2.矿石。
具体实施方式
镜铁山矿桦树沟矿区Ⅴ矿体分布于14~2线,呈似层状产出,走向303°,10线以西为315°,倾向SW213°~225°,倾角一般65°,局部46°,深部较陡。矿体走向长1403.72m,延深240~650m,厚度2~101m,平均厚度35.76m。矿石中金属矿物主要有镜(赤)铁矿和菱铁矿,占90%以上,其次有磁铁矿、褐铁矿和黄铁矿等,局部含黄铜矿、方铅矿、斑铜矿、辉铜矿。Ⅴ矿体2-9线总计地质储量7336.9万吨,依据近几年刻槽取样情况,Ⅴ矿体6-9线平均地质品位27.87%,Ⅴ矿体2-6线平均地质品位28.32%,TFe含量沿走向由东向西略有降低,幅度极小。矿体顶板围岩主要为石英绢云母千枚岩,局部为石英绿泥石绢云母千枚岩,底板围岩主要为石英绿泥石千枚岩、含铁碳质石英绢云母千枚岩,岩石稳定性较好。
开采至2940水平为进一步提高矿石质量、降低贫化率开始采用低贫化放矿方式。
1、考虑最上面两个水平预留矿石垫层,确保在第三个出矿水平以上一定高度的位置上存在一个能在整个放矿过程中保持水平下降的层面,我们把它称为“矿石垫层”,它起到隔离覆盖层岩石的作用。
2、Ⅴ矿体2-6线2940水平、2925水平采用低贫化放矿方式,其中2940水平单排炮允许采出爆破地质矿量的40%,即只允许采出788吨矿,折合铲运机斗数120斗。2925水平单排炮允许采出爆破地质矿量的50%,即只允许采出985吨矿,折合铲运机斗数150斗。Ⅴ矿体2-6线正穿单排炮爆破地质矿量1971吨,切割、沿脉单排炮爆破地质矿量依据设计矿量,斗容4立方电铲按6.5吨/斗核算。
3、Ⅴ矿体6-9线2910水平、2895水平采用低贫化放矿方式,其中2910水平单排炮允许采出爆破地质矿量的40%,即只允许采出510吨矿,折合铲运机斗数70斗。2895水平单排炮允许采出爆破地质矿量的50%,即只允许采出638吨矿,折合铲运机斗数90斗。Ⅴ矿体6-9线正穿单排炮爆破地质矿量1276吨,切割、沿脉单排炮爆破地质矿量依据设计矿量,斗容4立方电铲按6.5吨/斗核算。
无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,包括以下步骤:
(1)以现有无底柱分段崩落法的结构参数为基础,采准巷道在矿体内为上下错布置,每条采准巷道的进路内中,爆破深孔为沿着采准巷道走向多排布置,每排爆破深孔为扇形垂直布置,每次爆破时爆破一排爆破深孔,回采时采用后退式平行退采;
2)开采的矿块从上至下分为四个分段作为目标,分别为初始阶段、第1分段、第2分段、第3分段:
a.初始阶段为原贫化放矿的初始状态;
b.第一阶段放矿控制,该过程为纯矿石出矿控制,要求整个分段的每条进路内单排炮允许采出矿石量为当次爆破地质矿量的40%;
c.第二阶段放矿控制,该过程仍为纯矿石出矿控制,要求整个分段的每条进路内单排炮允许采出矿石量为当次爆破地质矿量的50%;
d.第三阶段段放矿控制,在整个分段的每条进路内铲装出矿时,贫化率控制在8%以内,单排炮允许采出的矿量不超过当次爆破地质矿量的85%,保持单排炮出矿总量控制,在第3个分段回采时形成低贫化放矿条件。
其中,水平分布的采准巷道间距为18m,竖直分布的采准巷道的间距为15m。
其中,扇形垂直布置的爆破深孔的边孔角为50度,排间距为2.4m,孔底距为2m。
其中,爆破深孔中的装药量为360kg。
其中,在第1分段与第2分段中的切割巷、沿脉单排炮采出矿量依据同比例进行。

Claims (5)

1.无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,其特征在于,包括以下步骤:
(1)以现有无底柱分段崩落法的结构参数为基础,采准巷道在矿体内为上下交错布置,每条采准巷道的进路内中,爆破深孔为沿着采准巷道走向多排布置,每排爆破深孔为扇形垂直布置,每次爆破时爆破一排爆破深孔,回采时采用后退式平行退采;
(2)开采的矿块从上至下分为四个分段作为目标,分别为初始阶段、第1分段、第2分段、第3分段:
a.初始阶段为原贫化放矿的初始状态;
b.第一阶段放矿控制,该过程为纯矿石出矿控制,要求整个分段的每条进路内单排炮允许采出矿石量为当次爆破地质矿量的40%;
c.第二阶段放矿控制,该过程仍为纯矿石出矿控制,要求整个分段的每条进路内单排炮允许采出矿石量为当次爆破地质矿量的50%;
d.第三阶段段放矿控制,在整个分段的每条进路内铲装出矿时,贫化率控制在8%以内,单排炮允许采出的矿量不超过当次爆破地质矿量的85%,保持单排炮出矿总量控制,在第3个分段回采时形成低贫化放矿条件。
2.根据权利要求1所述的无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,其特征在于:所述步骤(1)中,水平分布的采准巷道间距为18m,竖直分布的采准巷道的间距为15m。
3.根据权利要求1所述的无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,其特征在于:所述步骤(1)中,扇形垂直布置的爆破深孔的边孔角为50度,排间距为2.4m,孔底距为2m。
4.根据权利要求1或3所述的无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,其特征在于:所述步骤(1)中,爆破深孔中的装药量为360kg。
5.根据权利要求1所述的无底柱分段崩落法向低贫化放矿过渡控制方法,其特征在于:所述步骤(2)中,在第1分段与第2分段中的切割巷、沿脉单排炮采出矿量依据同比例进行。
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