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一种缓倾斜薄-中厚矿体的新型采矿方法

摘要

本发明的缓倾斜薄-中厚矿体的采矿方法,是将一个采场内的矿体分为两个采场区域分步骤回采;首先,使用无底柱分段崩落法对采场区域(1)进行回采,使用中深孔炮孔将矿体以单分段直接崩落;出矿后形成一定的空区作为采场区域(2)回采的自由面;然后,使用爆力运搬采矿法对采场区域(2)进行回采,垂直于矿体倾向布置扇形中深孔炮孔,中深孔炮孔分段装药,装药部分为矿体下盘边界至孔底,以采场区域(1)回采形成的空区为自由面逐排进行爆破,利用爆力将采场区域(2)内的矿石抛掷至空区内。本方法融合了无底柱分段崩落法与爆力运搬法,减少了支护的难度和工作量,作业更加安全,采矿成本低,劳动生产率高。

著录项

法律信息

  • 法律状态公告日

    法律状态信息

    法律状态

  • 2022-11-01

    未缴年费专利权终止 IPC(主分类):E21C41/16 专利号:ZL2013105984854 申请日:20131122 授权公告日:20151007

    专利权的终止

  • 2015-10-07

    授权

    授权

  • 2014-03-19

    实质审查的生效 IPC(主分类):E21C41/16 申请日:20131122

    实质审查的生效

  • 2014-02-19

    公开

    公开

说明书

 

技术领域

本发明属于矿山开采工程技术领域,尤其是涉及一种适用于开采缓倾斜薄-中厚矿体的新型采矿方法。

背景技术

缓倾斜薄-中厚矿体由于其固有的赋存条件给采矿带来了许多困难,如矿石不能完全借助自重放出,开采过程中易出现采切比大、回收率低、成本高等问题。国内外针对缓倾斜矿体的开采方法主要有房柱法、全面法、底盘漏斗采矿法、充填法等。房柱法和全面法需要在采场内留矿柱,矿石回收率较低,且直接在采空区作业,安全性差,需要进行顶板支护,工序复杂、工程量较大;底盘漏斗采矿法容易导致采切比大、采矿成本高等问题;而充填法工艺复杂、成本较高,对于非贵金属缓倾斜薄-中厚矿床开采来讲,经济不合理。

缓倾斜薄-中厚矿体的开采是世界公认的采矿难题,矿岩稳定性差则更增加了其开采难度。随着科学技术的发展,国内外缓倾斜薄-中厚矿体开采的研究与实践也不断取得进步,主要表现在:自动化程度高的无轨自行采掘设备的使用极大提高了采矿的劳动生产效率;支护技术的发展以及锚杆台车、喷浆台车、锚索和注浆支护技术的应用提高了支护效率、改善了安全条件;先进设备与技术的应用促使新型安全高效采矿方法的产生。本发明介绍一种适用于开采缓倾斜薄-中厚矿体的新型采矿方法,避免了直接在采场内作业带来的安全隐患,提高作业安全性,减小采场顶板支护的难度和工作量,降低了缓倾斜矿体开采的采切工程量,改善了缓倾斜矿体出矿困难的问题,使用无轨设备机械化作业,生产效率高。

发明内容

本发明的目的是提出一种缓倾斜薄-中厚矿体的新型采矿方法,该方法融合了无底柱分段崩落法与爆力运搬采矿法,克服了单一采矿方法的不足,实现了优势互补。

为了实现本发明的目的,提出以下技术方案:

本发明的新型采矿方法回采缓倾斜薄-中厚矿体时,将一个采场内的矿体分为两个区域分步骤回采。

首先,使用无底柱分段崩落法对采场区域1进行回采。由于目标矿体厚度不大,使用中深孔10将矿体以单分段直接崩落,出矿后形成1定的空区12作为采场区域2回采的自由面。

然后,使用爆力运搬采矿法对采场区域2进行回采,垂直于矿体倾向布置扇形中深孔10,炮孔分段装药,装药部分为矿体下盘边界至孔底,以区域1回采形成的空区12为自由面逐排进行爆破,利用爆力将区域2内的矿石抛掷至空区12内。

在采场回采出矿结束后,采场凿岩道5内部分矿石将形成锥形矿石堆无法被铲出,此部分矿石在下分段回采结束后在分段运输道3内向上分段凿岩道5开凿溜矿小井11回收。

在采用本发明的缓倾斜薄-中厚矿体的新型采矿方法时,形成采场结构的技术要点如下:

采准工程,所述采准工程包括分段运输道3、出矿进路4和凿岩道5。采准工程布置在矿体下盘围岩稳定的区域,分段运输道3沿矿体走向布置,垂直矿体走向掘进出矿进路4,出矿进路4间距12~15m,在矿体底板下方3~5m处沿矿体走向掘进凿岩道5,凿岩道5连通每条出矿进路4。采准工程巷道断面宽×高为3.2m×3.4m,利用Boomer台车和铲运机机械化施工。

切割工程,所述切割工程主要包括切割天井8和切割横巷9,切割天井8断面2.0m×2.0m,为垂直或斜天井。切割横巷9是将出矿进路4向前延伸。拉槽过程中在切割横巷9内施工数排上向孔,以切割天井8为自由面爆破后形成切割槽。

巷道的支护方式,所述支护方式主要采用预应力锚杆支护和注浆长锚索支护。1般情况下,采用预应力锚杆支护可满足稳定性要求,锚杆长2.4m,直径18mm,支护网度1.5m×1.5m,施加的预应力大于100KN。巷道交汇的T型岔口顶板暴露面积较大,增加注浆长锚索支护,锚索长6.0m,网度3.0m×3.0m。若某些区域围岩破碎或受爆破冲击波影响出现围岩松动,采取补强支护,加挂钢网,必要时使用木支护或钢支架。

回采顺序,所述回采顺序对不同分段,自上而下回采,上下分段采场之间预留顶柱6;1个分段内,每条出矿进路4可视为1个采场,相邻采场之间预留间柱7;分段的回采顺序可从分段中间的采场向两端回采,也可从分段的1端向另1端回采。

爆破落矿,采用扇形中深孔10爆破落矿,使用凿岩台车钻孔,炮孔深度依情况而定,孔深1般不超过30m,孔径76mm,孔底距2.0m,排距2.0m。

爆破后使用铲运机出矿,通过出矿进路4以及相邻的出矿进路4进入凿岩道5出矿。出矿后期,凿岩道5内部分矿石最终将形成锥形矿石堆,无法被铲出,利用溜矿小井11在下1分段回收。

采场通风风流走向为:新鲜风经分段运输道道3、出矿进路4、凿岩道5,冲洗工作面后,经回风天井抽出。独头工作面借助风筒送风/抽风,以确保作业空气质量。

在采场回采初期,利用采场的顶柱6和间柱7支撑采场顶板,随着回采面积的增加,采场顶板自然冒落,利用采场顶板的自然放顶管理地压。

本发明的缓倾斜薄-中厚矿体的新型采矿方法的具体步骤如下:

1、在矿体下盘围岩稳固区域沿矿体走向掘进分段运输巷道3,巷道断面宽×高为3.2m×3.4m。巷道采用采用预应力锚杆支护,锚杆长2.4m,直径18mm,支护网度1.5m×1.5m,施加的预应力大于100KN。

2、垂直分段运输道3掘进出矿进路4,出矿进路4间距12~15m,巷道断面3.2m×3.4m。采用与分段运输道3同样的支护方式对出矿进路4进行支护;在分段运输道3与出矿进路4的T型岔口处采用注浆长锚索支护,锚索长6.0m,网度3.0m×3.0m,注浆水灰比0.35~0.4。

3、当出矿进路4掘进至矿体下盘3~5m处,垂直于出矿进路4布置凿岩道5,巷道断面宽×高为3.2m×3.4m,凿岩道5连通每条出矿进路4,便于出矿。采用与分段运输道3同样的支护方式对凿岩道5进行支护。

4、每条出矿进路4视为一个采场,相邻采场之间预留间柱7,上下分段之间的采场预留顶柱6,以达到控制地压、防止废石混入的目的。回采顺序从分段的中间向两端回采。

5、采用扇形中深孔10爆破进行落矿。使用凿岩台车高效钻孔,孔径76mm,孔底距2.0m,排距2.0m。首先,使用崩落法对采场区域1进行回采,在凿岩道5内施工切割横巷9及切割天井8,在切割横巷9内施工数排上向孔,以切割天井8为自由面爆破后形成切割槽,为爆破提供自由面。采场区域1爆破出矿后形成空区12,为采场区域2爆破提供自由面。

6、对采场区域2进行回采,垂直于矿体倾向布置扇形中深孔10,如图4所示,炮孔分段装药,装药部分为矿体下盘边界至孔底,如图4实线部分,以采场区域1回采形成的空区12为自由面逐排进行爆破,利用爆力将采场区域2内的矿石抛掷至空区12内。

7、每排炮孔爆破后及时出矿,为下一排爆破提供自由面。使用铲运机通过出矿进路4以及相邻的出矿进路4进入凿岩道5出矿。出矿后期,凿岩道5内部分矿石最终将形成锥形矿石堆,无法被铲出,利用溜矿小井11在下一分段回收。

8、分段回采完毕后,在分段运输道3内向上分段凿岩道5开凿溜矿小井11,通过溜矿小井11回收上分段凿岩道5内残留的矿石堆。

与现有的缓倾斜矿体开采方法相比,本发明具有以下特征与优势:

(1)本采矿方法融合了无底柱分段崩落法与爆力运搬法,克服了单一采矿方法的不足,实现了不同采矿方法的优势互补,为缓倾斜薄-中厚矿体的开采提供了新思路。

(2)此方法的巷道工程布置在矿体外部稳定的围岩内,减少了支护的难度和工作量;工人无需直接暴露在采场内作业,作业更加安全。

(3)此方法的采准切割工艺简单、易于施工,采切工程量小,采矿成本低;爆力运搬将矿石抛掷至空区12内,出矿进路4出矿与凿岩道5端部出矿,中段回采完开凿溜矿小井11回收上阶段矿石,改善了缓倾斜矿体出矿难的问题。

(4)整个采矿过程可完全实现无轨设备机械化作业,劳动生产率高。

附图说明

图1为缓倾斜矿体分区开采示意图,绿色区域为采场区域1,蓝色区域为采场区域2。

图2为本发明新型采矿法设计的主视图Ⅰ-Ⅰ。

图3为主视图Ⅱ-Ⅱ的剖视图。

图4为主视图Ⅲ-Ⅲ的剖视图,显示爆力运搬采矿法的炮孔布置图。

图中

1 采场区域8 切割天井2 采场区域9 切割横巷3 分段运输道10 中深孔4 出矿进路11 溜矿小井5 凿岩道12 空区6 顶柱13 矿石7 间柱14 铲运机

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明白,以下结合附图和具体实施例,对本发明进一步详细说明。

某铜矿矿体由于受褶皱影响,产状复杂多变,在向斜轴部矿体较为平缓,从向斜轴部部向两翼不断抬升,向斜轴部矿体的平均倾角15°,矿体厚度平均为6m。矿体顶板为泥质板岩,稳定性较好,当采场跨度不大时可以形成空场条件;含矿层为白云质片岩,此岩体结构面发育,容易发生局部的垮冒和片落,且易风化、遇水泥化;矿体底板的过渡带片岩矿岩较破碎,稳定性差;底盘的砾岩和泥质石英岩稳定性较好。综上,此矿体产状多变,矿体倾角较缓,矿层岩石及其下盘过渡带岩层固定性差,巷道难以布置在矿体内部;矿体厚度不大,使用有底部结构的采矿方法时,采切比过大,成本高;使用无底柱分层崩落法时,采切工程布置在矿体下盘稳定的围岩中,开采贫化率大。使用本发明所述的新型采矿方法开采此矿体,结合图1、图2、图3、图4说明具体实施方式如下:

1、采场沿矿体走向布置,回采顺序从分段的中间向两端回采。在矿体下盘围岩稳固区域掘进分段运输道3,垂直分段运输道3掘进出矿进4路,出矿进路4长25m,间距15m。凿岩道5布置在距矿体下盘3m的位置。巷道断面宽×高均为3.2m×3.4m。

2、在凿岩道5内施工切割横巷9及切割天井8,在切割横巷9内施工数排上向孔,以切割天井8为自由面爆破后形成切割槽,为爆破提供自由面。

3、采用预应力锚杆对巷道进行支护。预应力锚杆长2.4m,直径18mm,支护网度1.5m×1.5m,施加的预应力大于100KN。分段运输道3与出矿进路4交汇的T型岔口顶板暴露面积较大,增加注浆长锚索支护,锚索长6.0m,网度3.0m×3.0m。若某些区域围岩破碎或受爆破冲击波影响出现围岩松动,采取补强支护,加挂钢网,必要时使用木支护。

4、每条出矿进路4视为一个采场,相邻采场之间预留1m间柱7,上下分段之间的采场预留3m顶柱6。

5、首先回采采场区域1。使用凿岩台车钻孔,孔径76mm,孔底距2.0m,排距2.0m,炮孔边孔角不小于45°(矿石自然安息角38°)。采用ANFO多孔粒状铵油炸药,扇形炮孔全长装药,导爆管孔底起爆,每次爆破1~2排,每次爆破后使用铲运机通过出矿进路4以及相邻的出矿进路4进入凿岩道5出矿。

6、采场区域1回采结束后,对采场区域2进行回采,使用凿岩台车钻孔,垂直于矿体倾向布置扇形中深孔10,如图4所示,炮孔深度依情况而定,最长孔深为12.88m,孔径76mm,孔底距2.0m,排距2.0m。炮孔分段装药,图中炮孔实线段为装药段,虚线段为不装药段。装药部分为矿体下盘边界至孔底,如图4实线部分,以采场区域1回采形成的空区12为自由面逐排进行爆破,利用爆力将区域22内的矿石抛掷至空区12内。回采后通过出矿进路4以及相邻的出矿进路4进入凿岩道5出矿。

7、出矿后期,凿岩道5内部分矿石最终将形成锥形矿石堆,无法被铲出,在下一分段回采结束后利用溜矿小井11在下一分段回收。

采用此发明所述的新型采矿法对厚度6m、倾角15°的矿体进行回采,分段高度为8m,采切比为10.4m/kt,矿石的贫化率为11.49%,矿石回收率87%。

以上所述的具体实施例,对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进1步的详细说明,所应理解的是,以上所述仅为本发明的具体实施例而已,并不用于限制本发明,凡在本发明的精神和原则之内,所做的任何修改、等同替换、改进等,均应包含在本发明的保护范围之内。

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