1、技术分报告之二山东黄金矿业（鑫汇）有限公司深 部 低 品 位 厚 大 矿 体 高 效 开 采采 矿 方 法 方 案 研 究山 东 黄 金 矿 业 （ 鑫 汇 ） 有 限 公 司长 沙 矿 山 研 究 院长 沙 巨 人 矿 业 技 术 有 限 公 司2009 年 12 月1目 录1. 前言 12. 地质概况 22.1 矿床工程地质概况 22.1.1 矿体特征 32.1.2 矿石特征 32.2 矿床水文地质概况 32.3 研究矿体开采技术条件 33. 矿山生产现状 43.1 矿床开拓 43.2 主要采矿方法 43.3 矿山主要技术经济指标 64. 采矿方法方案优选 64.1 采矿方法方案拟定 64
2、.2 选择采矿方法的基本原则 104.3 采矿方案技术比较 154.4 采矿方案经济比较 154.5 采矿方案模糊综合评判 155. 结束语 2311 前言山东黄金矿业（鑫汇）有限公司是山东省黄金集团平度黄金有限公司所属骨干采选冶联合黄金企业。矿山经过十多年的跨越式发展，生产规模从小到大，经济效益不断上升，现已发展成为矿石采、选、冶规模 1000t/d，拥有固定资产过亿元，年创利税数千万元的大型黄金矿山企业。该矿于 1993 年开始露天开采，设计矿石生产规模为采、选 75t/d，开采-3m 标高以上的浅部矿体；至 2000 年露天开采结束并顺利转入矿山二期工程地下开采，二期工程设计地下开采规模
3、为 200t/d，设计采用竖井开拓、罐笼提升，开拓中段主要有-30m 、-55m 、-80m 三个生产中段，采矿方法为电耙出矿多步骤空场嗣后充填采矿法，由于矿山一直重视对地质勘探的投入，把地质探矿工作列为矿山生产的重点，使矿山保有矿产资源量不断增加，已探明矿体不但厚大，而且含金品位高，同时铅、锌、银等元素均具有较大的回收利用价值，矿石价值大。于是，矿山于 2002 年进行三期工程建设并投产，新掘竖井对深部矿体进行开拓，并布置了-180m、-230m、-280m、-330m 四个中段，设计矿石采、选、冶综合生产规模为 800t/d，经 2006 年和 2008 年两次扩产后，生产规模达到 200
4、0t/d，实际年产黄金达到 4 万余两，跨入国内大型黄金矿山企业的行列。鑫汇金矿矿床为缓倾斜至倾斜中厚矿体，矿石储量大，矿石品位高，矿体形态变化复杂，矿岩分界线不明显。经过长期的生产勘探，矿床成矿规律和主要矿体的赋存状态已基本得到控制，同时，矿山长期重视对科技的投入，对主要矿体的采矿方法展开了长期的专题研究，较好地解决了主要矿体的采矿方法问题，矿山主要采矿生产技术经济指标在同行业中较为先进。根据长期生产详探资料，发现主要矿体从浅表至深部，具有品位由高至低、倾角由小至大、矿化边界由较稳定向不稳定方向发展的趋势。深部矿体局部矿段矿体厚度、倾角突变，形成局部急倾斜低品位厚大矿体，由于矿体厚度、倾角、
5、品位的特殊性，加上矿山生产规模的进一步扩张，有必要对该类矿体的采矿方法进行专门研究。主要因为：1）开采范围小，生产规模大。矿山经过三期工程的扩建，综合矿石加2工能力已达到 1500t/d，井下生产为满足选冶厂能力的需要，不得不超常规组织生产，要求采场具有超常的出矿能力，以满足生产规模的需要；2）矿段产状突变区段与现有采准系统不吻合。一般情况下矿体走向较稳定，连续性较好，由于局部倾角的突变，导致部分中段矿体沿走向的突变，因此造成矿体远离已形成的中段采准系统工程，重新布置则增加大量井巷工程；3）具备重力放矿的基本条件。矿体倾角在 60左右，采下矿石可依赖自身重力从采场直接放出，合理利用重力放矿条件
6、，可大大降低矿石的出矿成本和提高出矿效率；4）矿体厚大，品位低。矿体平均厚度在 20m 左右，矿体及上下盘围岩稳固性中等，大面积顶板暴露有一定困难，况且品位较低，在采矿成本的承受能力上有限，适合于用高效率、低成本的采矿方法开采；为寻求适合深部厚大矿体合理采矿方法，鑫汇金矿特委托长沙矿山研究院、长沙巨人矿业技术有限公司共同开展“鑫汇金矿深部急倾斜厚大复杂矿体的高效开采技术”的研究，寻求能适应该矿深部局部产状突变矿体的安全、高效、低成本、低贫损的采矿方法及工艺技术。2 地质概况2.1 矿床工程地质概况鑫汇金矿矿床北起黑羊山，南到顾家，南北长 5 公里，东西宽 2 公里，面积约 10 平方公里，南部
7、被第四系覆盖，北部出露有荆山群，岩浆岩主要为出露北部的洪山花岗岩体，矿区内 NNE 向的断裂构造发育，NE 向、EW 向断裂构造次之。矿区第四系厚度一般 15m，荆山群的岩性主要有黑云斜长角闪片麻岩、黑云变粒岩、斜长角闪岩、大理石夹透镜状白云石大理岩，地层走向NE4560，倾向 SE，倾角 2545。矿区岩浆岩除花岗岩外，尚有伟晶岩脉，闪长玢岩脉，煌斑岩脉等，花岗岩与金矿有密切成因关系。矿区 NNE 向构造带有三，其东侧的一条断裂带出露于大庄子村东，向北至四甲，工程已控制长 3000 余米，宽 2060m，走向 NE515，倾角32030。为矿区主要控制断裂带。2.1.1 矿体特征矿体位于断裂
8、蚀变带南段，矿体总体走向 NE5左右，倾向 E，倾角浅部为 12.537，平均倾角 20左右，深部为 3545；矿体长 400m左右，连续性较好，矿体边界至标高-330m 仍未封闭，矿体厚度(垂直厚度)在浅部一般为 0.5518.34m，平均水平厚度 19.23m，在深部矿体厚度有变薄的趋势，一般为 58m；单工程品位一般在 2.6020.22g/t 之间，平均品位 6.43g/t，矿体稳定性和连续性较好，局部坑探揭露有北西向断层错动矿体和煌斑岩等岩脉穿切矿体，但对矿体的破坏不大。2.1.2 矿石特征矿石中金属矿物主要有黄铁矿，其次有方铅矿、闪锌矿及少量黄铜矿，非金属矿物主要有石英，次有长石、
9、绢云母、绿泥石、黑云母、碳酸盐矿物等，含金矿物主要是自然金、次为银金矿和金银矿。矿石构造以角砾状为主，结构以自形晶半自形晶粒状结构和压碎结构为主，其次为包含结构和网脉结构，金矿物形态多呈麦粒状、针状，其次为枝叉状、叶片状等。2.2 矿床水文地质概况矿区属莱洲湾南岸的沿海平原，地势平坦，仅局部残留有低矮的小山丘，区内水系不发育，地表河流为季节性间歇河流，地下水主要有三种类型，即第四系孔隙潜水、基岩风化裂隙潜水、基岩构造裂隙脉状水。大气降水为矿坑充水的主要来源，但地表水除通过构造裂隙渗入地下矿坑外，不会直接影响矿坑涌水，水文地质条件属简单类型，矿坑涌水量预计不超过 1500m3/d。2.3 研究矿
10、段开采技术条件鑫汇金矿床是由近南北向的破碎蚀变带控制，矿体呈层状和似层状产出，矿体顶板围岩大都为黑云变粒岩，斜长角闪片麻岩等，岩体整体性较好，裂隙不发育，其稳固程度较好。矿山目前主要开采的-1 号矿体产于矿床南部，矿体严格受 P1 号构造破碎蚀变带的控制。矿体的顶底板围岩大都为黑云变粒岩、斜长角闪片麻岩、基性脉岩、绢云母碎裂岩、绢云母化硅化碎裂岩、硅化混合岩化角闪黑云斜长片麻岩，矿岩硬度系数 f=810。矿岩整体性一4般较好，裂隙不发育，除局部构造破碎发育、岩体稳固性较差外，一般矿体和围岩均稳固。矿石和围岩体重为 2.8t/m3，矿岩松散系数 1.5；矿岩无氧化结块现象。矿体与岩层倾向一致，但
11、矿体与上下盘围岩接触不规则，矿体平均厚度约 20m 左右，局部膨大缩小、尖灭再现现象屡见不鲜，矿体倾角为5070，矿体平均品位仅为 2.8 g/t，且矿体与围岩分界不明显，矿化不均匀。3 矿山生产现状 3.1 矿床开拓采用下盘竖井石门开拓方式，二期露天转地下开采工程建有南北两混合竖井，开拓-80m 以上区域，设有-30m、-55m、-80m 三个中段，阶段开拓采用下盘脉外平巷加穿脉布置方式；三期工程对矿床深部矿体进行开拓，从地表掘进一条中央上盘脉外主混合竖井直至-280 水平，并对-130m、-180m、-230m、-280m 四个中段进行开拓，同时从-230m 水平至-330m 水平有一斜井
12、连通-280m 中段和-330m 中段。主混合竖井位于矿区约 25 号勘探线上盘岩体中，井口标高为+27.236m，井深 310m，井筒净径为 4.5m，装备2JK-3/20e 提升机，配备 20001800 型双层罐笼和箕斗，采用罐笼箕斗互为平衡，提升电机 355Kw，罐笼自重 5188Kg，最大载重量 4500 Kg，可一次提升 22 人，箕斗自重 5076Kg，有效载重 4500 Kg，阶段开拓仍为下盘脉外运输平巷布置方式。井下通风采用两翼对角式通风方式。3.2 主要采矿方法矿山目前采用的采矿方法以盘区机械化上向分层尾砂充填连续采矿法为主，多步骤阶段空场嗣后充填采矿法为辅。前者为深部矿体
13、的主要采矿方法，约担负全矿 7080%的矿石产量，后者为上部小矿体和残矿柱的主要采矿方法，约承担全矿 2030%的矿石产量。盘区机械化上向分层尾砂充填连续采矿法就是在中段内沿矿体走向划分矿块，矿块长 3050m，高为中段高度 50m，宽为矿体的水平厚度，一般为812m。矿块间不留间柱，上、下中段间亦不留顶底柱，实行自下而上、自矿体的一端向另一端的连续回采。主要采准工程包括首先在矿块长度的中央，5自阶段下盘脉外运输平巷向采场掘进断面为 2.3m2.5m 的穿脉平巷， 然后自贯通上、下阶段脉外运输平巷间的斜坡道每隔 12.5m 高度掘进一条距矿体下盘边界水平距离约 3035m，与矿体走向平行的断面
14、为 2.3m2.5m 的分段平巷，再在采场最上和最下分段平巷沿矿块长度中线向采场下向掘进断面为 2.3m2.5m 的采场联络斜巷，并在矿体中掘进断面为 2m2m 的人行通风充填天井上下联通，第一分段采场联络斜巷到达矿体后，再水平掘进断面为 3m2.5m 的拉底平巷至矿体上盘边界，形成向上回采的初始工作面，在下部阶段运输水平和顶部阶段运输水平间有断面为 2m2m 的脉外溜井与各分段平巷相通，所有采出矿石通过溜井放出，当矿体倾角合适时，也可在采场中顺路架设溜矿井出矿，以减少矿石的铲装运距，提高出矿效率。采场回采自底部拉底水平拉底平巷开始，采用 7655 凿岩机钻凿 40mm浅孔，孔深 33.5m，
15、用非电导爆管微差起爆，沿采场全宽和 3.5m 空顶高度，全断面向两端推进，崩下矿石用斗容为 0.751.0m 3电动铲运机经采场联络道装运至脉外溜井，溜放至阶段运输水平装车运出，依此采完全分层，人工清理工作面残矿和构筑端部砂袋隔墙后，即用地表充填系统经采场通风充填天井输送充填料进行采场充填。本分层充填完并经脱水后，通过挑顶垫底方式抬高采场联道，即可开始第二分层的回采。采场通风采用主通风系统加局扇的联合通风方式，新鲜风流从阶段运输平巷经采区斜坡道进入各分段平巷，然后经采场联络道进入回采工作面，污风从工作面用局扇排入采场通风充填天井，进入上中段回风系统排出。采场充填除底层用胶结充填外，全部采用分级
16、尾砂充填，充填体脱水采用预埋快速脱水管方式脱水，充填水经快速脱水管流入下中段平巷。多步骤房柱嗣后充填采矿法，采准布置方式为下盘脉外运巷、溜井、电耙道联合采准。即将阶段高度内矿体沿走向每 57m 划分为回采单元，单元高为阶段高度 25m，宽为矿体水平厚度 10 20m，回采单元间隔划分为一步骤、二步骤采场，一步骤采场采后分级尾砂胶结充填，二步骤采场则用部分胶结部分非胶结充填，第三步骤再回采阶段矿柱，采后分级尾砂充填空区。主要采准工程为自阶段下盘脉外运输平巷沿回采单元中心线向采场掘进穿插脉平巷，再自穿脉平巷向单元底部掘进出矿溜井和在阶段矿柱中掘进人行通6风天井，同时沿矿体下盘边界线向上中段水平掘进
17、人行通风上山。采场回采采用 7655 气腿式凿岩机浅孔凿岩，2 #岩石硝铵炸药和导爆管微差起爆，崩下矿石用 30Kw 电耙先部分扒出，留下三分之二作为采场上采工作底板，直到回采至顶部后，再集中用电耙出矿，出矿完毕经人工清理残矿后，用管道输送分级尾砂充填，一步骤采场采用分级尾砂胶结充填，二步骤采场与阶段水平矿柱相邻部分用胶结充填，其余则采用分级尾砂充填。顶板局部不稳固区域采用锚杆网支护，采场工作面采用局扇通风。3.3 矿山主要技术经济指标采场生产能力 6080t/d采矿损失率 58%采矿贫化率 810%采掘比 250300m/万 t采矿工效 810t/工班采矿台效 4050t/台班掘进工效 0.
18、35m/工班掘进台效 0.91.8m/台班回采直接成本 30.0 元/t胶结充填直接成本 72.24 元/m尾砂充填直接成本 4.20 元/m平巷掘进直接成本 172.50 元/m天溜井掘进直接成本 147.50 元/m选冶回收率 93.1%选冶直接成本 53.94 元/t4 采矿方法方案优选4.1 采矿方法方案拟定根据研究矿体的开采技术条件，概括起来具有以下特点：（1）倾角陡。矿体倾角一般为 5070，具备重力放矿的基本条件；（2）厚度大。矿体平均厚度为 20m 左右 ，属于厚大偏薄矿体；（3）品位低。矿体平均品位7为 2.8g/t 左右，属于低品位矿体，无法承受成本太高的采矿成本；（4）矿
19、体及围岩节理裂隙发育程度较低，稳固性中等；（5）矿体矿化边界不稳定，局部膨大缩小，品位分布不均匀，常有形态、厚度不等的夹石产出，近矿体围岩含有一定品位，矿体与围岩分界靠取样化验结果确定。 （6）埋藏深度大。矿体赋存于-180m 中段以下，埋藏深度在 200m 以上，虽地表为耕地，崩落一定厚度的覆盖岩层并同时采取一定的空区处理措施后，对地表旱地的影响不大。综上所述，根据研究矿体赋存条件，初步拟定采矿方法方案如下：方案：分段中深孔连续崩矿采矿法中段内矿体以沿走向 50100m 划分为矿块，也可不再划分矿块，以矿体沿走向连续长度为回采单元，高为中段高度 50m，宽为矿体的水平厚度，一般为 1525m
20、，以分段凿岩爆破、阶段出矿方式，实行自上而下、自矿体的一端向另一端或自中央向两端的连续回采。主要采准工程包括下盘脉外阶段出矿平巷和与采场底部相通间距为 7m 左右的出矿穿脉短巷、分段凿岩平巷、分段切割平巷、切割天井及盘区人行通风天井等。首先自阶段穿脉平巷平行矿体走向掘进距矿体边界约 6m 左右的断面为 2.3m2.5m 的下盘脉外出矿运输平巷， 沿矿体下盘边界掘进断面规格为 2.0m2.7m 的沿脉平巷，然后向上掘进盘区人行通风天井贯通上下中段，并每隔 16m 左右高度掘进断面规格为 2.0m2.7m 的分段凿岩平巷，最后在矿段或矿块的首采位置向上掘进断面为 2m2m 的切割天井和断面规格为
21、2.0m2.7m 的各分段切割平巷。采场回采自底部拉底水平拉底平巷开始，先用 7655 凿岩机钻凿 40mm浅孔，孔深 33.5m，用非电导爆管微差起爆，沿矿体全厚拉底，崩下矿石用斗容为 0.751.0m 3电动铲运机装运至脉外溜井，并形成下盘低上盘高的倒 V 形顶板，采后用胶结料充填采空区，以此形成坡度约为 55左右的 V 形堑沟。上部矿体则采用 YG-90 机架式中深孔凿岩机在分段平巷中钻凿上向扇形中深孔，自切割槽开始实行多排步距挤压爆破，崩下矿石则在阶段出矿穿脉用铲运机铲出，依此自切割槽向一端或两端顺序推进。采场通风采用主通风系统加局扇的联合通风方式，新鲜风流从阶段运输平巷经人行通风天井
22、进入各分段平巷，污风从工作面排入上中段回风系统排8出。采空区主要由自然坍塌的上盘围岩充填，采场采完即用分级尾砂补充充填满为止。本方案可望达到的主要技术经济指标如采场生产能力 150200t/d 采切比 2.83m/Kt采矿损失率 1015% 采矿贫化率 812%采矿效率 17.87t/工班 采矿直接成本 16.65 元/t方案：天井水平中深孔落矿采矿法 中段内矿体沿走向每 3540m 和 35m 相间划分为矿房和矿柱，高为中段高度 50m，宽为矿体的水平厚度。实行二步骤回采，先上步骤回采间柱，胶结充填后再回采二步骤矿房，采后分级尾砂非胶结充填。主要采准工程包括下盘脉外阶段出矿平巷和与采场底部相
23、通间距为 7m 左右的出矿穿脉短巷、人行凿岩天井及盘区人行通风天井等。首先自阶段穿脉平巷平行矿体走向掘进距矿体边界约 6m 左右的断面为 2.3m2.5m 的下盘脉外出矿运输平巷和出矿穿脉短巷进入矿体，沿矿体下盘边界掘进断面规格为 2.0m2.7m 的沿脉平巷，然后向上掘进断面为 2m3m 的人行和凿岩天井贯通上下中段。采场回采自底部拉底水平拉底平巷开始，先用 7655 凿岩机钻凿 40mm浅孔，孔深 33.5m，用非电导爆管微差起爆，沿矿体全厚拉底，崩下矿石用斗容为 0.751.0m 3电动铲运机装运至脉外溜井，并形成下盘低上盘高的倒 V 形顶板，采后用胶结料充填采空区，以此形成坡度约为 5
24、5左右的 V 形堑沟。再用天井采准浅孔留矿方式回采完间柱，胶结充填采空区后，最后采用在天井中钻凿水平炮孔，自下而上顺序爆破回采由两端胶结充填体所包围的矿房，采后分级尾砂充填采空区。矿房回采采用 YG-90 机架式中深孔凿岩机和慢动绞车配合移动工作平台在天井中钻凿水平扇形中深孔，自下而上实行多排步距挤压爆破，崩下矿石则在阶段出矿穿脉用铲运机铲出。采场通风采用主通风系统加局扇的联合通风方式，新鲜风流从阶段运输平巷经人行通风天井进入采场，污风从工作面排入上中段回风系统排出。一步采空区用胶结充填，二步采场用分级尾砂非胶结充填。本方案可望达到的主要技术经济指标如采场生产能力 120150t/d 采切比
25、14.3m/Kt9采矿损失率 812% 采矿贫化率 68%采矿效率 15.96t/工班 采矿直接成本 19.44 元/t方案：中深孔分段一次崩矿采矿法中段内矿体沿走向每 3540m 和 35m 相间划分为矿房和矿柱，高为中段高度 50m，宽为矿体的水平厚度。实行二步骤回采，先上步骤回采间柱，胶结充填后再回采二步骤矿房，采后分级尾砂非胶结充填。主要采准工程包括下盘脉外阶段出矿平巷和与采场底部相通间距为 7m 左右的出矿穿脉短巷、分段凿岩平巷、分段切割平巷、切割天井及盘区人行通风天井等。首先自阶段穿脉平巷平行矿体走向掘进距矿体边界约 6m 左右的断面为 2.3m2.5m 的下盘脉外出矿运输平巷和出
26、矿穿脉短巷进入矿体，沿矿体下盘边界掘进断面规格为 2.0m2.7m 的沿脉平巷，然后向上掘进断面为 2m2m 的盘区人行天井和中央切割天井贯通上下中段，再在盘区人行天井中每隔 16m 高度掘进沿矿体下盘边界的分段凿岩平巷，并掘进各分段切割平巷与切割天井相通。采场回采自底部拉底水平拉底平巷开始，先用 7655 凿岩机钻凿 40mm浅孔，孔深 33.5m，用非电导爆管微差起爆，沿矿体全厚拉底，崩下矿石用斗容为 0.751.0m 3电动铲运机装运至脉外溜井，并形成下盘低上盘高的倒 V 形顶板，采后用胶结料充填采空区，以此形成坡度约为 55左右的 V 形堑沟。再用天井采准浅孔留矿方式回采完间柱，胶结充
27、填采空区后，最后采用 YG-90 机架式中深孔凿岩机在各分段凿岩平巷中钻凿上向扇形中深孔和采场一次挤压爆破方式，自切割槽开始两端向中央挤压一次崩下全矿房矿体，崩下矿石则在阶段出矿穿脉用铲运机铲出。采场通风采用主通风系统加局扇的联合通风方式，新鲜风流从阶段运输平巷经人行通风天井进入采场，污风从工作面排入上中段回风系统排出。一步采空区用胶结充填，二步采场用分级尾砂非胶结充填。本方案可望达到的主要技术经济指标如采场生产能力 100120t/d 采切比 23.02m/Kt采矿损失率 810% 采矿贫化率 68%采矿效率 14.88t/工班 采矿直接成本 20.47 元/t方案：分步天井浅孔留矿采矿法1
28、0中段内矿体沿走向每 3540m 和 35m 相间划分为矿房和矿柱，高为中段高度 50m，宽为矿体的水平厚度。实行二步骤回采，先上步骤回采间柱，胶结充填后再回采二步骤矿房，采后分级尾砂非胶结充填。主要采准工程包括下盘脉外阶段出矿平巷和与采场底部相通间距为 7m 左右的出矿穿脉短巷、人行天井及盘区通风天井等。首先自阶段穿脉平巷平行矿体走向掘进距矿体边界约 6m 左右的断面为 2.3m2.5m 的下盘脉外出矿运输平巷和出矿穿脉短巷进入矿体，沿矿体下盘边界掘进断面规格为 2.0m2.7m 的沿脉平巷，然后向上掘进断面为 2m2m 的盘区天井、矿房和矿柱采场天井贯通上下中段。采场回采自底部拉底水平拉底
29、平巷开始，先用 7655 凿岩机钻凿 40mm浅孔，孔深 33.5m，用非电导爆管微差起爆，沿矿体全厚拉底，崩下矿石用斗容为 0.751.0m 3电动铲运机装运至脉外溜井，并形成下盘低上盘高的倒 V 形顶板，采后用胶结料充填采空区，以此形成坡度约为 55左右的 V 形堑沟。再用天井采准浅孔留矿方式回采完间柱，胶结充填采空区后，最后仍采用多天井采准浅孔留方式自下而上回采矿房，所有崩下矿石则在阶段出矿穿脉用铲运机铲出。采场通风采用主通风系统加局扇的联合通风方式，新鲜风流从阶段运输平巷经人行通风天井进入采场，污风从工作面排入上中段回风系统排出。一步采空区用胶结充填，二步采场用分级尾砂非胶结充填。本方
30、案可望达到的主要技术经济指标如采场生产能力 80100t/d 采切比 22.28m/Kt采矿损失率 810% 采矿贫化率 46%采矿效率 14.35t/工班 采矿直接成本 21.85 元/t以上所述各采矿方法方案如图 1图 4 所示。4.2 选择采矿方法的基本原则从国家产业政策、行业安全生产形势、矿体开采技术条件和矿山生产实际出发，本采矿方法方案确定应遵循的基本原则是：（1）安全原则。包括采准、回采、出矿及空区处理过程的作业安全，同时亦要保证地下采矿生产不会给未来生态、环境遗留安全隐患；11（2）高效原则。由于鑫汇金矿矿体长度有限，开采作业面积受到限制，同时，矿山设计矿石处理规模为 1500t
31、/d，要保证矿山的综合生产规模，必须要求采矿方法有较大的采场综合生产能力；12图 1. 分段中深孔连续崩矿采矿法方案图中 150中2t/d中 中%.83mK中 16.5中/t7中678中中4532中1568 876543 32115中20m10中6m570中8m14图 2. 天井水平中深孔落矿采矿法方案图3 34634 6578123中5m15中20m35中40m50m1中23中中54中876中 6中8%15.9t/中中 4中 1.3m/Kt20中5d15图 3. 中深孔分段一次崩矿采矿法方案图7中99 50m1中6234578中 10中2t/d中 8中%3.mK中 20.47中/t16中67
32、8中4532中135中40m15中20m3中53627图 4. 分步天井浅孔留矿采矿法方案图78中 801t/d中 中%2.mK中 1.85中/t436中67845中32150m35中40m1中20m3中 218756433316（3）低贫损原则。由于矿产资源是不可再生资源，为实现我国矿业可持续发展战略，保护和综合利用资源极为重要，因此，应尽可能减少采矿过程中的矿石损失，极大限度在综合利用资源。同时，严格控制采矿过程中废石的混入，以期提高出矿品位，在提高资源利用率，延长矿山生产年限的同时，改善和提高矿山的经营效益；（4）低成本原则。为使矿山经营效益最大化，必须期求以最低的生产成本组织生产，在维
33、持矿山的高产与稳产的同时，获取矿山最大经济效益；（5）工艺简单。采用简单的生产工艺，不仅易于使生产管理趋于简单，有利于提高生产效率，而且容易被矿山生产工人所接受和熟练掌握，实现预期生产目标。4.3 采矿方案技术比较以上所述四个采矿方法方案，在深部厚大矿体赋存条件下，都是可以实现的技术方案，各方案均有其优点和缺点，现汇总比较如表 1 所示。综合表 1 所列各方案的技术经济指标及优缺点可以得出， 各方案均有其优势和缺点，且各方案间的优劣差距不较大，所具优势和劣势均不够显著，无法以简单淘汰或选择其中某一方案。因此，将各个方案再进行综合经济比较。4.4 采矿方案综合经济比较在方案的经济比较中，采用和参
34、照矿山现阶段各项作业成本和相关方案的技术经济指标为计算依据，以长 10000t 地质储量为计算基准，考察各方案的最终经济效果。综合经济比较中各采矿方法方案经济指标对比如表 2 所示。从以上四个方案的经济比较可知，各方案的经济指标虽有所区别，但差距不够大，优劣势不够明显。因此，为了全面准确地评价各方案，达到最优化的目标，将用模糊数学方法对四个方案进行综合评判。4.5 采矿方案模糊综合评判选择合理的采矿方法是一个系统工程问题，因为选择采矿方法需要考虑的因素是很多的，其中有许多因素是不定量因素，具有模糊性，因此，采用模糊数学理论进行分析和综合评判是比较合理的。通常影响采矿方法选择的因素很多，根据山东
35、黄金矿业（鑫汇）有限公17司的具体情况，采矿方法选择（最佳采矿方法 A）主要考虑以下几个因素：各采矿方法方案技术比较表 表 1项 目 名 称方 案技术经济指标 优 点 缺 点方案分段中深孔连续崩矿采矿法采场生产能力 150200 t/d 采矿损失率 1015 %采矿贫化率 812 %千吨采切比 2.83 m/Kt采矿效率 17.87t/工班采矿直接成本 16.65 元/t 采场生产能力大 采准工程量少 矿石回采率高 空区处理简单 安全性较好 采矿成本低 采矿贫损率较高 出矿管理较复杂方案天井水平中深孔落矿采矿法采场生产能力 100150 t/d 采矿损失率 812 %采矿贫化率 68 %千吨采
36、切比 16.3m/Kt采矿效率 15.96t/工班采矿直接成本 19.44 元/t 采准工程量较少 矿石回采率高 空区处理费用较低 生产能力较大 安全性较好 胶结充填量较大 多步回采管理较复杂 间柱采场规模较小方案中深孔分段一次崩矿采矿法采场生产能力 100120 t/d 采矿损失率 810 %采矿贫化率 68 %千吨采切比 23.02 m/Kt采矿效率 14.88t/工班采矿直接成本 20.47 元/t 采准布置简单 矿石回采率高 人员不在大暴露面下作业 中深孔落矿效率高 胶结充填量较大 间柱采场规模较小 多步回采管理较复杂方案分步天井浅孔留矿采矿法采场生产能力 80100 t/d 采矿损失
37、率 810 %采矿贫化率 46%千吨采切比 22.28 m/Kt采矿效率 13.35 t/工班采矿直接成本 21.85 元/t 采准布置简单 对边界变化适应能力强 采矿贫损率低 矿石回采率高 采准工程量较大 间柱采场规模较小 胶结充填量较大 人员须在大暴露面下作业最 优 采 矿 方 法 A安 全 因 素 B1经 济 因 素 2效 率 因 素 B4资 源 因 素 3板全C安顶 风件条通 矿本成采 矿 产效 力C87能工 生采采切比 4率 5失损 率 6化贫18图 5 采矿方法选择层次结构图安全因素（B1） 、经济因素（B2） 、资源因素（B3） 、效率因素（B4 ） ；各层次诸因素间的关系如图
38、5 所示。各采矿方法方案综合经济指标比较表 表 2方案一 方案二 方案三 方案四分段中深孔连 天井水平中深 中深孔分段一 分步天井浅孔序号 指标名称 单位续崩矿采矿法 孔落矿采矿法 次崩矿采矿法 留矿采矿法1 比较矿块矿石储量 t 10000 10000 10000 100002 地质品位 Au g/t 2.80 2.80 2.80 2.80 3 矿块金属储量 Au Kg 28.000 28.000 28.000 28.000 4 采矿损失率 % 12.5 10 9 95 采矿贫化率 % 10 7 7 56 采出矿石量 t 9722 9677 9785 9579 7 采出矿石品位 Au g/t
39、 2.52 2.60 2.60 2.66 8 采出矿石含量 Au Kg 24.500 25.200 25.480 25.480 9 采矿直接成本 元/t 16.65 19.44 20.47 21.8510 采矿直接费用 万元 16.1875 18.8129 20.0298 20.9300 11 矿山年管理费用 万元 2000 2000 2000 2000 12 矿山生产规模 t/d 1300 1300 1300 1300 13 单位矿石管理费用 元/t 46.62 46.62 46.62 46.62 14 单位矿石综合成本 元/t 63.27 66.06 67.09 68.47 15 选冶回收
40、率 % 93.1 93.1 93.1 93.116 选冶直接成本 元/t 53.94 53.94 53.94 53.94 17 金属量 Kg 22.810 23.461 23.722 23.722 18 金售价 元/g 200.00 200.00 200.00 200.00 19 产品销售总收入 万元 456.1900 469.2240 474.4376 474.4376 20 产品总生产成本 万元 113.9542 116.1291 118.4272 117.2559 21 产品总利润 万元 342.2358 353.0949 356.0104 357.1817 22 单位采出矿石利润 元/
41、t 352.01 364.86 363.83 372.88 23 单位地质矿量利润 元/t 342.24 353.09 356.01 357.18 19在层次分析法中，TLSaaty 采用 19 标度方法，其方法和具体含义如表 3 所示。判断矩阵标度及其含义 表 3标 度 含 义1 两因素相比，同样重要3 两因素相比，一因素较另一因素稍微重要5 两因素相比，一因素较另一因素明显重要7 两因素相比，一因素较另一因素强烈重要9 两因素相比，一因素较另一因素极端重要2，4，6，8 上述两相邻判断值的中值倒数 因素 i 与因素 j 比为 cij 因素 j 与 i 比为 cji=1/cij请有关专家对两
42、两因素根据上表进行重要性评价，得出模糊判断矩阵如下：1） 判断矩阵 ABA B1 B2 B3 B4B1B2B3B41 3 5 31/3 1 5 11/5 1/5 1 1/31/3 1 3 12） 判断矩阵 B1CB1 C1 C2 20C1C21 91/9 13） 判断矩阵 B2CB2 C3 C4 C5 C6 C7C3C4C5C6C71 3 5 3 31/3 1 3 1/3 1/31/5 1/3 1 1/5 1/51/3 3 5 1 1/31/3 3 5 3 14） 判断矩阵 B3C B3 C5 C6 C5C61 1/55 15） 判断矩阵 B4CB4 C7 C8 C7C81 31/3 1为了检
43、验上述判断矩阵的相容性，TLSaaty 定义了一个不相容度。1maxnI当 CI0.1 时，认为判断矩阵的相容性好，否则，要对判断矩阵重新调整。由上式可见，为计算 CI 值，首先要求出判断矩阵的特征根，为简化计算，我们采用变通方法，即如果判断矩阵 A 满足 aij1，ajk1，aik1，就认为矩阵的相容性好。具体为作一个 01（布尔矩阵）A= （aij）使21得：,01ija1ija如果布尔矩阵满足A A=A则判断矩阵相容性好，否则相容性不好。根据上述公式，将原判断矩阵转换为布尔矩阵计算得：对判断矩阵 AA A = = A101010矩阵相容性好。同理，按上述方法计算，得 B1，B2，B3 ，
44、B4 矩阵相容性好。判断矩阵相容性好，则可用矩阵是大特征根 max 对应的特征向量 作为权重向量。采用变通方法时，用下式计算每层各因素的权值。 njija1计算结果如下所示：对矩阵 Ab1= =2.59435b2= =1.1441b3= =0.34435b4= =1.001归一化以后得b=（0.51,0.22,0.07,0.20)22同理，采用同一方法计算出矩阵 B1，B2，B3，B4 各因素的权重值并归一后得：c1=（0.9, 0.10）c2=（0.41, 0.10, 0.05, 0.17, 0.27）c3=（0.17, 0.83）c4=（0.75, 0.25）各分指标(C1、C2、C3、C
45、4 、C5、C6、C7、C8)对总目标 A 的权重分配值可由表 4 计算求得。因素权重 W 值计算表 表 4B1 B2 B3 B4A0.51 0.22 0.07 0.2041jijjWCC1 0.90 0.46C2 0.10 0.05C3 0.41 0.09C4 0.10 0.02C5 0.05 0.17 0.02C6 0.17 0.83 0.10C7 0.27 0.75 0.21C8 0.25 0.051.00由上表可知，W=（0.46, 0.05, 0.09, 0.02, 0.02, 0.10, 0.21, 0.05）由初选结果可知，决策论域方案，方案，方案、方案，影响采矿方法选择的主要因
46、素集合为 V=顶板安全 C1，通风条件 C2，采矿成本C3，采切比 C4，损失率 C5，贫化率 C6，采矿工效 C7，生产能力 C8。上23述各因素中定量指标参考本矿和国内外类似矿山选取，定性指标则由专家按最差、差、较差、中等、较好、好、最好等七个标准进行评比，得表 5 所示的主要因素指标。各方案主要因素指标表 表 5序号 指 标 名 称 单 位 方案 方案 方案 方案1 顶板安全性 好 较好 较好 中等2 通风条件 好 中等 较好 中等3 采矿成本 元/t 16.65 19.44 20.47 21.854 采切比 m/Kt 2.83 16.3 23.02 22.285 损失率 % 12.5 10 9 96 贫化率 % 10 7 7 57 采矿工效 t/工班 17.87 15.96 14.88 13.358 采场生产能力 t/d 175 125 110 90上述指标值单位不同，为具有可比性，首先需要无量纲化，之后可构成一个评价模矩阵 R，其中对定量指标 rij 由下式确定：当 为负指标时 rij= jf df
