1、1无底柱分段崩落采矿法一、什么是无底柱分段崩落采矿法(一) 、发展历史上世纪五十年代发生,六十年代逐步发展并在国内外得到广泛应用,七十年代已成为一种成熟的并占优势的种方法。以我国为例,七十年代中期铁矿地下开采矿山总数的 45%,约占铁矿石总量的 63%采用该采矿方法。(二) 、特征无底柱分段崩落种法是将阶段用分段回采巷道划分为若干分段,由上向下逐个分段进行回采,随后由崩落围岩充填采空区,分段下部不设出矿的底部结构,以小的崩矿步距爆破下来的矿石在崩落围岩的覆盖下直接由回采进路端部放出,凿岩、出矿共用同一巷道。 这种采 矿方法结构简单,为机械化采矿创造了有条件。主要特点:1.各分段不设放矿的底部结
2、构,不留任何矿柱;2.凿岩、爆破、出矿等回采作业均在同一回采进路内顺序进行;3.矿石回采由回采进路的上(下)盘一端开始,按步距顺序后退回采,直至下(上 )盘一端 矿体边界 为止;4.在回采进路端部于崩落围岩覆盖下进行挤压爆破和放矿;5.上下分段进路在空间呈菱形交错布置。(三) 、适用条件1.较规则的急倾斜厚矿体;2.矿石稳固程度在中等以上,进路中不需大量支护;3.顶板围岩能自行崩落,且块度较大;4.地表允许陷落,表土层不厚,没有导致井下被淹没的地表水或地下水;5.矿石允许贫化,矿岩容易分离,矿石可选性好,围岩含有用矿物成分。(四) 、优缺点2无底柱分段崩落采矿法是一种高效率、高生产能力.高度机
3、械化、低成本和作业安全的采矿方法,与其它种方法相比,具有以下优点:1.结构简单,不留矿柱,不设底部结构,所有矿块间和分段间,不需要留任何底柱和间柱,不需要掘进难以施工的漏斗、斗穿,斗颈和电耙等切割巷道,不需进行回收顶、底、 间柱等复杂繁重的工作; 在矿块中只布置采矿进路.联络巷道.切割巷道和切割天井,结构简单,便于施工;2.回采工艺简单,各项回采作业在不同分段内进行,互不干扰,管理方便,作业专业化,有利于操作技术和工效的提高;3.易于实现采矿作业全面机械化,采准和回采作业都在进路内进行,便于使用大型无轨自行设备,如掘进台车、采矿凿岩台车、装运机等;4.作业安全,人员在水平巷道内工作,顶板暴露面
4、积小,出现浮石或不安全因素时,容易及时发现和处理; 5.灵活性大,每条进路所负担的回采宽度只有 10 米左右,崩矿步距只有 2 米左右,生产中出现问题时影响面小;还能根据矿体条件的变化随时改变进路布置或回采顺序; 上分段残留的矿石可在下分段回收; 对矿石成分复杂的矿体,可分采分运或 选别回采,有利于稳定出矿品位和矿石综合利用。缺点:1.矿石贫化率大、损失率较高;2.通风条件差。二、结构参数和采准切割工作(一) 、端部放矿时崩落矿岩的运动规律端部放矿时崩落矿岩的运动规律是无底柱分段崩落采矿法的基本理论之一,也是确定结构参数、采准切割布置和回采工艺某些参数的主要依据。端部放矿似旋转椭球体.欲获得最
5、优的损失贫化指标,就要在选择采矿方法参数时,使爆破后堆积起来的矿石形态尽量与放出椭球体的形态一致。(二) 、结构参数3几项原则:1.要与矿山实际地质条件(矿床赋存条件、矿 体形态与大小、矿石和围岩的物理力学性质及其稳固程度等)相适应;2.要符合端部崩落矿岩的运动规律和地压显现规律,要有利于矿石损失贫化和地压管理;3.要与选用的工艺技术和装备水平相适应,能充分发挥设备的生产能力和先进技术的效益;4.能获得尽可能高的开采强度和技术经济效果;5.确保生产安全。无底柱分段崩落法的结构参数:1.阶段高度国内矿山一般为 40-60 米,国外已有 100-200 米。2.溜井间距一个溜井所服务的范围为一个矿
6、块,溜井间距主要是根据装运设备的能力决定的。溜井间距一般为 40-60 米;进路沿走向布置时为 60-80 米;采用铲运机出矿、进 路垂直走向布置时,间距可增大到 100-150 米; 沿走向布置时可为150-200 米。3.分段高度分段高度主要由凿岩设备能力及矿体赋存条件决定。分段高度应保证损失贫化指标最佳和经济效果最优。采用 YG-80 或 YZ-90 凿岩机(有效凿岩深度 15 米) ,分段高度以 9-12 米为宜;采用潜孔 钻机或液压凿岩机( 炮孔偏钭率能控制在 1%以下) 时,分段高度可提高到 20 米。4.进路间距进路间距等于进路宽度与进路间矿柱宽度之和。分段高度确定后,可根据崩落
7、矿石放出椭球体的参数和分段高度,按照使崩落的菱形矿层与放出椭球体轮廓尽量吻合的原则,确定进路间距。进路间距不应小于进路宽度的两倍。一般 8-12 米。45.进路规格进路断面主要根据使用的采掘运输设备决定。当采用 czz-700 型凿岩台车和 ZYQ-14 型装运机时,进路一般为 3-4 米 宽,3-3.5 米高;当采用铲运机出矿时,一般为 4.5-5 米宽,3-35 米高;采用凿岩台架 凿岩,装岩机出矿时,一般为2.6-2.9 米宽 ,2.7 米高。国外进路规格有达到 6.04.6 米的。(三) 、采准采准工程主要包括矿石和废石运输系统,人员、材料和设备运送系统以及通风系统。它所包括的井巷工程
8、有矿石溜井、废石溜井、分段联络巷道、进路、电梯井、设备 井或斜坡道、以及通风井和通风巷道等。“1.电梯设备井电梯井设备井的服务范围多为 300-500 米,至少服 务一个阶段,一般均布置在矿体下盘坚硬稳固的岩石中。中、小型矿山可用混合井形式( 只掘一条井),如大庙铁矿;大型矿山可用专用井形式(同时掘相邻两条井筒),如梅山铁矿。2.矿石溜井 矿石溜井有阶段溜井和多段长溜井两种布置方式。布置方式取决于矿体赋存条件、矿体形状和大小、石个体分布情况、开拓方式、以及矿山生产能力。3.分段运输联络巷道联通各条进路与各条溜井的平巷叫分段运输巷道,它分为脉内与脉外两种布置方式。一般为脉外布置,且布置在底盘围岩
9、中。联络巷道距矿体边界距离应根据矿岩稳固程度和装运设备确定,要使最后一个崩矿步距的矿石能顺利装运出来,一般大于 6 米。断面与进路基本一致。4.进路进路是一回采单元,是凿岩、爆破和出矿等工艺的作业面。当矿体厚度大于 20 米时采用垂直走向布置;小于 20 米时,采用沿走向布置。布置进路时还应考虑矿体倾角的影响,倾角小,要求厚度大; 反之亦然。5上下分段进路必须严格按照菱形布置,以确保放出的椭球体与崩落矿石堆积体的轮廓在垂直进路方向断面上的一致。进路掘进时要严格按照设计和中线、腰线 施工,保 证 工程质量。进路的断面形状:矩形一三心拱一半圆。进路和联络巷道的布置,除根据矿体赋存条件严格按菱形布置
10、外,在缓倾斜和倾斜矿体中,还应尽量减少顶底盘三角矿带的矿石损失。通风天井的布置和断面要求,根据通风系统、通风防尘和排烟要求决定。(四). 切割切割工作包括掘进切割巷道、切割天井和形成切割槽。进路回采前,首先要在端部拉开切割槽,形成最初崩矿自由面和爆破补偿空间。l.切割槽的位置切割槽位置根据矿体赋存条件、矿体形态和回采顺序确定。沿走向布置进路时,切割槽布置在矿体内;垂直走向布置进 路时,切割槽根据进路回采顺序布置,可位于靠近顶(底)盘的围岩或矿石内,亦可半矿半岩。切割槽位置选择的原则:(1)、切割槽拉开后,即能保证正常生产,矿石回收和贫化指标较好,尤其在倾斜较缓的矿体中要使回采初期采出的废石量和
11、可回收的矿石量达到经济上合理;(2)、易于安全施工,且能保证切割质量,降低成本;(3)、有利于顶盘围岩自行崩落和补充放顶工作的实施。2.切割方法(1)、单进 路拉槽法自每条进路端部掘进切割天井,天井长边沿进路方向布置,以切割天井为自由面凿三排上向扇形深孔,采用微差爆破拉开切割槽。此法稳妥可靠,易于保证质量,且各条进路互不影响。但天井掘进工程量大。6(2)、联 合拉槽法此法是在进路端部沿矿体走向据进一条切割巷道,贯通各条进路,再根据矿体边界条件和生产要求,在切割巷道内每隔一定距离掘进一条切割天井,然后以切割天井为自由面,在切割巷道内凿上向扇形中深孔或上的平行大孔,逐排爆破拉开切割槽。切割天井一般
12、每隔 30-50 米一条。(3)、扇形深孔爆破拉槽法此法是利用多排扇形深孔爆破成槽,不需要掘进切割平巷和天井。从每条进路端部开始,以进路顶板为初始自由面,凿排孔角由小到大的扇形炮孔,分段进行爆破,逐步拉开切割槽。采用此法的进路断面不得小于 43 平方米,拉槽长度不得小于 4.5 米,炮孔前后左右偏斜误差不得大于 l 度。切割平巷规格一般与进路相同,天井规格 21.5 米至 32 米,切割槽宽度等于或大于切割巷道宽度。(五) 、采准切割井巷工程施工无底柱分段崩落采矿法的采准切割井巷工程施工主要特点是掘进高天井和大断面巷道。1.平巷施工国内中小矿山多用普通掘进法,大型矿山和国外多用掘进台车和铲运机
13、施工。2.天、溜井施工吊罐法在我国天、溜井施工中应用最广、效果最好。采用 STH-5 型爬罐掘进效果更好,且适用范 围广,不受上部水平的限制。深孔爆破成井法(一次成井)已在国内外广泛应用。3.切割井施工(1)、普通上掘法(2)、深孔一次爆破成井法三、回采工艺7(一). 凿 岩1.炮孔布置炮孔布置方式有扇形和平行排列两种;炮孔排面倾角有前倾、垂直和后倾三种。炮孔布置方式要根据回采方案、凿岩设备类型和矿石力学性质确定。(1)、扇形布置:国内多数矿山采用端壁垂直或前倾的单中心扇形布置;国外因多用双机或三机凿岩台车,故多为双中心扇形布置。炮孔直经 51-65mm,边孔角 45-50 度,炮孔排面倾角
14、90 度或前倾 75-85度,每排炮孔 9-13 个。如果炮孔直经加大到 80-110 毫米,炮孔数相应减少,最小抵抗线(放 矿步距) 相 应增大。(2)、平行布置 :仅在国外有用此法。2.凿岩设备国内矿山主要采用的凿岩设备有单机和双机凿岩台车,小矿山有用台架的,大型矿 山有用大孔凿岩台车或架柱式潜孔钻机的。单机采矿凿岩台车主要是 CZZ-700 和 CTC-141 型台车,配 yG(YZ)-80 型重型导轨式凿岩机或 YGZ-90 型独立外回转式重型凿岩机。双机采矿凿岩台车 CTC-14.2 型配 2 台 yGz-90 型外回转式重型凿岩机。3.钎具钎具包括钎尾、钎杆、套筒和钎头。4.中深孔
15、凿岩质量衡量炮孔质量的主要标志是孔底的偏离程度和孔深。产生炮孔孔底偏离的主要原因:孔口偏离设计位置; 凿岩方向未按设计倾角; 岩性发生变化;钎具质量不佳等。造成孔深不足或超深的原因主要是施工操作差错所致。为保证中深孔凿岩质量,必须做到:(1)、掘 进进路时,要精确地给出中线和腰线,施工后要做出准确的实测图,为炮孔设计提共精确的地质测量资料;8(2)、炮孔 设计图纸要详细准确地标明炮孔位置、倾角、孔深等参数;凿岩前要在进路中准确地画出炮孔排线和孔位;(3)、凿 岩作业要严格按照设计施工(4)、开工前,台车司机必须做好准备工作(设计图纸 、设备、钎具等)。(5)、施工要精心,台车定车时,要对准中心
16、心及排线,校准台车水准泡,将台车调平, 钻孔时对准每个炮孔的倾角和仰角,必须根据设计图用量角器或台车配备的摆角定位仪进行测量和定位。炮孔偏斜角不得l 度,孔深不得超过0.1 米。(6)、建立健全与 严格执行炮孔质量管理制度。要有专人负责炮孔验收(孔深、倾角) 。对不合格的炮孔要及时补孔。(7)、加 强台车的维护保养,使台在各部件动作准确无误。5.凿岩速度与效率凿岩速度和效率除受炮孔直径和风压影响外,还与供风压力、矿岩的力学性质、 凿岩 设备的性能及工人操作水平有直接关系。我国多数矿山工作面风压为 6-7 公斤/厘米 2,水压 10 公斤/厘米 2。凿岩效率 50-64 米 /台班。(二). 爆
17、破l.爆破参数合理的爆破参数要满足:(1)、矿 石破碎块度均匀,大块率低,粉矿少;(2)、无 悬项、隔墙、过挤压等现象;(3)、放 矿口眉线保持良好,无带炮、挤炮;(4)、炸 药和炮孔单耗低,经济效果优。最小抵抗线(即炮孔排距):中深孔爆破时,一般 为 1.5-2.0 米; 大孔爆破时,一般为 2.2-3.0 米。孔底距:等于或稍大于炮孔排距。单位炸药消耗量:根据矿山生产实践和爆破试验确定。9每排扇形炮孔的总延米数:根据一排扇形炮孔所崩落的矿石体积、单位炸药消耗量、 矿石容重、每米炮孔装药量和扇形炮孔平均装药系数( 一般为 0.8左右) 计算得出。每排炮孔数:9-12 个。炮孔直径:一般为 5
18、1-65 毫米。边孔角:一般为 45-60 度。2.炸药、装药与起爆炸药:国内主要用铵油炸药.铵油与硝铵混合炸药及铵松腊炸药。其中多数矿山使用混合炸药。装药结构:为避免炮孔孔口附近药量过于集中,孔口部分应采用交错装药结构,即边孔和中心孔的填塞长度为 1.5-2.0 米,其它各孔的填塞长度交错增加,使孔口部分装药最小间距大于孔“ 底距之半。孔口最好用炮泥填塞。装药:最好采用装药器装药。中型以上矿山多用 AYZ-150 型风动装药器。使用装药器装药一定要严格遵照安全操作规程作业,避免发生事故。起爆:一般一次爆破 1-2 排炮孔,使用导爆线起爆、电雷管起爆和导爆管起爆三种方法。3.爆破事故的发生与处
19、理(1).立槽 (在崩落矿石和矿壁之间形成的一道槽沟):产生立槽原因:炮孔过密或过疏;装药量偏低;炮孔质量差。防止措施:a、合理选择爆破参数,孔底距大于或等于炮孔排距( 最小抵抗线);b、孔口附近交错装药,增加填塞长度;c、提高装药密度,确保炮孔有足够的装药量 ;10d、采用排内炮孔间微差爆破,即中间孔先爆,边孔后爆;e、确保炮孔 质量,对不合格的炮孔应及时补 孔,对不用的炮孔爆破前应予填塞;f、保 证有足够的补偿空间,如长期不出矿的进 的进路,爆破前应先进行放矿松动。处理措施:在放矿口上部放一定量的炸药,爆破震动即可。(2).悬顶 与隔 墙爆破后上部矿石未能崩落下来,所留下的顶盖叫悬顶;爆破
20、后两相邻进路的崩落矿石未能贯通,而在其间形成的矿石墙,称为隔墙。产生原因:炮孔深度不够;装药时拔管速度过快使孔底无药或孔内炸药中断;炮孔拒爆;地质测量资料不准确等。预防措施:保证地质测量资料准确;凿岩装药工作按操作规程施工。处理方法:a、处理悬顶时,在放矿口附近用潜孔钻机凿前倾深孔,炮孔要从 进路顶板一直打到悬顶部位,炮孔数视情况定;b、如果悬顶厚度和长度较大,a 法无效时,亦可在相 邻进路间掘进横巷和硐室,凿压顶 深孔处理;c、处理隔墙亦可采用打辅助深孔的办法。(3).带 炮爆破时,先起爆的炮孔将后起爆炮孔中的起爆药包或继爆管或未传爆的导爆管崩掉,引起部份炮孔拒爆,这种现象即为带炮。发生原因
21、:起爆药包放置的位置不当,离孔口太近或继爆管固定不牢; 起爆药包装填不牢。防止措施:装药时要严格按操作规程施工;装药连线后应认真检查。(4).废 石包裹 矿石爆破后随着放矿,大量废石或黄泥大量涌入,迫使中止放矿。原因:废石颗粒过细或爆破效果不好。11措施:采用排内孔间微差爆破方法。(三). 出 矿l.装矿方式采用铲斗宽度大的无轨自行装运设备,有利于沿进路全宽顺序出矿和增大一次铲取量及铲取深度,提高效矿效果。2.出矿设备:(1)、风动 装运机,如 ZYQ 一 14 型;(2)、铲 运机( 柴油),如 ZLD 型。(四). 通 风防 尘与安全1.通风防尘(1)、贯 穿风流通风:a、辅助井巷通风:在
22、进路间或分段间开凿一系列小断面天井或巷道,作为辅助回风巷道。新风一进路- 污风-小天井 (或巷道)一排至主回风巷道,形成贯穿风流。b、爆堆通风:新风一进路一污风一爆堆一崩落区(矿岩间缝隙)一回风巷一地表。(2)、局部扇风机通风,分单进路和多进路两种。(3)、装 矿前和放矿后(包括二次破碎),在进路顶板和两帮及矿堆断强化喷雾洒水和冲洗,降低粉尘。2.安全该采矿方法安全性相对较好,但溜井多,须防坠井事故;同时作业点多,二次爆破时一定要预先联系和警示;装运设备多,注意防止碰伤; 距地表较近时,要防止雨季黄土流入井下。(五). 溜井封闭1.斜撑圆木封井法2.平铺圆木封井法3.下口斜撑圆术封井法124.
23、混凝土封井法(上口或下口两种)(六) 、进路支护较为适宜的支护方法是锚喷支护。四、废石覆盖层为形成端部放矿条件,在回采分段上部必须有足够厚度的崩落废石覆盖层, 为进路端部形成挤压爆破创造条件,并为崩落矿石提供碎胀补偿空间。废石覆盖层的形成方法 三种类型:A、露天转地下(1)、用大爆破崩落边坡(2)、回填剥离废石B、其它采 矿 方法改为 无底柱分段崩落法(1)、上部 矿房采完后,用大爆破方法一次崩落矿柱和围岩C、新建 矿山(1)、先放 顶后回采(2)、回采与放 顶同时进行(3)、先采后放,集中放顶(4)、预 留矿石覆盖层法五、技术管理1.三级矿量2.开采顺序3.验收办法附:矿 山实例一、河北大庙铁矿二、南京梅山铁矿13三、湖北程潮铁矿四、杨树沟铁矿