采矿理论基础矿床地下开采理论与实践

2 落矿新技术 2.1概述 据统计，我国坚硬矿石内72%，其中校硬的占22%。苏联有色金属地下矿山，坚硬矿石的比重约占65%，其中极硬的占25%以上。因此，预计到2000年时，爆破法落矿仍为基本的落矿方法(使用比重占90%以上)。 在中硬矿石中落矿，宜用较廉价的炸药，此时由于凿岩速度快，增加凿岩工作量也是合适的；相反，在坚硬矿石中落矿，则应减少凿岩工作量，增加炸药的费用。 矿体厚度对崩矿效果影响很大。矿体厚度小，正常条件下崩矿的炮孔数目少，每米炮孔崩矿量就少，单位炸药消耗量就要增加。例如，平行布置深孔冰矿体边界深孔的崩矿量比正常条件下的深孔少50%。单位炸药消耗量q与矿体厚度，有如下关系： 式中 q标——矿体厚度很大时(即无夹制作用条件下)的单位炸药消耗量，kg／t； a——炮孔间距，m； M——矿体厚度，m。 根据上式，当M＝2a时，q＝1.5 q标，即比矿体厚度很大时增加55%；M＝7a时，q＝1.14 q标，即增加14%。因此，从合理的单位炸药消耗量出发，爆破落矿法适宜的矿体厚度M≥7a，即浅孔落矿时，矿体厚度不小于3—5m(a＝0.4—0.8m)；深孔落矿时，矿体厚度不小于10一20m(a＝1.5—3m)；药室落矿时，矿体厚度不小于30—50m(a=5—7m)。 根据沿矿体厚度最少能布置三个装药点的条件，确定深孔和药室落矿的允许矿体厚度M≥2a。，则深孔落矿最小厚度为3—5m，药室落矿为10—15m。 从工作安全的观点出发，浅孔落矿的工作面宽度(即矿体厚度)不宜大于5—8m。从减少矿石损失贫化出发，深孔落矿的矿体厚度不宜小于5—8m。 综上所述，各种落矿方法的允许最小矿体厚度为：浅孔落矿——0.4—0.5；深孔落矿——5—8m；药室落矿10—15m。 2.2密集平行深孔落矿 密集平行深孔落旷(图2—1)，深孔直径l00—110mm垂直或沿矿体倾斜布置，由上向下钻孔，每组8—27个孔(有时为4个孔)，孔间距230mm或315mm，转动钻机的转臂，等距离布置在直径为600mm或900mm的圆周上，孔深40m， 偏离设计位置达0.7m，最小抵抗线5—10m。 这种落矿方法，用于苏联戈尔纳亚绍里亚矿，克里沃罗格矿区的天一矿和开采急倾斜硬矿石极厚矿体的其他矿山。 根据实践，在单位炸药消耗量不变的，与相同孔径均匀布置的平行深孔比较，矿石破碎质量有所提高。据T．H．杰米尤克教授领导完成的研究资料认为，改善岩石破碎质量，是由于爆破波的波长增加了，从而延长破碎岩体压力的作用时间。 苏联矿山经过多年使用密集平行深孔束落矿经验，深孔布置采取多种形式：深孔沿圆周、半圆周和圆弧布置，以及沿直径布置(图2—2)。采用特殊装置使钻机安装后，可钻5个孔径为100m，间距为0.4m的—组直线深扎，每组孔间距2．7m，徘距为5—7m。这样布置深孔，能明显改善破岩效果，既减少凿岩费用，又可降低出矿成本。 2.3小抵抗线大孔距落矿 2.3.1概述 普通爆破时，炮孔密集系数m＝0.8—1.2。当孔网面积5＝a·W(孔间距×最小抵抗线)和单位炸药消耗量q不变，增大炮孔密集系数m(达3—6)，用减少最小抵抗线和增大孔间距来获得。这是近年来研究的爆破新技术，称为小抵抗线大孔距爆破。它能减少大块产出率，使崩落矿石块度均匀，从而提高出矿效率，降低采矿成本。 这种爆破技术改善矿石破碎质量的主要原因是： (a)增加剪切和拉伸应变。减少最小抵抗线(或徘距)，增加孔间距，可改变速度场的均匀性，使爆破矿石产生的剪切和拉伸应变增加，使被作用的矿石呈曲面向前移动，炮孔前面的矿石弯曲变形，受拉伸而破坏。 (b)增加反射波能的作用。爆破应力波达到自内面时，便产生反射拉伸波。抵抗线越小，反射拉仲波越强，增强反射拉伸波的片裂作用，也加强了径向裂隙的延伸，为后排炮孔爆破破岩创造良好的条件。 (c)加强了爆炸气体的推力作用。炸药爆炸产生的爆炸气体，不仅加强了径向裂隙的扩展和延伸，而且使矿石在气体的推力作用下移动。当抵抗线小时，就可以使更多的爆炸能量破碎矿石，从而使矿石的破碎质量得到改善。 减少抵抗线，能改善矿石破碎质量。但是，减少抵抗线应有个合理的限度，抵抗线过小，不能保证较大的破岩体积，甚至孔间出现未爆破的三角矿带。 马鞍山矿山研究院试验结果表明，最佳破碎抵抗线为普通爆破抵抗线的1／2左右。 孔间距在一定范围内，对破岩质量影响不大，但增加孔距，可以增大每米炮孔的崩矿量，从而降低凿岩爆破成本。在最佳破碎抵抗线条件下，用试验方法确定最大孔间距。 2.3.2 应用 在南非、瑞典、加拿大和澳大利亚等国的许多矿山都有应用小抵抗线大孔BE爆破技术的成功实例。近年来，在我国一些露天矿，如船山石灰石矿、歪头山铁矿等，也成功地应用并取得良好的经济效益。目前，我国地下开采矿山，如河北铜矿、漓渚铁矿、利国铁矿以及张家洼矿山公司小官庄铁矿等，开始试验并推广应用，同样取得较好的矿石破碎效果。 河北铜矿于1981年以前，采用大直径垂宜扇形深孔普通爆破，孔径110mm，最小抵抗线为2.4—2.5m。由于矿石可爆性差，根据10余年的统计资料，二次破陈炸药消耗量很高(达0.8kg/t)，超出一次炸药消耗量一倍以上，大块产出率达20—30％，严重影响出矿效率。 该矿于1981年开始应用扇形深孔小抵抗线大孔距的爆破技术，同时于孔底装铝粉高威力炸药。 凿进爆破参数(图2—3)：W=1.8m，m＝2，a＝3.6m；W＝1.5rn，m=3，a=4．5m。 每次爆破三排，第一排炮孔采用普通爆破的最小抵抗线W=2.5m，第二、三排为小抵抗线。当m=2时，崩矿步距为6.1m；m＝3时，崩矿步距为5.5m。采用不同密集系数爆破测定结果，列于表2—1中。 测定全部出矿量为46205.6t。在m＝2时，大块产出率、大块产出个数和二次破碎炸药消耗，比m＝1时，分别降低36.8%；6，43.1%，43.2％；m＝3时，比m＝1时分别降低26.3％，29.0%，25.0%。与矿山历年指标对比，小抵抗线爆破比普通爆破的二次破碎炸药单耗平均降低61.3%。 不同密集系数爆破的矿石，铲运机出矿效率，列于老2—2中。从表看出当m＝2—3时的铲运机出矿效率，比m=1高30％以上。 河北铜矿总计爆破炮孔13000余米，崩矿总量约20万吨，采用小抵抗线爆破(m＝2—3)的大块产出率降到15%以下，二次炸药消耗降到0.4kg/t以下，提高了铲运机出矿效率，降低了采矿成本，试验室完全成功的。 澳大利亚洛肯铅锌矿在上向水平分层充填法的采场中，应用了小抵抗线大孔距的爆破技术，取得了好的破岩效果。炮孔密集系数m＝3.5(抵抗线W=0.6m孔间距a=2.1m)时，炸药单耗0.116kg/t，二次破脾炮孔数为40.32个/千吨；m＝1.8时，炸药单耗0.132kg/t，二次破碎炮孔数为71.21个/千吨。 从仅有的几个实例明显地看出，小抵抗线大孔距镊破技术能改苦破片效果，随着采矿工艺的改进，这项新技术必然得到推广应用。 2.4深孔挤压落矿 深孔挤压爆破，是60年代以后推广应用于崩落法落矿的新技术，这种落矿方法，是在较小的补偿空间条件下崩矿，此时崩落的矿石不能充分松散，矿石在有限的空间内互相碰撞和挤压，或者间相邻的松散介质挤压而获得较小的空间，同时得到辅助破碎。自由空间爆破的补偿空间为20—30％，而挤压爆破只有12—20%。 深孔挤压落矿有两种：小补偿空间挤压爆破和向相邻松散矿岩挤压爆破。 小补偿空间挤压爆破，灵活性大，适应性强，对相邻矿块破坏性较小，生产可靠性好，但切割井巷工程量较大，方法结构复杂，施工条件差。而向相邻松散矿岩挤压爆破，在已经形成一定长度的崩落矿石或岩石条件下，才能应用。在爆破前应在一定范围内(不小于一次崩矿的厚度)，全部出矿点必须进行15—20％的松动放矿。 我国生产实践证明，矿体厚度(M)影响爆破的夹制性。胡家峪铜矿认为， 当M＜7—8m时，不宜采用挤压爆破；8m＜M＜15m时，一次崩矿层厚为12m左右；M＝15—30 m时，一次崩矿层厚为18—20m；M＞30 m时，夹制性没有影响。 增加一次崩矿层厚度，可减少爆破次数，增加每次崩矿量。但是随一次崩矿层厚度的增加，从松散介质获得酌补偿空间(空隙宽度)将逐渐减少(图2—4)。最后几排炮孔国没有补偿空间而遭破坏，甚至放呛炮留下隔墙。 我国应用挤压爆破的一些矿山，生产实际采用的一次崩矿层厚度，列于表2—3。 向相邻松散体挤压爆破时，每次爆破的第一排孔的最小抵抗线，比正常排距要大：坚固矿石增大20％，不坚固矿石增大40%。与此相应的要增加第一排孔的装药量(25—30％)。多排微差挤压爆破每段间隔时间，比普通微差爆破长30—60％，以便前段爆破矿石产生位移形成空隙，为后徘爆破造成补偿空间，对于坚硬脆性矿石可取较小的间隔时间，对于松软塑性矿石，则取较长的间隔时间。 小补偿空间挤压爆破的补偿系数，列于表2—4。 在矿石较坚硬、底柱稳固性差、补偿空间分布不均匀等条件下，补偿系数取大值；矿石破碎或有较大的构造破坏、相邻矿块已经崩落、电耙巷道稳固、补偿空间分布均匀、崩矿边界整齐等条件下，补偿系数取小值。 苏联对于不稳固的矿体，于60年代以后广泛应用垂直或急倾斜上向深孔，向补偿空间或松散矿岩挤压崩矿的分段或阶段崩落法。这种采矿法，简化了结构，不需要预先形成垂直切割空间，一次油矿的最大厚度为10—20m。由于不能满足集中作业和强化开采的要求，改进为挤压爆破和向补偿空间崩矿的联合落矿方案，形成可使一次崩矿量达20—25万吨以上的大量爆破。推广这个方案后，采矿工人的劳动生产率增加到40吨/工班。 塔什塔戈尔矿在1984年开采地下深500—600m的厚矿体，采用挤压爆破阶段崩落法。试验矿块证明，深孔挤压崩矿的采场，矿石破碎质量得到改善，大块产出宰减少30—50％，使放矿工人劳动生产率达90吨/工班，采矿方法工人劳动生产率达38.3吨/工班。 当然挤压煤破还存在一些缺点：放矿口堵塞难于处理，相邻矿块巷道遭到破坏，矿石抛入相邻系场的凿岩巷道，清理极端闲难等，均应进—步完善，在生产实践中采取措施加以解决。 2.5球状药包落矿 美国C．W．利文斯顿对球状药包爆破机理，进行了长期的试验研究，提出了球状药包漏斗爆破理论。球状药包爆破时，除了该点和附近介质受爆破破碎外， 还向各个方向扩展。分析漏斗爆破的过程中发现，在炸药能量和爆破介质体积之间存在着一定的关系，而药包的位置对这种关系有很大的影响。 利文斯顿测定了应变和能量的关系，可用下列经验公式表示： N＝EW1/3 式中 N——药包临界坦深，即球状药包上面的介质表面破碎不超过某特定的界限； E—一应变能系数，对于给定的岩石和炸药的配合，是一个常数； W—一炸药重量。 上面的经验方程，也可以改写成下式： db= △EW1/3 式中 db——从介质表面至药包重心的距离，即药包的埋深； · ——是无因次的量，△＝db/N，即药包埋深与临界埋深之比。 当db达到破岩旦最大而破碎块度又最好的埋深时，就称该埋深为最佳埋深(db)，这个数值是通过一组漏斗爆破试验获得。此时，炸药种类、药包重量及岩石性质都是一定的，而只改变埋深。当埋深增加到不能使漏斗表面破碎，即可得到临界埋深(N)。 球状药包爆破后，产生如图2—5所示的破碎带。真漏斗的介质已完全破碎，块度较小而均匀，易于挖出。破碎带的上部块度较大，较难挖出，其下部略向上隆起，有一定的破坏，但由于重力和摩擦力的作用，这部分介质很难挖出。应力带内介质的破碎程度，取决于岩石特性和地质构造。 利文斯顿在用球状药包爆破时发现，只要药包直径与其长度之比，不超过1：6，则破岩机理和爆破效果实际上同真球状药包爆破是相同的。 正漏斗球状药包爆破，在地下开采中没有得到实际的应用。当球状药包埋置在采场项板上面向下部自由空间爆破，即倒漏斗爆破(图2—6)，就成为VCR采矿法球状药包爆破技术的实际应用。在这种爆破条件下， 重力不但不起反作用，而且使破碎带内的岩石全部崩落下来，结果漏斗尺寸扩大了。应力带内的岩石，如果不维护或维护不好，迟早也会发生崩落。当相邻漏斗爆破时，应力带内岩石受进一步破坏，并随之崩落。根据岩石性质和地质构造不同，崩落的总高度可能超过药包最佳埋深的几倍。 球状药包爆破，由于爆炸能量利用较好，和柱状药包爆破比较，对岩石破碎较好，崩矿量较大，单位炸药消耗较少。在砂岩中球状和柱状两种药包爆破结果，列于表2—5中。 在应用球状药包爆破之前，应当用现场试验方法合理确定炸药与矿岩性质的匹配关系，因为在一定的岩体中，不同性能的炸药的爆破作用和岩体的破碎过程有很大区别。只有如此，才能合理地利用炸药能量和获得预期的爆破效果。 在炸药性能和矿岩性质相匹配的情况下，还必须就地进行一组漏斗爆破试验，作为选择球状药包落矿参数的依据。北京矿治研究总院在凡口铅锌矿，在一定的药包和岩石一炸药匹配条件下，通过一组漏斗爆破试验得出临界埋深和最佳埋深(见表2—6，图2—7)。试验获得的主要数据：临界埋深N＝2.98m，最佳埋深d0＝1.4m，应变能系数E＝1.785；在最佳埋深条件下， 漏斗体积V0＝4.29m3，埋深比△＝0.467，漏斗半径R0＝1.45m，漏斗可见深L0=1.54rn，炸药单耗W/ V0=1.05kg/m3。 根据漏斗爆破所获得的最佳埋深、应变能系数、埋深比和实际采用的炸药重量，可求出生产落矿的最佳埋深和孔间距等参数，作为设计VCR采矿法落矿参数的依据。 3 矿石采场运搬方法应用现状 3.1 概述 由于矿石采场运搬过程的劳动消耗和消耗占回采工作的30—50%，在很大程度上决定了采矿强度和采矿方法的生产能力，为了提高生产能力和劳动生产率，降低回采费用，各国矿床地下开采都先后采用了机械运搬方法，应用于不能用重力运搬或用重力运搬而体力劳动繁重、作业条件恶劣的采场。 从1803年起，国外长时期使用电耙运搬矿石，而我国使用这种设备运搬矿石还要晚几十年(1954年开始)。1960年以来，无轨装运设备问世以后，各国迅速推广应用。与此同时，振动出矿机和输送机在苏联和我国，也得到了广泛地应用。 应用无轨设备运搬矿石，不仅提高了回采过程的机械化程度，而且也简化了采矿方法的底部结构。目前，矿业发达的国家应用无轨自行设备的矿山数目，已超过矿山总数的2/3，苏联应用铲运机虽然铰晚，但已有1/4矿山得到推广。 经统计，世界部分矿山在不同的采矿方法中，使用了无轨设备(表3—1)。与其他运搬设备比较，用铲运机运搬矿石，有下列突出优点： (a)多用。可完成回采与掘进矿岩的装、运、卸工作，同时还可完成井下辅助作业，如修路、运送设备和材料、集中大块矿石等。 (b)机动、灵活。可在同一阶段或不同阶段的几个工作面使用，调动方便，应用灵活性大。 (c)高效。这种设备辅助作业时间短，设备功率大，生产效率高。 (d)经济、安全。由于生产效率高，可减少并下作业人员数量，同时，减轻工人体力强度，保证工作安全。 3.2 应用铲运机运搬矿石 据统计，西方国家已有各种型号柴油铲运机近6500台，电动铲运机200多台。铲运机的斗容为0.76—9.94m3：，载重为1.36—18.0t，功率为28.3—268.6kW，自重3.95—43.16t。铲运机的利闲率为60%。据加拿大统计，单位斗容生产能力为1—5.73t/m3应用于50—300万吨年产量的矿山占70%，因此，这种设备适用于大中型矿山。一般运距为150—200m，个别达300m。 风动铲运机以EiMCO800型为代表，斗容为0.77—0.97m3：，适用于不能使用柴油铲运机的小型矿山。 近年来外国重视应用电动铲运机。1984年电动铲运机的销售量占铲运机销售总量的15％、远距为170—400m。这种铲运机生产效率高，作业成本和维修费用低。 秘鲁瓦伦矿业公司在上向分居充填法中，使用CT—500HE型电动铲运机，采幅可控制在1.1m，生产效率达70t/d。加拿大多姆矿使用CT—500HE电动铲运机，开采1.5m厚的薄矿脉，出矿效率为56吨/台班，比电耙效率提高一倍。目前，瓦格纳采矿设备公司生产最小的电动铲运机EH5T-05型，铲斗容积只有0．5码(0.39m3)，长4.04m，宽0.864m。联邦德国MAN—GHH公司生产的最大电动铲运机，斗容为10.5m3，电揽卷筒容量为250m。 铲运机运搬一吨矿石的生产费用为：加拿大1．6l美元，南非和纳米比亚1．59美元，中南美0.55美元，英国为0.39美元(7座石膏矿山，运搬条件好，效率高)。法因大型铲运机运搬费用约为1法朗/吨，中型—2法朗/吨，小型—3—5法朗/吨。铲运机作业成本中，维修费占30—50%(大型铲运机稍高，多数矿山超过50%)，轮胎费用为10—20%，折旧费为15—30%。 目前，我国金属矿LU应用的铲运机，基本上是从外国引进的，有芬兰Toro—looDH型(斗容1．3m3)，波兰LK—l型(斗容2m2)，联邦德国LF—4．1型(斗容2m’)， 法国cT—1500型＜斗”容o．89m3)，CT—6000型(斗容3．7m‘)等各种类型。从1970年开始，我国先后研制了斗容为o．75—4m’的十几种型号的柴油铲运机， 斗容为D．4—2m“几个型号的电动铲运机。