中关铁矿阶段深孔崩矿嗣后充填采矿方法试验研究

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现代矿业
MODERN MINING
总 第 625 期2021 年 5 月 第 5 期
Serial No. 625May .2021
中关铁矿阶段深孔崩矿嗣后充填采矿方法
试验研究*
*国家重点研发计划项目(编号:2016YFC0801600)。

李胜辉(1984—),男,副总经理,高级工程师,54100河北省邢台市 沙河市白塔镇。

李胜辉 王福全 王庆刚 杨志强
(河北钢铁集团沙河中关铁矿有限公司)
摘 要 为进一步研究采矿方法的适用性,中关铁矿在-230 m 水平13#穿脉矿体厚大位置进行
了大直径垂直深孔一次回采60m 段高的采矿方法试验研究。

提出了试验矿块位置及结构参数,确定
了凿岩硐室、底部结构参数及掘支方式、中深孔及大直径深孔切割拉槽的炮孔布置参数、装药量及起
爆方式,大直径深孔炮孔布置参数、装药量及起爆方式等;最终形成一套适用于富水破碎金属矿山井
下实际的安全、高效、技术先进、经济合理的大直径阶段深孔侧向崩矿嗣后充填采矿技术,并应用于
采矿生产实践,取得了较好的效果。

关键词厚大矿体段高大直径深孔嗣后充填采矿
DOI :10.3969/j.issn.1674-6082.2021.05.024
Experimental Research on Deep Hole Caving Subsequent Filling Mining Method
in Zhongguan Iron Mine
LI Shenghui WANG Fuquan WANG Qinggang YANG Zhiqiang
(Zhongguan Mining Co., Ltd., Hebei Iron and Steel Group )
Abstract In order to further study the applicability of the mining method , a large-diameter vertical
deep hole at the position of -230 m level 13# through the vein ore body with a 60 m high mining method test and research were conducted at Zhongguan Iron Mine , and a test mine block location and structural parame ­ters was proposed , the rock drilling chamber , bottom structure parameters and the way of excavation and sup- port , the blast hole layout parameters of the medium-deep hole and the large-diameter deep hole cutting and drawing groove , the charge amount and the detonation method ; the large-diameter deep hole gun Hole layout parameters , charge amount and detonation method , etc. were determined. Finally a set of practically safe , efficient , technologically advanced , and economically reasonable large-diameter stage deep hole later ­al collapse and subsequent filling mining technology suitable for water-rich crushing metal mines was formed , and applied to mining production practice.
Keywords thick ore body , section height , large diameter deep hole , subsequent filling mining
中关铁矿是国内典型的水文地质复杂的岩溶大
水矿山,矿体为缓倾斜极厚矿体,矿体的顶板主要为 厚层灰岩,局部出露带黄泥的风化灰岩;矿体的直接
底板主要为矽卡岩,节理裂隙发育,多呈碎块状,稳 定性较差;局部出露蚀变闪长岩,硬度较小、遇水泥
化,不稳定;矿体节理裂隙发育,属于不稳定到中等 稳定级别。

现场工程揭露表明,以-230 m 水平6#穿
脉为界,北部区域矿体稳固性较差,南部矿体稳固性
相对较好;矿体上盘围岩稳固性比下盘稳固性好。

为进一步研究采矿方法的适用性及尽早出矿,计划
在-230 ~ -170 m 水平南部区域2~3勘探线间选定
13#S4试验矿块开展60 m 采高大直径深孔采矿方法
试验研究,矿块高56 m,长50 m,宽18叫矿块矿量
13.4 万 t 。

1矿块底部结构
1.1矿块底部结构参数确定
矿块底部结构宽15 m,留3 m 矿柱,相邻2个矿 块拉底巷间距为6 m,相邻二步采矿块拉底巷不与充 填体接触,保障了拉底巷的稳固性。

出矿进路掘进
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总第625期现代矿业2021年5月第5期
断面为4.1m X3.45m,净断面3.8m X3.3m,若出矿进路变形或受到破坏需进行二次锚喷网支护时净断
面尺寸为3.6mx3.2m,满足铲运机尺寸需求。

堑沟
拉低巷掘进断面为3m x3m,满足YGZ-90型钻机需求。

底部结构掘进时采用光面爆破,以减少巷道超挖,保证巷道的稳固性。

1.2矿块底部结构支护形式
巷道施工完成后及时进行素喷混凝土支护,对
巷道围岩进行封闭,混凝土强度C20,支护厚度50 mm°锚喷网支护金属网网格100mmX100mm,钢筋06mm;锚杆采用020mm树脂锚杆,间排距0.8m X 0.8m,锚杆长度2.4m;混凝土强度C20,支护厚度100mm°总喷浆支护厚度150mm°若出矿进路发生变形或受到破坏,则在第一次支护的基础上进行锚喷网复合加强支护,总喷浆支护厚度250mm°
2凿岩硐室结构
2.1凿岩硐室结构参数确定
凿岩硐室长50叫宽18m,高4m,为加强硐室稳
定性,在硐室内均匀布置宽3m,长4~6m的条形矿柱,也可采用支模浇筑混凝土加固矿柱,间柱将硐室分为南北2个硐室。

2.2凿岩硐室联络道及凿岩硐室导硐
(1)先施工凿岩硐室联络道及凿岩硐室导硐至矿房边界[1],探明凿岩硐室部位矿岩稳定性并确定掘
支方式。

从-170m水平南风井联巷施工下向坡度为14.4%的斜坡道至矿体顶部,再在矿房侧帮施工平巷至矿房边界作为凿岩硐室导硐,最后导硐扩刷为凿岩硐室,使凿岩硐室底板与矿体顶部位于同一水平。

(2)凿岩硐室联络道及凿岩硐室导硐采用素喷混凝土支护,混凝土强度C20,支护厚度100mm;若矿岩较破碎则进行锚喷网支护,锚喷网支护金属网网格100mm X100mm,钢筋06mm,米用020mm树脂锚杆,长度2.4m,间排距0.8mX0.8m,混凝土强度C20,支护厚度100mm°
2.3凿岩硐室
凿岩硐室导硐布置在凿岩硐室南侧贯通整个凿岩硐室,从靠近下盘处开始扩刷成2条规格为7.5 m X(6~15)mX4m(宽X长X高)的硐室,向上盘扩刷硐室长度达到2~5排深孔穿孔距离时,进行深孔穿孔及爆破,一次爆破1排深孔,硐室扩刷与穿爆交替进行。

南北2个凿岩硐室同时后退扩刷,扩刷至间柱时,严格采用光面爆破,炮眼间距500mm,采用分段不耦合装药,导爆索起爆,以减小对间柱的破坏。

因硐室暴露面积较大,决定采用锚网喷+长锚索
预控顶联合支护技术[2],确保硐室顶板安全。

锚喷网支护时,金属网网格100mm X100mm,钢筋06mm,采用020mm树脂锚杆,长度2.4叫间排距0.8m X 0.8m;长锚索长度15叫间距3叫排距4叫每排布置3根长锚索;混凝土强度C20,支护厚度100mm°
3切割拉槽
3.1中深孔拉槽
切割井布置在底部结构下盘端部侧帮,规格2 mX2m,采用中深孔以切割天井为自由面进行拉槽,拉槽中深孔布置如图1所示,共布置2排,第1排1#~ 10#炮孔雷管段别分别为1段、3段、3段、5段、5段、7段、7段、9段、9段、11段;第2排1#~10#炮孔雷管段别分别为1段、3段、5段、5段、7段、7段、9段、9段、11段、11段。

中深孔拉槽炮孔布置参数详见表1,爆破技术指标详见表2°
图1中深孔拉槽炮孔布置
表1-230m水平中深孔拉槽炮孔布置参数
孔号孔深/m
垂直孔角度
/(。


装药长度
/m
填塞长度
/m
药量
/kg 1*10.290.09.2 1.023.5 2#10.290.09.2 1.023.5 3#10.384.78.8 1.522.4 4#10.578.7 6.1 4.315.6 5#10.872.89.3 1.523.7 6#11.467.08.9 2.422.7 7#12.161.47.0 5.017.9 8*13.056.111.3 1.529.3 9#14.151.1 6.37.816.1
10*15.446.413.9 1.535.4
合计118.090.227.5230.0表2-230m水平中深孔拉槽爆破技术指标
回采面积/n?矿量/t岩量/t总量/t炮孔直径/mm排距146531.40531.4571
回采体®Vm3填药量/kg炸药单初(kg/t)延米崩岩量/(t/m)146230.00.43 4.5
3.2大直径深孔拉槽
采用大直径深孔侧向爆破进行拉槽⑵,其切割井布置在凿岩硐室端部的侧帮,规格3m X3m°大直径深孔回采范围底部为拉底空区,不能采用人工方
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李胜辉王福全等:中关铁矿阶段深孔崩矿嗣后充填采矿方法试验研究2021年5月第5期
法施工切割井,在凿岩硐室端部采用一次凿岩分段
爆破方法(一次成井法)施工切割井。

采用潜孔钻施
工0165mm的下向垂直平行深孔,共布置3排拉槽
炮,排距1.5m,间距2mo炮孔布置示意图如图2所
示。

图中中间孔为空孔,其余孔均为装药孔,炸药采
用散装炸药,连续耦合装药微差起爆,装药长度为
3.5~4m,装药密度为21.4kg/mo装药结构如图3所
示。

拉槽炮孔装药结构同正排炮孔装药结构相同,
每4~5m分段爆破一次。

I*2*3*6*7* 8*
图2大直径深孔切割井炮孔布置
]—空孔;2、3—w槽孔;4、5—辅助炮扎;6、7、8、9—周边炮孔
4穿孔爆破
4.1炮孔布置
底部结构炮孔布置采用扇形中深孔,拉底高度15mo扇形中深孔采用YGZ—90型凿岩机(1254液压凿岩机)凿岩,孔底距1.6m,排距1.4mo
大直径深孔炮孔布置采用下向垂直孔,T-150型潜孔钻机凿岩[3],孔径165mm,炮孔间距3m,排距3 mo因矿岩相对破碎,为保证矿房侧帮的完整性防止片帮,在矿房两侧布置预裂孔。

预裂孔距矿房侧帮0.5m,预裂孔爆破起爆先于正常深孔爆破。

下向垂直深孔如图3所示,图3中不留矿柱部分1#和7#炮孔为预裂孔,留矿柱部分1#和8#炮孔为预裂孔。

因矿岩相对破碎可能存在塌孔堵孔的问题,若发生塌孔,则深孔施工完成后立即下放公称外径为140mm的PE 护壁套管防止炮孔破坏,套管壁厚4.3mm,内径131.4mm,同时孔口安装铁质孔口管,孔口管高于底板20cm,防止杂物掉入。

4.2回采爆破
中深孔爆破时,自矿体下盘向上盘方向进行拉底,在底部结构全部爆破完成后进行大直径深孔爆破。

拉底时进行出矿,所出矿量约为爆落矿量的50%,出矿进路口留有一定矿量,不与空区连通,保证作业安全,减少爆破落矿对底部结构的冲击破坏。

大直径深孔分为预裂孔和主爆孔,全部采用公称外径为140mm的PE护壁套管防止炮孔破坏,壁厚4.3mm,内径131.4mm。

主爆孔装药结构米用多层球状药包岩粉间隔装药,分层装药量为25kg(装药长
-230m|
图3大直径下向垂直深孔
度1.8m),下部用岩粉堵塞,堵塞长度为2m,层间岩粉间隔长度1m,最上层药包堵塞料为岩粉,堵塞长度1m。

单个炮孔长度37m(矿体顶部至-215m水平),装药量为300kgo主爆孔装药结构如图4所示。

预裂孔间距为2m,主爆孔与预裂孔间距为2叫预裂孔采用不耦合装药,不耦合系数根据经验公式m =1+18.32泸24(5为岩石抗压强度),得m=3.88,线装药密度取1.63kg/m。

即采用直径45.6mm的药卷即可实现预裂爆破单个炮孔装药量为57.4kgo预裂孔装药时将2卷直径35mm的药卷并排绑扎到一起进行装药,实际线装药密度2kg/mo
预裂孔下部堵塞0.8m,上部堵塞1m,采用连续不耦合装药,使炮孔位于炮孔轴线中心,采用导爆索起爆。

装药时将药卷捆扎在导爆索上,药卷与导爆索周围绑扎竹片或细竹竿直接利用导爆索将捆扎好
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总第625期现代矿业2021年5月第5期
的药卷吊入孔内。

为避免岩渣落入药卷与孔壁见的
空隙,预裂药卷上部应悬吊堵孔塞然后填砂堵塞,同
时起爆3个炮孔,采用1段雷管起爆。

矿房自下盘向上盘方向回采,每次爆破1排炮
孔,崩矿步距3mo排内采用微差爆破或逐孔爆破[3],
雷管段数从中间开始向两侧逐渐增大,即从中间向
两侧起爆,预裂孔超前主爆孔起爆,大直径深孔布置
参数如表3所示,爆破技术指标如表4所示。

表3-230m水平大直径深孔下向垂直孔布置参数
孔号孔嗣垂直孔角度装药长度填塞长度
/m 药量/kg
/(。

)/m
1#37035.2 1.870.4
2#370225471.1
3*3702215300
4#37垂直孔22215300
5#37水平孔22215300
6#3702215300
7#3702215300
8#37035.2 1.870.4
合计296202.493.61920.8表4-230m水平大直径深孔爆破技术指标
回采面积/n?矿量/t岩量/t总量/t炮孔直倒mm排距6666993069931653回采体积/m?填药量伽炸药单枪(kg/t)延米崩岩量/伽) 19981920.80.2723.65结论
通过试验,13#S4矿房成功应用大断面破碎硐室一次掘进和锚网喷+锚索联合支护技术、破碎底部结构加强支护技术,底部结构和凿岩硐室成型及稳定性达到预期效果,采用VCR法一次爆破成井技术实现切割井成井,完成拉槽及穿孔爆破工艺研究与实施。

至目前矿房累计爆破落矿4.5万t,组织出矿3.96万t。

后按照此方法在南部区域16#矿体新增16#S2试验矿房1个,进一步开展试验研究,以进一步优化凿岩硐室支护、底部结构布置、中深孔及深孔孔网参数等。

其研究结果可为其他矿山大规模应用大直径深孔采矿方法提供指导和借鉴[4-5]。

参考文献
[1]谢本贤.铜绿山铜铁矿大直径深孔采矿方法应用研究[J].金属
矿山,2006(4):12-15.
[2]薛奕忠.高阶段大直径深孔崩矿嗣后充填采矿法在安庆铜矿的
应用[J].中国矿山工程,2008(2):65-69.
[3]李广涛.大直径深孔侧向崩矿技术在大红山铜矿的应用[J].有
色金属,2011(9):8-10.
[4]韩斌.大直径深孔崩矿嗣后充填采矿方法应用研究[J].金属矿
山,2014(6):50-54.
[5]解迎祥.高阶段深孔崩矿嗣后充填采矿方法应用研究定[J].采
矿技术,2017(3):46-48.
(收稿日期2020-11-14)
(上接第96页)通过闭墙插管抽放显然效果不佳,抽出的气体大部分为前期注入的氮气,从整个30d的抽放工况下瓦斯浓度场的变化说明了这一点。

(3)在边注边抽30d内瓦斯浓度低于5%,受影响区域并无太大改变,但通过抽放降低了老空区内瓦斯的赋存量,起到了置换效果。

4结论
(1)通过进风密闭注氮阶段,可对停采线附近区域的瓦斯进行有效稀释。

(2)通过闭墙实施边注边抽,实现了老空区内的赋存瓦斯的置换量,从源头降低了瓦斯的涌出来源,置换效果明显。

(3)数值模拟结果显示,后期现场可以通过12031老空区进风密闭、回风密闭采用注氮与抽放相结合的方式,对老空区内瓦斯进行稀释与置换,这对现场技术实施提供了参考。

参考文献
[1]王德明.矿井火灾学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008.
[2]秦波涛,张雷林,王德明,等.采空区煤自燃引爆瓦斯的机理及
控制技术[J].煤炭学报,2009,34(12):1655-1659.
[3]李树刚,安朝峰,潘宏宇,等采空区煤自燃引发瓦斯爆炸致灾机
理及防控技术[J].煤矿安全,2014,45(12):2-27.
[4]张辛亥,李昊,张立辉.补连塔煤矿上覆采空区大面积火区综合
治理技术研究[J].煤炭工程,2014,46(2):52-54.
[5]马东,秦波涛.综放工作面采空区注氮量与氧化自燃带分布关
系[J].煤炭科学技术,2016,44(4):78-82.
[6]樊克松,申宝宏,王东攀,等.分层开采注氮置换上分层采空区
瓦斯技术研究[J].煤炭科学技术,2017,45(1):106-111.
(收稿日期2020-12-12)
100。

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