无底柱采矿回采

无底柱采矿回采（共4篇）

无底柱采矿回采 篇1

前言:

大型无底柱分段崩落制备技术是我国冶金领域实现资源优化开采的必要模式, 其结构运行原理相对简单, 并且满足质量安全要求。因为长期研究活动中受到传统采矿途径的影响, 其技术效能释放优势逐渐削弱, 透过实际分段高度不足效应对结构参数探索现状进行客观评估, 其后期衍生的成本规模巨大和经济效益低下结果过分明显化, 说明整体改革活动已经势在必行。

一、传统样式的无底柱采矿技术实施状况研究

经过我国对地下矿山资源实现无底柱分段崩落调整模式之后, 我国相关科研部门针对其绩效控制细节进行知识框架探讨, 并在阶段过程中收获一定的科研成果, 这对指导矿山开发、生产实践工作来说积极意义重大。

传统工艺手段将大部分精力集中投射在单个放出体的结构形态参数之间, 实际长轴占据体积高于横轴方向的三倍左右, 按照矿石爆破堆排列要求和吻合条件延展开来, 同时对不同单元渠道的资源尺寸实现设计, 发现过去操作流程中缺失对放出体之间影响关系的探究;在选取采场结构参数标准之际, 有关技术人员将放出体在长轴方向上进行分段处理, 分段高度与进路间距具体比值为1.4, 结合此类菱形体态布局格式和单个放出体的实际几何尺寸进行对比验证, 将细致的分段高度和进路间距不同方向的结构要素整合起来形成固有的平面模型, 发现结构元素之间的重合现象十分严重, 这就更加不利于资源贫化指标的消除;并且分段进路控制的材料面积也不能得到最大化满足, 延迟经济成本的灵活降低时限作用。

二、大间距无底柱采矿创新技术实施原理复述

国家在制备科学开采自然资源策略活动中, 结合铁矿山地区落实无底柱分段崩落途径进行理论探究, 并将应用实效资料记录完全, 为后期改进空间的预留做足准备。

1. 大间距空间排列标准

创新理论将单个放出体框架进行突破性开发, 将细致化的空间排列问题解读完全, 并且指出结构参数优化处理的实际就是将放出体空间排列规则疏导清晰, 争取选用密实度最大的结构种类。按照此类标准可以得出两类最优排列格式, 包括高分段和大间距结构类型。为了满足计算方便效果, 将纯矿石放出形成的椭圆形球体进行直径为1的单位球体替换, 配置必要的数学参数制备模型。两个球体在对比排列环节中直接相切分布, 这种结构样式下的进路间距要远远高于分段高度数值, 因此可以规划为大间距类别行列;但如若模型排列方向产生变化, 直到分段高度超过进路间距数值范围时, 就理所当然转化为高分段结构类型。这两种模型在大体理论要求上比较满足爆破堆积体与放出体相互吻合的标准原则, 另外高分段制备条件在爆破流程中贫化指标得到优化, 因此, 此类结构推广应用潜力比较深刻。

2. 模拟试验

结合验证材料实现对比, 证明在分段高度保持稳定的前提下, 对进路间距数值范围实现扩大处理能够提高采矿强度效能、降低成本扩张力度, 这样在回采进路控制的范围就会随着间距数值的提升有所呼应;大间距采矿技术比较适用在不同分段高度类型的无底柱矿山地区, 在分度高度支撑元素相对稳定的作用下, 统一拥有大间距的取值区域优势, 在这种局势空间下结合条件筛选原则进行大间距应用参数损贫指标的调节;在分段高度条件保持既定状态基础上, 对进路间距实现选择过程中因为宽幅优值区域的存在, 这部分损贫指标格式形态相对稳定一些, 这时矿山自身就可灵活调整适应。

三、大间距采矿技术应用状况分析

为了拓宽大间距格式的采矿技术研究课题空间范围, 有关部门针对经费投入渠道和设备运转潜力角度进行大型、高效采掘机械引进, 建立15m*20m的试验矿山格局, 开展对应的凿岩爆破和放矿控制工艺设备配套体系, 延展集中化路线方向对地压控制原理实现现场记录搜集, 将放矿时间内的失贫指标变化状况准确认证;按照矿体埋藏特征实现技术规模推广和应用, 该区域因为长期应用这种技术措施, 不但在掘采比层面上有所降低, 同时科学减少工程堆积状况, 达到大面积的采矿强度和劳动生产率优势, 整体经济活力高度绽放。按照具体结果记录资料阐述, 该区域矿柱的承载力度明显增强, 满足采场地压条件的克制潜力;现场工作线堆积状况得到适度缓解, 这就为集中化成产活动创造便利支持条件, 能够达到生产准备和矿量即刻配置活动的编排时限要求。

这种技术模式由于突破了无底柱分段崩落法传统放矿要求的捆绑束缚状况, 将采场结构参数内部规律揭示完全;加上理论逻辑顺序排列较为清晰, 并且容易实施和推广, 因此无论是在扩建山体还是新建框架中都会得到有力管控成果, 整体丰富了既定理论实践的供求体制模型, 指明我国现代资源技术开发的长远前景轮廓。

结语

目前, 我国开始针对各类矿山资源实现大间距格式采矿技术规模拓展, 无论是工程量、生产效率还是经济效益等都得到大幅度优化调整, 加上结构参数的自适应调转能够带动支护和设备运营费用的有机降低效果, 这比较符合我国可持续发展战略指标要求, 拥有广阔的推广应用价值。希望某些代表工程能够科学运用, 并在阶段调整环节中找出改善内容, 令其更加优质和完美, 进而换取时代变化下应该展现的美好社会局势。

摘要：本文主要结合细致施工流程要素对类似传统无底柱采矿技术现状进行客观分析, 将内部隐藏的不足问题整理完全, 同时全面阐述此类技术内容实施原理, 透过科学试验活动和现场人员组织交流实现大间距采矿优势挖掘, 配合国内部分代表性矿山成功开发经验和既定技术成果展现轮廓, 制定全国范围内相同类型矿山资源开发应用策略, 满足经济运作的可持续活力素质潜力。

关键词：大间距,结构参数,采矿技术,创新途径,细致分析

参考文献

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[2]褚洪涛.我国金属矿山地下采矿的技术进步[J].矿业研究与开发, 2009, 17 (03) .

[3]周玉强.无底柱分段崩落采矿法在某铀矿床的应用[J].铀矿冶, 2011, 26 (02) .

[4]单强.无底柱超高分段室内物理放矿模拟试验[J].现代矿业., 2011, 13 (04) .

[5]惠光进.无底柱分段崩落采矿法矿石的损失与贫化[J].矿业工程, 2012, 21 (03) .

无底柱采矿回采 篇2

1 无底柱分段崩落采矿技术概述

无底柱分段崩落采矿技术是将矿块采用分段回采巷道划分成多个阶段, 自上而下进行逐段回采, 然后利用崩落围岩对采空区进行充填, 分段底部安设出矿底部结构, 按照小步距爆破下的矿石会在围岩的覆盖下直接通过回采进路端放出的一种方法技术。

1.1 技术特点

在回采进路端部于崩落围岩遮盖下实施放矿及爆破;爆破、凿岩、出矿等工艺流程共同在同一回采进路内一次进行;上下分段进路依照菱形方式进行交错安设;矿石回采先从回采进路的上盘开始, 依照步距次序逐次回退回采, 指导下盘矿体边界结束;每个分段均不安置放矿的底部结构, 不预留任何矿柱[1]。

1.2 技术优缺点

优点: (1) 方便采矿作业实现综合机械化, 回采与采准工序均在进路内开展, 易于应用采矿凿岩台车、掘金台车、装运机等大型无轨自行设备; (2) 结构简洁, 无底部结构, 不留设矿柱, 各分段与矿块间不留间柱, 无需掘进施工难度较高的斗颈、漏斗、电耙、斗穿等切割巷道, 在矿块中仅需布设采矿进路, 将巷道联通, 对天井和巷道进行切割即可, 施工简便; (3) 作业安全性能高, 作业人员工作在水平巷道内, 顶板暴露面积较少, 当发生意外情况时便于发现和处理; (4) 回采工艺简便, 各回采工序均在不同分段内开展, 相互之间无干扰, 便于进行专业化处理; (5) 具有较高的灵活性, 可依据矿体条件对进路方式及回采顺序进行调整;各进路回采宽度仅有10m左右, 崩矿步距仅2m, 生产中发生意外情况时影响范围较小。

缺点:通风条件较差;矿石贫化率与损失率较高。

2 无底柱分段崩落采矿技术的应用

某金矿矿体控制走向长度约为780m, 控制斜身高于440m。矿体厚度在1~5m左右, 平均矿体斜角为45。, 平均地质品味为3.79×10-6。矿体底板、顶板都属于中-弱硅化粉砂岩、细砂岩和泥岩。因该矿的选矿尾矿出现泥化而未充填粗骨料无法选用充填采矿法, 选用空场法又难以确保施工安全, 所以选用无底柱分段崩落采矿技术。

2.1 分段高度与回采顺序

采场分段高度主要由矿体开采环境条件决定, 如矿体走向长度、水平厚度、矿岩稳定性、倾角等;其次是矿山设备及矿山生产能力等。岩金矿山基本上没有垂直矿体走向布置凿岩和进路的条件, 也就是矿体厚度通常在20m以下, 确定分段高度时需考虑两方面因素: (1) 对于施工状况, 分段高度增加则施工中深孔长度也会增大, 在炮孔深度超过一定值时, 凿岩速率会显著减小, 偏斜度增大, 意外事故率增加而影响爆破质量。因此分段高度不能过高。 (2) 回采巷道选用脉内岩脉布设方式, 矿体坡度较缓, 分段高度过大很可能导致下盘矿石损失过大, 同时需考虑出矿巷道的施工难易程度及另行布置方式, 分段高度不能过高。该金矿选用单进路菱形布设方法, 分段高度定位10m[2]。

回采顺序选用由上至下, 先从采场沿溜矿井方向依顺序回退作业, 也就是等到整体采场采切完成后, 先对上分段矿体回采, 随后回采下分段矿体。

2.2 巷道支护与掘进

脉外分段平巷、穿脉平巷掘进, 可选用普通掘进方式开展作业, 若局部地段稳固性较差, 可依照光面爆破掘进, 同时选用喷浆支护或喷锚金属网支护。脉内回采进路掘进则按照光面爆破方式进行, 每隔4m需进行支护后才可向前掘进, 支护选用喷锚金属网方式。

支护参数:脉外巷道喷浆支护, 选用M20喷浆强度, 喷层厚度控制在50mm。脉内先喷洒一层厚度为30mm的砂浆, 随后进行锚网支护, 锚杆一侧应安置挡浆环, 锚杆网度为1m, 金属网网格按照50mm×50mm布置;挂网支护过程中网间应设置100mm的重叠搭接。若回采进路稳定性较差, 需将喷锚金属网挂至巷道底部, 并使用强度为M20、厚度为70mm的喷浆支护。

光面爆破施工:先掘进4m的断面, 随后采用光面爆破, 也就是依照巷道外周轮廓实施凿岩, 巷道拱部和帮部孔距需分别控制在300mm和400mm。钻凿的光面爆破炮孔应和巷道纵向中心线保持平行, 并使用间隔不耦合方式装药。

2.3 凿岩工程

因该矿矿岩属于易爆、易凿矿岩, 可依照相似矿山凿岩参数采用类比法进行优化选择。相关试验参数为:拉槽部分由于夹制性过大, 炮孔选用垂直方式布置, 排距控制在1.4~1.5m, 其他则为1.5~1.6m, 孔距为1.4m, 孔底距控制在2.5m。为保证中深孔落空质量, 在各凿岩巷道完成后, 应先对中深孔进行审核。审核标准为: (1) 钻孔孔深应高于设计孔深至少0.2m, 否则为废孔; (2) 钻孔倾斜角应低于设计角度2°左右。炮孔设计时接近矿体上、下盘的破碎带应预留0.5m的护矿矿壁, 以防止混入乱石[3]。

2.4 出矿方式与采场通风

崩落矿石选用WJD-1.0型铲运机进行出矿。因含有放矿椭球体, 铲运机铲矿过程中应尽可能从矿体下盘铲出, 利用脉外巷道运输到溜矿井, 矿石经过矿井漏斗进入矿车, 通过斜井提升运至地表。出矿选择截止品位法, 在出矿品味小于1.2g/t时需终止出矿。

中深孔爆破后利用自然通风系统风流实施通风。爆破形成污风可利用上山巷道排至上中段, 直至排出地表, 通风时间大约为8h。

3 结束语

无底柱分段崩落采矿技术的应用水平将直接关系采矿企业的出矿质量及生产效率, 因此, 相关技术人员应加强有关无底柱分段崩落采矿技术的研究, 总结该技术应用要点及关键部位技术处理措施, 以逐步提升无底柱分段崩落采矿技术应用质量。

摘要：作为地下铁矿开采的重要方法, 无底柱分段崩落采矿技术的应用对于改进采矿企业生产效益具有重要作用。本文首先对无底柱分段崩落采矿技术进行概述, 然后具体探讨了无底柱分段崩落采矿技术的应用, 以期为相关技术与研究人员提供参考。

关键词：无底柱,分段崩落采矿技术,应用

参考文献

[1]余健, 汪德文.高分段大间距无底柱分段崩落采矿新技术[J].金属矿山, 2008 (03) :26-31.

[2]明世祥, 梅智学.无底柱分段崩落采矿法在武钢地下铁矿中的应用实践[J].黄金, 2005 (06) :29-32.

[3]宋世生, 郭明春, 严鹏, 郭树林, 姚香, 邓志高, 张青松.无底柱分段崩落采矿法在那林金矿的试验研究[J].黄金, 2010 (10) :33-37.

无底柱采矿回采 篇3

关键词：高分段大间距,无底柱分段崩落法,采矿技术

0 引言

我国是储矿大国, 随着工业化程度不断增进, 科技水平的不断提高, 各种需矿工业的生产量不断加大, 世界各国对于矿产的需求也逐年递增, 与之相关的采矿技术也逐渐得到重点关注。高分段大间距是目前世界各国在无底柱分段崩落采矿技术领域的发展主流, 对这种新型技术进行研究以不断改进并应用于采矿, 可以有效的提升矿物采量和采矿效率。另外在开采矿物时候段高和间隔参数也是研究要关注的重要指标, 这两个指标在增加矿产开采量以及开采效率中起着重要的作用。接下来, 本文将细致分析这种新的无底柱分段崩落采矿的特点、基本参数以及各种作业等方面, 并试评估这种新技术的应用前景和研究方向。

1 高分段大间距无底柱分段崩落法介绍

1) 高分段大间距采矿技术的特点。高分段大间距无底柱分段崩落技术是目前世界各国重点研究和关注的新型技术。该技术的改进与实际应用可以有效提高采矿的工作效率和保障操作人员的安全, 还可以增加采矿过程中的机械使用状况, 使得操作更加便捷迅速 (如图1) 。以上这些特点让高分段大间距采矿新技术得到了国内外采矿行业的普遍接受, 比如在国内就有一大半的铁矿地底开采运用的是这种技术, 现在主要限制这种技术的不断发展和实际应用的关键障碍是分段高度和进路间隔无法满足这种方法的实施需要, 贫化损失也超出了可承受范围。目前有关高分段无间距的分段崩落方面的研究专家主要就是根据这些关键的限制障碍展开分析探讨工作的。如果可以成功提高分段的高度和进路的间隔程度的话, 以及减少采切操作, 那么这种技术操作将得到很大的优化, 使用成本也将大大降低;

2) 该技术的基本参数。一般情况下这种技术的开展, 作业坡度的高需要保证在60m上下, 一些矿山高可酌情提高到85m, 一些特别的矿山高度甚至能到150m。矿的厚度最低不能低于45m。操作中, 要用溜井来重划归矿采区域, 通过采矿器械以及进路走势来确定溜井间隔参数, 当走势为垂直状态的时候, 需要限制溜井间隔参数为50m上下;当操作中应用到铲运机等大型器械的时候, 需要把溜井间隔参数限制在不超过180m且不低于160m的范围内。此外采矿是的分段高度也需要经由当时具体状况和技术条件来决定:比如如果是器械是重型的凿岩机, 那么分段的高要在11m上下;如果是中型凿岩机, 分段高则在八米上下。

2 高分段大间距无底柱分段崩落作业条件

1) 溜井条件

溜井在矿产开采时划归分段开采崩落区域中有着重要作用, 其相关设定直接关乎出矿的矿物质量, 实际操作中, 可以参考出矿矿物的品级和矿中岩石数量来合理配备溜井的大小及多少。在配备溜井时, 要以灵活、方面为其突出特点和条件, 消除各层段间的干扰状况, 把装矿和收矿间隔限制在超过五米的水平, 并且还需要具实际情况微调间隔。

2) 开采器械及坡道条件

在面对规模大小分别为中型和小型的矿产源地时, 可以供给大约两套的提升机器械, 一套器械可以转运材料和操作者, 一套可以转运器械仪器。当然在实际应用中还需要据当时情况对其进行微调, 比如小型的矿源地使得器械的功能更多。斜坡道是铲车操作中的行走途径, 其参数影响了铲运矿产时的效率和出品的矿物质地, 一般是保证在不低于220m不高于450的限制内, 保证坡度不低于15°但不高于23°。铲运器械的长宽高是微调斜坡道宽度和高度参数的实际衡量对象, 大多数情况是在器械基础上面再加上0.8m以保证转运矿物步骤的顺利进行。坡道一般要用沥青、混凝土、碎石子来平铺加固。

3 采矿相关作业技术

1) 回采作业技术

回采作业主要有出矿和崩落矿物两种作业技术。在崩落矿物作业过程中, 要设定好间隔、扇形炮孔角度和倾角、孔底距离等操作参数, 要参考实际开采状况挑选适宜的凿岩机, 比如中小型的矿源地一般是YG-80和YGZ-90型号的凿岩设备, 在凿岩作业结束以后, 还要实行挤压爆破作业, 这里必须要对炸药的投入量、安置位置、装药器等要求进行严格规范。在出矿中需要使用大概三米的铲运器械来进行作业以运出矿物, 随时保障铲运设备在转运作业的时候有超过两条线路可进行出矿, 在出矿时要保障出矿反复作业中的稳定和出矿数量、出矿质量。

2) 切割作业技术

切割作业有掘进型和开槽法两种作业技术。其中掘进作业需要顺着矿物的外缘来切割开凿出平巷以打通不同路径的开端处。掘进以及切割的具体实施是由爆破作业确定的。一般的平巷是呈扇形炮孔状或者是平行状的, 一般各排炮孔限定在五个上下。开槽法是指不实行切井操作, 只是在岩体上面开凿出炮孔, 然后爆破开槽, 由于这种方法的质量无法保障, 所以此法暂时没有推广应用。

4 结论

目前高分段大间距分段崩落无底柱采矿操作中, 一般会选择间隔约二十米, 段高约二十米的参数标准。许多的矿业公司在这种新技术开发上面都取得了巨大的成果, 比如板石矿业在青矿开采上面的技术标准在改进之后, 产量提高了一倍, 规模也因此得到扩大。总之, 这种新型开采矿物的技术在目前世界上都是具有很大的发展前景的, 其可显著增加矿物开采量和开采效率, 此外还可以控制开采质量, 保证开采操作的安全和稳定。在后续研究和方法改进中, 应注意提升采矿中的段高和间隔这两个参数指标, 提高开采量和开采效率, 实现高分段大间距的开采技术突破。

参考文献

[1]黄泽, 盛建龙, 李迅.无底柱分段崩落法高分段与大间距结构参数分析[J].采矿技术, 2011, 11 (1) .

[2]王秀远.无底柱分段崩落法在尖山铁矿的应用[J].中国矿山工程, 2012, 41 (6) .

无底柱采矿回采 篇4

保国铁矿铁蛋山矿区露天转地下采矿采用无底柱分段崩落采矿工艺,允许地表塌陷,塌陷区为露天坑底,坑底回填物为黄土和尾矿。小补偿空间挤压爆破容易出现悬顶或立槽现象,是无底柱分段崩落采矿工艺的特点,结合铁蛋山矿区生产应用状况,对采矿爆破悬顶或立槽进行研究和处理。

2悬顶立槽爆破事故的原因

对生产实践中悬顶立槽爆破事故分析研究,认为有以下5个方面的原因。

(1)设计。①中孔设计:主要包括炮排的剖面图设计和布孔设计,剖面图主要反映了上下分段的工程对应关系和高程,工程对应关系不正确,则炮孔布置也就不正确,不但会造成悬顶立槽,而且还会造成资源损失、对下排或相邻进路炮孔造成破坏;高程不准确,过高或过低会出现透孔较多,或上部矿石不能全部回收,残留矿体多;甚至出现假顶使地表不塌陷,造成安全隐患,设计参数失去合理性。②爆破设计:无底柱分段崩落采矿工艺爆破设计简单,参数、连线网络为固定方式,很少会出现问题。

(2)装药质量。装药密度过大或过小、装药不连续、中间脱节、导爆管在孔内被摩擦破、起爆具与炸药不接触等。

(3)中孔施工质量。孔的角度、排位、扇面、中心高度与设计不吻合;矿体赋存条件差,围岩发育裂隙,小溶洞等问题不但影响成孔质量,而且还影响装药质量。

(4)补偿空间。需要15%～20%的补偿空间,松散空间大小与出矿和坑底回填物有直接关系;黄土相对岩石块挤压空隙较小,导致补偿不够,爆破后没有及时松动出矿,导致“过挤压”现象;出矿截止后应及时组织爆破,间隔太久,松动状态变坏。

(5)火工材料质量(炸药)。使用多孔粒状重铵油炸药,在中孔质量、地质条件、补偿空间、装药质量都比较好的情况下,炸药的配合比失调,影响了炸药的爆速、爆力、猛度、感度、殉爆等性能。

3悬顶处理

爆破悬顶前设计参数及悬顶原因:1112进路上部矿体厚度10m,排距1.5m,垂直扇面孔,孔底距1.6～1.8m,进路规格为:4m×3.533m,1/3B拱形;地质条件不详造成中孔施工后参数不合理引起悬顶现象。

爆破悬顶现场概况:实际矿层厚度5.5 m,悬顶空区高1.5 m,空区顶板破碎极不稳定,随时可能发生垮塌事故,距下盘沿脉巷约20m。

3.1 悬顶处理方案

方案一:悬顶空区喷浆支护后使用YT-28钻采用浅眼溜矿法处理。方案二:采用YGZ-90钻机平行、倾斜进路施工中孔一次爆破处理。

两种方案的比较见表1。通过表1比较,方案二较好。

3.2 排位中孔设计

在垂直原排位L10位置平行进路施工X1～X3排,再逐次以进路中心偏移角度施工X4～X9排,见图1～图4。炮孔直径为Φ60mm,共9排,27个炮孔数,原L8排10个炮孔数要利用,共37个炮孔,倾斜扇面布置,炮孔总长度234m。

3.3 爆破设计

本次爆破以悬顶空区和采空区覆岩间空隙为补偿空间,爆破量为337.5 m3,悬空区补偿空间为90 m3,补偿空间为26%以上,完全满足爆破需要。采用多孔粒状重铵油炸药连续装药,同排每个炮孔两发同段非静电导爆管雷管,起爆具装在孔口底部,孔口炮泥充填0.5～2.0m。爆破装药量702kg。

采用微差爆破,X1～X3排孔内为3～5段,3排倾角一样的孔设为同段,大倾角滞后小倾角一个段别;X4～X9排孔内为6～8段,6排倾角一样的孔设为同段,大倾角滞后小倾角一个段别;原L8排孔内用9段;爆破方向为:X1～X3排向下,X4～X9排向中间挤压。

为保证起爆网络安全可靠性,采用交叉复式锥形联结方式,加激发弹共6次联结,激发弹通过胶质线与电子远程引爆机联结,斜坡道安全处起爆。

3.4 施工要求

(1)遇到岩石坚硬系数低、裂隙、溶洞等围岩,中孔施工时要做到钎杆在孔内轻推进高旋转,保证孔的成型质量。

(2)每施工完一个孔,卸钎杆时开高压水冲洗炮孔,孔内不得留积渣。

(3)施工人员必须用坡度规控制炮孔角度和排面角度,必须用测量划出的排位线、中心线和标高度控制排面位置和机心高度。

(4)开孔必须小给压、轻推进。开孔后,钻进100mm左右必须检查矫正孔的方位和角度,保证孔口3m范围内孔壁光滑。

(5)中深孔施工人员必须严格按设计施工。如遇特殊情况不能施工,必须经设计人员同意修改后方可变更设计。

(6)作业区域内顶帮浮石应进行彻底检橇,对不能处理的危岩,采取必要的措施处理,安全后方可施工。

(7)操作台与钻机的安全距离保证6m以上,副手上完钻杆及时退到操作阀后面,上卸钎杆或迁移钻机时严禁人员和设备进入悬空区内。

(8)严格按照中深孔操作规程施工。

3.5 技术质量要求

排距允许误差不得超过±50mm,排面垂直度允许误差不得超过±1°,排位方位角度允许误差不得超过±1°,炮孔角度允许误差不得超过±1°,炮孔深度不得小于设计深度(特殊情况例外),也不得超过设计深度300mm。

3.6 爆破安全要求

(1)最大一响炸药量为270kg,地震波影响半径25m,空气冲击波影响半径83m;爆破范围内的各种管线和电器设备必须防护加固或转移安全地带。

(2)爆破区150m范围内严禁吸烟和使用明火照明。

(3)装药时只准使用36V低压照明,电线绝缘良好,灯泡悬挂高度要距炸药及起爆器材1.5m以上;爆破地点附近必须有消防设施及设备。

(4)装药现场及通道的顶帮浮石,在装药前必须检撬干净。

(5)装药现场设置警戒线,与爆破无关人员严禁进入爆破区。

(6)连线确认无误后,警戒到位,在指定安全地点准时起爆。

(7)按国家最新爆破规程和有关规程规范要求施工。

(8)爆破后组织恢复生产;爆破区如有破坏及时修复,炮烟浓度降至安全值后方可出矿作业。

4 处理效果

爆破后次日,有关人员到爆破现场查看效果,周围没有被破坏迹象;如果不处理会导致悬顶后的炮排不能爆破回采,后9排矿石损失,下分段回采完毕时会出现假顶,留下隐患;本次爆破崩落矿量2 138.4t,出矿量已达到设计要求;给后排回采创造条件,使后排矿石顺利采出;1 1 12进路矿石回采率由原来的42.9%提高到60%,取得了较好效果。

摘要：对地下矿山无底柱分段崩落采矿回采过程中,进路采矿爆破悬顶或立槽现象产生的原因进行分析;并通过YGZ-90钻机平行、倾斜进路施工倾斜扇面孔,微差爆破处理。实践证明,这种处理方法既高效又安全,可以在无底柱分段崩落采矿工艺中广泛应用。

关键词：悬顶,原因,倾斜扇面孔,爆破

参考文献

[1]解世俊.金属矿床地下开采[M].北京:冶金工业出版社.2008.

[2]林德余.矿山爆破工程[M].北京:冶金工业出版社,1993.