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文档简介

水泥矿山建设(一)王国泰

2010.7.23

第一节

矿山开采工作程序

一、水泥矿山建设前期有关工作程序:1.

矿山建设须具备有效的地质勘探报告,确保其准确、真实。该报告应经过专家评审,并有专家评审意见。报告须有国土资源部门备案证。地质报告的准确性和真实性必须认真推敲,特别是不同品质的矿石、围岩、MgO夹层、燧石和石英结核夹层的赋存情况很难真实体现,对开采设计、前期建设和开采误导极大,必须高度重视。现对地质报告所必须提供的信息作出说明。地质报告的目的是要通过文字与图纸多方位多角度地来阐述矿床在地下空间上的赋存形态、矿石质量等信息。一般来说,地质报告能够对以下几个方面提供准确、真实、足够的分析依据:(1)矿区所处的区域地质情况、矿床地质结构及构造等。这些因素对矿体的赋存形态一般影响较大,从而影响到矿石的质量分布。这些因素对于确定开采境界线也非常重要,另外若将要采用竖井平硐方式开采,这些还是预选竖井平硐位置的重要考虑因素之一。(2)矿体的具体赋存形态、矿石结构及类型、矿岩分布情况、顶底板及围岩等。这些内容具体描述了矿岩的空间分布情况、矿石的质量情况及变化规律、夹层的分布及对质量的影响、顶底板及四周围岩的情况等,这些资料为设计圈矿提供了最直接的依据。(3)矿床的其他重要信息,如高级储量的位置、覆盖土的分布情况、岩溶发育情况、矿层对应及矿石品级的对应问题、夹层情况及侵入岩脉的情况等等。首采区一般选在高级储量分布的位置,并由此展开矿山开拓系统的选择与布置。关于覆盖土的问题,除需根据土层的化学、物理性质研究它对生产配料的影响之外,还要注意它对剥离和开采的影响。岩溶是矿床的特殊问题,对于矿床深部的岩溶问题应充分地研究,揭露其规律,弄清楚充填情况,统计岩溶系数,以判断岩溶对开采的影响程度。矿层品级对应的问题,过去人们对这个问题研究得不够,导致矿山的生产十分被动,品级的对应,首先应该是岩层自然类型的对应,这是品级对应的基础。查明自然岩层的界线,而后在其基础上进行品级的对应,决不能跨越岩层的自然界线而人为地对应,这是地质报告中经常容易犯的一个错误,也会直接对今后的矿山生产产生误导的作用。也是矿山地质报告出现问题(弄虚作假)的关键。在对矿石品级的组合计算过程中,地质报告中经常出现为了人为增加矿石一级品的数量,而将单样“上下窜动”或“穿靴戴帽”进行组合计算的现象,这种做法显然不妥。关于矿山的夹层问题,石灰石矿床中,最经常出现的夹层是高镁夹层,镁是水泥原料中的有害成分,是评价水泥矿床的一项主要技术指标,因此,弄清楚高镁夹层的空间赋存规律是极为重要的,事实证明,不详细研究高镁部分的赋存规律,往往会影响到矿山的正常生产。另外对于高硅及燧石结核情况,矿石中硅若以硬质结核或晶质形态存在的话,会使石灰石的破碎工序变得困难,降低破碎效率。(4)矿石的物理力学性质、顶底板及围岩的特性等,矿床水文地质情况,均会对开采产生一定的影响。2.

采矿许可证的办理。采矿许可证的办理必须提供技能评审通过的地质考察报告,地方政府行政主管部门批准的矿山规划范围(矿山界线坐标点),矿产资源综合利用方案或可行性研究报告,能够证明的设备和资金技术投入等。开采范围的划定必须根据矿点行政隶属范围,分开上报批准。若隶属两个县,采矿权证的办理须从两个县单独上报省级国土资源厅审核、签证,这样采矿许可证的办理会相当缓慢。为了保证矿山生产安全,防止开采及爆破过程安全事故发生,一般一座石灰石矿山由一家单位开采,不要其他单位介入。矿山开拓是一套完整的系统,如他家介入矿山开采,会破坏矿山开拓系统。3.

落实矿山设计单位。由于矿山的复杂性,建议矿山设计单位具有较丰富的水泥矿山工程设计的经验及业绩。因矿山开采必须一次确定至少5年的开采范围,若设计经验不足,会破毁整个矿山的资源利用,导致后期无矿可采,必须综合治理,将投入大量的人力和财力,这样的事在国内近几年发生的非常多。4.

开拓方案初步比较。在地质资料具备的情况下,可对矿山设计单位提出建议选择以下那一准方案:公路开拓(前期投资少但开采成本高)、竖井平峒开拓(前期投资高但开采成本最低)、溜槽开拓朴(前期投资适中开采成本适中)。二、矿山建设周期拿到地质勘察报告后,根据正式地质地形图落实开拓方案。由于矿山基建周期较长,建议落实“矿山先行”的建厂原则。一般情况竖井平峒需要8~12月的建设周期;溜槽开拓需要6~10月的建设周期;公路开拓需要4~8月的建设周期。加之矿山开采招标等因素因素影响,可能会推迟建设步伐。生产准备工作相当漫长复杂,带有何能多不可预见因素,所以企业必须加快建设步伐。第二节

石灰石矿山的地质及采矿设计

近些年随着我国水泥工业的快速发展,对石灰石的需求量日益增加,高品位的石灰石矿山已经越来越难以找到,目前设计的大中型矿山之中,有一部分是前些年未被采用的矿山,现在又拿来进行开采(这应该属于水泥石灰石矿山的后期综合治理工作),这样的矿山设计难度可想而知。给这样的矿山找到一套开采方案并不难,难的是找到一套最适合的方案。对于复杂类型的矿山,在矿山的初步设计过程中,进行地质与采矿设计非常重要,即使对于一些只进行方案设计的矿山,地质与采矿设计的一部分工作仍必须完成,以用来校验矿山方案设计的合理性(尽管这部分地质与采矿设计的图纸在方案设计阶段并不要求一定出成品),否则矿山的方案设计显得依据不足,甚至有可能在以后补充完成地质设计之后,出现将方案设计完全推翻的情况。这种情况在矿山设计过程中并不少见。一、对地质资料进行详尽的分析与研究地质报告的目的是要通过文字与图纸多方位多角度地来阐述矿床在地下空间上的赋存形态、矿石质量等信息。一般来说,可以从以下几个方面来对地质报告进行分析(1)

矿区所处的区域地质情况、矿床地质结构及构造等。这些因素对矿体的赋存形态一般影响较大,从而影响到矿石的质量分布。这些因素对于确定开采境界线也非常重要,另外对于将要采用竖井平硐方式的矿山来说,这些还是预选竖井平硐位置的重要考虑因素之一。(根据区域和矿床地质情况确定开采方式)(2)

矿体的具体赋存形态、矿石结构及类型、矿岩分布情况、顶底板及围岩等。这些内容具体描述了矿岩的空间分布情况、矿石的质量情况及变化规律、夹层的分布及对质量的影响、顶底板及四周围岩的情况等,这些资料为设计圈矿提供了最直接的依据。(根据矿床的赋存形态、分布、顶底板及围岩分布合理的圈定开采范围,即圈矿—确定开采界线。)(3)

矿床的其他重要信息,如高级储量的位置、覆盖土的分布情况、岩溶发育情况、矿层对应及矿石品级的对应问题、夹层情况及侵入岩脉的情况等等。首采区一般选在高级储量分布的位置,并由此展开矿山开拓系统的选择与布置。关于覆盖土的问题,除需根据土层的化学、物理性质研究它对生产配料的影响之外,还要注意它对剥离和开采的影响。岩溶是矿床的特殊问题,对于矿床深部的岩溶问题应充分地研究,揭露其规律,弄清楚充填情况,统计岩溶系数,以判断岩溶对开采的影响程度。至于矿层品级对应的问题,过去往往因为在这个问题上研究得不够,导致矿山的生产十分被动,品级的对应,首先应该是岩层自然类型的对应,这是品级对应的基础。查明自然岩层的界线,而后在其基础上进行品级的对应,决不能跨越岩层的自然界线而人为地对应,这是地质报告中经常容易犯的一个错误,也会直接对今后的矿山生产产生误导的作用。在对矿石品级的组合计算过程中,地质报告中经常出现为了人为增加矿石一级品的数量,而将单样“上下窜动”或“穿靴戴帽”进行组合计算的现象,这种做法显然不妥。关于矿山的夹层问题,石灰石矿床中,最经常出现的夹层是高镁夹层,镁是水泥原料中的有害成分,是评价水泥矿床的一项主要技术指标,因此,弄清楚高镁夹层的空间赋存规律是极为重要的,事实证明,不详细研究高镁部分的赋存规律,往往会影响到矿山的正常生产。另外对于高硅及燧石结核情况,矿石中硅若以硬质结核或晶质形态存在的话,会使石灰石的破碎工序变得困难,降低破碎效率。(圈矿后的工作是根据品质分布<自然品质的对应和搭配问题>、围岩夹层分布特别是氧化镁夹层的分布、溶岩分布等信息确定矿山开拓综合利用方案,选定首采区。)(4)矿石的物理力学性质、顶底板及围岩的特性等,矿床水文地质情况,均会对开采产生一定的影响。二、矿山开采境界线的确定建材行业的石灰石矿山因为受到经济方面的限制,只能采用开采成本较低的露天开采方式。地质报告中已给出了储量计算范围,并且已经国家储委进行审查备案。矿山地质及采矿设计的目的就是要将地质报告中给出的地质储量,结合恰当的开采技术条件开采出来,这些设计成果将会在甲方申领的采矿许可证的配套文件中详细地说明,以供国家部门进行逐年核查。

地质设计的第一步,就是要确定具体的开采境界线,一般来说应遵循以下原则:

(1)开采境界内的工业储量不得少于规定的矿山生产服务年限;(2)矿山开采境界线内的平均剥采比,一般不宜大于0.5:1(t/t);

(3)地质报告中已探明的工业储量,必须得到充分的利用,在圈定开采境界时,未划入境界线内的部分,只要现有的开拓系统没有大的改动,基建投资和工程量没有大幅增加,就应尽量圈入,以保证国家资源的充分合理的利用;(4)开采范围与国家铁路、公路、工厂、居民区及其他重要的建构筑物之间应保持一个合理的安全防护距离,符合《爆破安全规程》(GB6722-2003)的相关要求;(5)采场的四周最终边坡必须保持稳定,否则就必须对边坡坡度进行调整,应根据矿岩的稳定性来确定采矿场的边坡角,同时还要避开严重影响边坡稳定性的不稳定岩层和构造带。我们现在的设计方法一般是先从地质勘探线剖面图入手,地质地形平面图与地质剖面图相结合的办法,在初步确定开采境界之后,再进行边坡角的核算,边坡公路工程的布置,总体剥采比的核算,反复几次,最终才能将最终开采范围确定,这项工作需要有一定的设计经验的积累才能做好。三、确定采场最终边坡角时应注意的问题避免出现采矿场的山体滑坡绝对是采矿工程师在设计过程中应该注意的首要问题。近年来随着矿山安全事故的频频发生,安全问题已提高到一个受到国家关注的极高的层面上来,矿山行业的安全问题尤其备受瞩目。以前我们矿山初步设计中的安全章节,现在已被国家明文规定,必须进行专门的全面安全论述与论证,并且以《安全专篇》的形式出现。从矿山的安全生产预评价开始,到矿山安全篇的正式编写与评审,再到矿山投产前的核查与验收,直至生产中的常规性经常性的检查,任何一个环节如出现任何的问题或疑问,都有可能导致矿山设计工作的返工或正常生产的停顿。矿山安全问题之中,采场边坡的稳定性问题是一个比较重要的方面,它包括生产中的临时开采边坡与永久性的最终边坡的稳定。影响边坡稳定性的主要因素一般包括以下几个方面:(1)岩石物理力学性质,主要是指岩石的硬度、致密程度、耐风化能力、凝聚力和内摩擦角等。(2)地质构造,主要是断层、破碎带、节理裂隙和层理面等受力薄弱面等等;如单条断层与边坡走向之夹角<25°,并且倾向相同时,可能引起边坡整体顺大断层面滑落;如几条断层相交把岩层切割成三角体或梯形体时,可能会造成边坡局部失稳并呈三角体滑落;如当节理裂隙比较发育时,要防止端部边坡产生类似几条断层相交所产生的影响;如当采场坡面与同侧岩层顺向,且坡面角大于岩层倾角时,可能产生下盘台段坡面岩石顺层理面滑落等等。

(3)水文地质条件,应考虑地下水活动对岩体稳定性的影响,另外水压力等也必须适当考虑。一般地,在我们所设计的矿山中,此类问题相对来说不是很突出。

(4)开采技术条件、开采深度以及边坡存在的时间长短等等。

最终边坡角包括最终台段坡面角与最终边帮角,最终台段坡面角针对我们目前的石灰石矿山来说,大多数选取70°,实际证明是没有问题的。但针对每个矿山的设计,都要根据具体情况进行具体分析,要结合岩石特征、岩石硬度系数、节理裂隙发育程度等因素来综合选取。当岩层倾角大于30°,并且岩层层面非常发育时,如果所取的台段坡面角大于岩层倾角,则岩石容易滑落,这时最终台面坡面角应和岩层倾角一致,或小于岩层倾角,以保证边坡的稳定。采场的最终边帮角一般可分为两种情况,一是当边坡坡向与岩层面顺向时,应遵循以上所述的原则,由此即可推算出该侧的边帮角;其他的边坡情况下的最终边帮角的选取,在首先遵守地质勘查规范中关于矿山开采技术条件要求的基础上,参照该侧边坡高度、矿岩物理力学性质、并综合各平台预留恰当宽度等情况下,综合选取,必要时还须进行专门的稳定性论证。四、地质设计中其他必须关注的问题

在确定采场底平面时,首先必须根据地质剖面图上所标注的开采边界线来初步确定底平面的位置。一般地,采矿场的底部应调整为同一标高,或成阶梯状;底平面的边界应尽可能地保持平直,弯曲处应满足运输线路对曲线半径的要求;底平面的最小宽度和长度应满足采掘运输要求;底平面边缘轮廓线的凹入地段应避开岩石不稳定地带,以防边坡地压促使裂隙的进一步发展,从而带来安全隐患。

在设计地质水平分层平面图的过程中,要注意各矿层与岩层的对应关系,并注意对水平横向不连续的层位采取合理的尖灭处理,并注意与地表层位线的合理与顺畅的连接。在计算储量时,应根据实际矿层的形态,选取合理的计算公式,并注意上下水平分层面上地质层位的对应关系,不得错算与漏算。对于上下无对应关系的层位,可按锲形尖灭处理。储量计算完成之后,必须按矿山总体的岩溶率进行储量的校正。一般地,对于勘探类型及矿石质量类型均比较简单的矿山来说,可以采取一种比较简略的储量计算方法,就是先计算整个矿山总的矿岩合量,然后根据矿石品级的分类,例如某矿山绝大多数都是一级品,二级品与夹层只占少数,我们可以只计算二级品与夹层的量,再利用总的合量减去二级品与夹层的量即可得出一级品的储量。

目前设计的采剥进度计划表对于矿山生产来说,是一个具有中短期指导意义的表格。其格式的产生历经几十年几代设计人员的更迭,早已为我国建材矿山的管理技术人员所熟悉并使用,但现在随着我们海外项目不断增多,这种表格因为与国际上通行的进度计划表的格式不一致,将会给国内学者与国外矿山技术人员的交流带来一定的障碍,现在正在想办法借助采矿软件,并参照其他行业矿山上的通行做法,对目前的格式进行某种程度上的改进,以利于各方面的交流。

以上几个方面,仅仅是地质与采矿设计过程中,所面临的一系列问题中间的几个比较有代表性的方面,地质与采矿设计需要依据原始的地质资料,借助设计者的智慧与经验,经过多方计算与比较,才能找出一个比较合理的采矿设计方案来。它没有一定之规,任何两个矿山都没有相同的地方可供复制,完全在设计者的头脑中,需要经过长时间的思索与大量的求证,才能得出最后的成果。能独立、完整且高质量地完成一个石灰石矿山的地质与采矿设计,往往代表了一个采矿工程师在技术上的进步与成熟。开采工艺1.露天深孔爆破穿孔机械:365大型空压机,配cm-351型履带式潜孔钻车。电动,成本低,钻车爬坡能力大,能在25o斜角斜面行走和穿孔,能穿直孔和任意角度斜孔。穿孔直径φ=138mm炮顶倾角:α=90o

一般垂直钻孔,倾斜孔工人很难把握,矿山作业追求实效。盘底抵线:Wd=4.5m排距:b=4.0m孔距:a=5.5m孔深L=H+△h,

H为台阶高,△h为超深超深:△h=1.0m装药结构:底部连续装药,起爆雷管置于孔底。堵塞长度:前排4.5m,后排4.0m布孔方式:梅花状。起爆方式:多排毫秒微差起爆,V型或斜线型。雷管:孔内非电毫秒管,20m长导爆管,孔内分段,排间微差50-150ms,每孔两发,孔处电雷管有线点火。炸药:干天或干孔采用铵油大包炸药,雨天或水孔采用φ120mm乳化炸药。自由面:爆破时前部邻空面处理好再放。2.

浅眼爆破浅眼爆破剥离盖山、修路整平等爆破深度小于5m的地方,仍广泛采用24型手风钻机,使用特殊的浅眼爆破。对本矿的石灰岩,一般浅眼爆破孔距排距都取1.2m,堵塞不小于0.8m,全部采用电雷管。电雷管使用前先逐个用电桥测量,剔除导电不良者。二次爆破解决大块时,先目测大块的中心位置,打眼时使孔底落在大块中心位置偏下10cm,堵药时控制单药不大于0.15kg/m3采用控制爆破的办法防止飞石。3.

机械二次解大块4.

爆破安全地震效应验算

根据四周环境条件采用公式V=K(QV3/R)d,验算被保护物的质点振动速度,V单位cm/s。

其中:Q取1000Kg,最大单响药量。

R取150m,实际爆区距破碎站的距离。

K取150,α取1.5。

则V=2.6cm/s<5cm/s

此验算结果表明在破碎站150m外,单段起爆控制在1000kg内,破碎站是安全的,实际生产中依此控制即可。5.

爆破飞石验算

采用公式Rf=40D/25.4,深孔取D=138mm

计算出Rf=217.3m

据此提深孔爆破人员警戒范围220m,施工中即按此执行。

浅眼取D=40mm

计算出:Rf=62.99

此距离小于安全规程中的警戒距离200m,一般浅眼爆破按200m执行,二次解大块爆破按规程规定的300m执行。

松动爆破与降震措施

一、松动爆破松动爆破(looseningblasting)是将岩体破碎成岩块,而不造成过多飞散的爆破技术。它的装药量只有标准抛掷爆破的40%~50%。松动爆破的爆堆比较集中,对爆区周围未爆部分的破坏范围较小。其又分普通松动及加强松动爆破。普通松动爆破后岩石只呈现破裂和松动状态,可以形成松动爆破漏斗。加强松动爆破形成可见的爆破漏斗,并产生少量抛掷。二、降震措施1.

选取合理的爆破参数A.

孔网参数为防止能量过于集中,使炸药均匀地分布在被爆岩体中,以达到减小爆破震动强度的目的,爆破设计中要选取比较合理的孔网参数:

1)炮孔密集系数要尽量大于1;2)采用大孔距小排距爆破技术,我公司矿业采用的孔网参数一般为:5m×4.5m或5.5m×5m;3)减少炮孔超深,其控制在0.8~1m;4)孔口堵塞长度要合理,防止孔口药量集中或是充填过大;5)采用孔内间隔装药。B.

单位炸药消耗量

过大的炸药单耗,会使爆破震动和空气冲击波增大,并引起岩块过度移动或抛掷。相反,会延迟和减小从自由面反射回来的拉伸波效应,也使爆破震动增大。我公司矿业通过近几年的爆破实践得出最优炸药平均单耗是0.08~0.1kg/t。C.

一次爆破炸药量一次爆破时的最大炸药量与爆破震动的强度成正比,一次爆破药量越大,爆破震动强度越大。爆破时必须严格控制。采矿强度需要加大爆破药量时,必须采用分段(包括排间分段、孔间分段和孔内间隔分段)起爆,但不影响爆破总装药量和爆破矿石总量,满足生产需要。东、西矿在进行深孔爆破时,东矿一次爆破药量一般控制在1t左右,西矿一次爆破药量一般控制在2t左右。当采矿强度需要加大爆破药量时,则采用“一孔一段”来分段起爆,或采用“空气间隔器”间隔装药,以减少震动。D.

利用孔间“单孔起爆”降低爆破震动强度其机理是爆破过程中,每个炮孔的起爆都是相对的。同时,首发炮孔的起爆为后继炮孔的前方、侧方提供了三个自由面和补偿空间。本孔药柱爆炸后产生的爆轰波传至所有的自由面后将同时发生部分反射,反射波又同时抵达起爆中心,与后继波阵面发生迭加反射,当相邻炮孔的延期间隔选取合理时,相邻爆孔间的矿岩移动时,还会发生相互碰撞挤压,从而保证岩石的进一步破碎,并能最大限度地降低爆破的最大震动。东矿爆破时,考虑到民宅距离,一般用Ms-3段地表雷管来连接Ms-1段、Ms-5段或Ms-7段孔内雷管。使用时,地表雷管与孔内雷管采取一孔一段连接,可保证各排炮孔按顺序“单孔起爆”,实现爆破网络的优化形式,有效降低爆破震动强度。2.

利用微差技术A.

微差起爆微差起爆是将爆破的总药量分组以毫秒级的时间间隔进行顺序爆破,对减弱爆破地震效应有很大作用。我公司矿山大量的爆破实践表明,在总装药量及其它条件相同的情况下,微差起爆的震动强度要比齐发爆破降低1/3~2/3。其降震率计算公式为:δ=(V—Vl)/V=l-2/3η式中:δ——降震率,%;V

——齐发爆破质点震动速度,cm/s;

Vl

——微差爆破质点震动速度,cm/s;

η—

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