阿舍勒铜矿贫化率和损失率计算及管理工作

1阿舍勒铜矿贫化率和损失率计算及管理工作摘要:新疆自治区哈巴河县阿舍勒的一号铜锌矿床，是一个大规模的地下开采铜矿床，其矿产总量大约有3777.05万吨，其中，铜金属量919454吨，锌金属量408333吨；除此之外，表外矿石总量大约是70.76万吨，铜金属总量大约是246.31吨。通过深入的研究分析与计算评价矿石的贫化率以及损失率，进而指挥在采矿作业时使用多种合理的工作方式来优化提升相关指标，同时结合回收低质量的表外矿，为公司最大程度上创造提升产业效益。关键词:贫化率损失率工业品位表外矿第一章绪论阿舍勒铜矿在设计作业中，每日开采量选用四千吨的初步规模投资一号铜锌矿，同时在2004年9月开采出质量要求合格的铜精矿；之后陆续增加开采量，投资建设二选厂(六千吨每日)，全部使用井下开采的作业模式。采矿作业的贫化率与损失率是体现矿山开采能力与产业效益的主要标准。在投资开采的初始时期，因为地质分析调查的完成度不高,出矿的时候又受到各种条件的限制，致使矿石的贫化率与损失率都比较高；但是，在2004年冬季之后；使用优化开采模式，深入对矿石周围围岩的研究，从而，贫化率与损失率等多种指标都得到了提高和改善，与此同时，结合回收低质量的表外矿，为公司最大程度上创造提升产业效益。2第二章方案论证1、矿石贫化损失产生的原因结合阿舍勒铜矿之前已有的实际生产经验，笔者分析认为，造成矿石贫化与损失的主要因素有如下几类:(1)矿床本身的地质特性。由于矿床的形成环境复杂、矿体种类繁多、分布不均匀，其首期工程项目的对象是铜锌矿床，上述矿床位于840~100m的高位，因为矿体走势比较短、埋藏位置比较深，同时矿体分布复合多样、种类繁多的地质特征，在矿床进行开采作业的时候，必然会造成矿石的贫化与损失。(2)开采方式的影响。超过800m之后，需使用无底柱的开采方式(台阶支撑高度为13m)；750~800m之间使用进路式开采方式(台阶支撑高度为3m)；600~750m之间使用中深钻孔之后填补开采的方式(台阶支撑高度为50m)；600m之下使用大孔径深度嗣后填补开采的方式(台阶支撑高度为50m)以及开采的时候运用的专业技术规范(专业品位:铜:0.50%、锌:1.00%;表外矿品位:铜:0.30%、锌:0.50%;开采的最低深度是2m;夹石去除最低深度是4m,从而导致矿石的贫化与损失率较高。(3)地质数据信息的精确程度。因为800m之上和2号勘测的地质探测水平不高，存储程度不高，获得的地质数据信息、图纸和实际情况有许多不同，从而也致使矿石的贫化与损失率比较高。2、矿石贫化损失率的计算方法在开采工作的时候，计量员负责在井下记录矿产量的工作，3调度室中的统计师负责计算采场每月的矿产总量，之后再开采工作结束之后，进行累计复算，最后所有数据进行汇总，推算出矿场的贫化率与损失率。2.1贫化率的计算根据多年积累的实际生产经验，造成贫化作用的根本原因是混入了很多非工业矿石或者是有用矿物的损耗，指示工业矿物的质量下降，通常都是使用直接法推算出矿石的贫化率。在采矿的时候，混入矿块周围的岩石以及矿块里难以去除的杂石已经造成的首次贫化，根据下式(1)进行推算。在出矿的时候，机械化的工作以及各种人为因素造成了二次矿石贫化，根据下式(2)进行推算。P1=Q1÷Q0×100%(1)P2=Q2÷Q0×100%(2)P=P1+P2(3)上式里，P1—首次贫化率；P2—二次贫化率；P—总贫化率；Q0—矿场出矿总量；Q1—首次混入的废石量；Q2—第二次混入的废石量。表2-12008年新疆阿舍勒铜矿贫化率统计表月出矿量混入废石量（Ｔ）贫化率（%）总贫化率4份(Ｔ)一次混入的废石量二次混入的废石量一次贫化率二次贫化率（%）1109794697011686.351.067.4128873260289186.791.037.83384128512317126.092.038.124109024885520208.121.859.975105931754720427.121.939.056114665640810895.590.956.547123309491118153.981.475.45897299491217265.051.776.829137814853716276.191.187.3710130572804112926.160.997.1511103532563111325.441.096.5312116892565017254.831.476.30由上表我们可以分析出，新疆自治区阿舍勒铜矿形成矿石贫化的多种因素，根本因素是首次贫化。因此矿场周围的岩石稳定性比较差，矿块比较高，造成开矿的时候，混入大量的周围岩石。除此之外，使用孔嗣之后填补开采的方式以及大孔径深入之后填补开采的方式，造成混在矿石块中的杂石的去除工作比较难。2.2损失率的计算因为阿舍勒铜矿采用的都是中深孔嗣之后填补开采的方式5以及大孔径深入之后填补开采的方式，崩落矿石高度在三十米左右，在这其中，矿石质量改变比较大，不宜再使用间接法来推算矿石的损失率。所以,应该使用直接法来推算损失率。在开采的时候，矿场留下的三角底支柱、矿场边角没有崩落的矿石总量是首次损失，这个损失率根据下式（4）进行推算；在崩落之后由于受到各种因素的制约，从而不能开采出来最后保留在采空位置的残余矿石总量为第二次损失，其损失率按（5）式计算。P1=Q1／Q0×100%(4)P2=Q2／Q0×100%(5)P=P1+P2(6)上式里,P1—首次损失率；P2—二次损失率；P—总损失率；Q0—矿场矿石总量;Q1—矿场设计损失矿石总量。Q2—矿场残余矿石总量。从2008年的实际开采作业里，造成矿石损失的根本原因是首次损失（如下表2-2），这是开采方式决定的。与此同时，矿石以及周围岩石的稳定性对矿场的开采工作也有一定的影响作用。开采方式比较合理，矿石以及周围岩石较为稳定，矿石的损失率就比较低；反之，损失率就比较高。表2-22008年阿舍勒铜矿损失率记录表6月份出矿总量(Ｔ)损失矿石总量（Ｔ）损失率（%）总损失率（%）首次损失矿石总量二次损失矿石总量首次损失率二次损失率1109200672820216.161.858.01288612457322535.162.547.70382239423518115.152.207.354105819525824124.972.287.255101980400516333.931.605.536113075411617313.641.535.177122945399322983.251.875.12895130362717693.811.865.679128691439023883.411.865.2710129808542736424.182.816.8911103718460528444.442.747.1812116805579629924.962.567.52阿舍勒铜矿开采的损失率基本上都是首次损失，也就是矿石底柱支撑的损失。但是在中段矿石回采作业完成之后，关于矿石底柱支撑，针对开采方式展开深入研究，还是能够二次回收使用的。3、降低贫化损失率的技术措施随着矿场开采作业的不断发展和进步，阿舍勒铜矿按照已经7了解到的工程专业特性，使用了多种减小损失率的开采方案。第一，合理化开采模式，按照实际的工程地质环境特征以及周围的岩层情况，使用与之对应的开采模式。超过800m之后，矿石质量比较，岩层的稳定性比较好，需使用无底柱的开采方式；750~800m之间矿石、周围岩层都比较破碎，稳定性不高，矿石质量一般，采用使用进路式开采方式；600~750m之间的矿体，虽然矿体的工程特性条件比较优良，但是其周围岩层的稳定性很差，需使用中深钻孔之后填补开采的方式(矿块高度在16~17m左右)；600m之下的矿体由于其矿体与周围岩层都十分稳定，使用大孔径深度嗣后填补开采的方式(矿块高度在50m左右)。列举采矿方法如下：1、径深孔采矿矿柱回采方案的研究1.1结构参数采场垂直矿体走向布置，采场宽为12m，高为中段高，一般为50m。采场的长定为矿体厚度，一般为50m左右。1.1.1硐室的布置形式及支护1）凿岩硐室的布置原则凿岩硐室的布置主要受矿岩稳固性、凿岩设备、炮孔的布置形式以及爆破方式与爆破参数的约束。和矿房回采一样，爆破方式为单孔爆破，孔网参数为3m×3m~4m×4m。由于矿柱的两边（或一边）为充填体，为保护充填体不受爆破破坏而造成充填体垮落，边孔距充填体需要有一定的距离，并且8装药量要适当减少。2）凿岩硐室布置形式Ⅰ根据上述原则和要求，凿岩硐室的布置形式可采用如图1-4布置形式（矿柱回采凿岩硐室与炮孔布置图）。在硐室的中央留矿柱，矿柱宽2~2.4m。该种硐室布置的优点是：硐室布置形式简单，施工方便，凿岩时设备移动方便，炮孔布置灵活，有利于控制爆破大块，提高出矿效率和生产能力，降低生产成本。需要特别强调的是：矿房充填时一定要接顶，要求接顶率达60%以上。3）凿岩硐室布置形式Ⅱ矿柱的凿岩硐室布置形式亦可采用矿房回采时凿岩硐室的布置形式，如图1-5所示。在硐室的两边或一边留梳形条柱，硐室两边的充填体刷掉0.5m左右，便于凿岩。4）凿岩硐室的支护凿岩硐室的支护和矿房硐室支护形式相同。1.2切割槽的形成拉槽方式和矿房回采的拉槽方式相同。1.2.1凿岩爆破参数1）孔网参数与炮孔布置在设计采场爆破参数时，只能按单孔药包漏斗爆破机理来进行考虑。每个炮孔爆破后形成的自由面在不断变化，每9个炮孔爆破时动态抵抗线就会不同，尽量控制动态抵抗线在合理范围之内，这样就能基本保证破碎效果。综上所述，结合考虑施工方面的因素，炮孔布置参数设计为：沿采场长度走向，每3.2m布置一排，中间2排炮孔向切割方向移动，超出同排边孔1m，沿采场宽度方向布置4行炮孔，其行间距分别为2.3~3.4m（采场上部2.3m,底部3.4m）、4.2m和2.3m~3.4m（采场上部2.3m,底部3.4m）。靠两边充填体的炮孔往充填体偏斜1~2º。2）装药结构由于相对矿房来说，减少了一行炮孔，装药结构需要进行调整，装药量要适当增加。中间两行炮孔单孔装药量为460kg左右。两边炮孔单孔装药量在390kg左右。孔内装两导爆索，孔口用双导爆管雷管起爆，起爆雷管分别装在两个不同的药包上。炸药单耗为0.34kg/t左右。1.2.2采场底部结构矿柱回采的底部结构仍然设计为中央平底堑沟、双侧装矿进路交错布置形式。利用相邻矿房的凿岩巷道作为出矿穿脉，凿岩巷道内的残留矿石可回收利用。利用相邻矿房的装矿进路作为矿柱的装矿进路，局部位置可增加出矿进路。出矿设备为2m3和6m3铲运机联合出矿，主要出矿设备为6m3铲运10机，2m3铲运机只是辅助出矿尽量集中出矿，提高采场综合生产能力，达到强采、强出、强充的目的。采场内残矿少，矿石损失少，残矿损失一般小于1.5%。1.3采空区充填1.3.1矿房采空区充填采场的下端就是采场的顶板位置，所以，采空区域的下部8~10m之间，填充物的强度必须在4MPa之上，填充物灰砂比控制在1∶4；中下位置使用灰砂比是1∶6的填充物填充十米高；其中13m范围内使用灰砂比是1∶8的填充物进行填充，其中填充物的强度R28在0.8~0.9MPa范围之内；中上位置一直都是使用灰砂比是1∶6的填充物填充在十米高；矿场上端是出矿位置，所以，矿场顶部六米范围内，填充物的强度必须在4MPa之上，填充物的灰砂比控制在1∶4左右。采场开始充填时，一次充填量不宜过大，分2~3次充填过充填挡墙，防止因压力过大造成充填挡墙垮落。矿房空区在采场的一端悬挂一根Φ150mm左右波纹滤水管进行脱水。1.3.2矿柱采空区充填矿场的下端是矿场的直接顶板；所以，采空区域的下端在8~10m，填充物的强度必须在4MPa之上；矿场上端就是出矿位置，所以，在矿场顶板六米范围内，填充物的强度必须在114MPa之上，其中间位置，使用非胶结方式进行填充作业。对应的胶结充填灰砂比为1∶4，在采空区的上下盘各悬挂1根Φ150mm左右的波纹滤水管进行脱水。2.4.3.3深孔采场强制