无轨化开采技术在谦比希铜矿的应用与优化 sup _sup _杨清平.pdf

书书书 无轨化开采技术在谦比希铜矿的应用与优化 ＊ 杨清平１， 陈顺满２ （ １． 中色非洲矿业有限公司谦比希铜矿， 北京 １ ０ ０ ０ ８ ２； ２．北京科技大学 土木与环境工程学院， 北京 １ ０ ０ ０ ８ ３） 摘 要 谦比希铜矿西矿体采用全无轨化开采， 达到了基建投资少、 基建期短、 投产快的目 的。针对谦比希铜矿西矿体开采技术条件、 无轨开拓运输及通风系统、 无轨采矿工艺和采 用全无轨化开采技术后存在的问题， 提出了优化的改进方案， 并结合国内外无轨开采技术 现状指出了无轨开采技术今后的发展方向， 可为其他类似矿山的开采提供一定的借鉴。 关键词 地下矿山； 无轨采矿； 铲运机； 技改优化； 智能采矿 谦比希铜矿西矿体走向近东西， 倾向南， 倾角 ３ ０ 左右。矿体走向长１ ４ ０ ０～２ １ ０ ０ｍ， 真厚度平均 ７ ．３ ６ｍ。１ ０ ０～３ ０ ０ｍ Ｌ中段矿体设计采用全无轨化 开采， 设计采矿生产规模为３ ０ ０ ０ｔ／ｄ， 年产矿石９ ９ 万ｔ ， 年产铜精矿６ ２ ８ ３ ５ｔ（ 折合精矿含铜１ ８ ８ ５ ０ｔ ／ａ） 。 西矿体开采于２ ０ ０ ８年１月开工建设， ２ ０ １ ０年１ ０ 月３ １日建成投产， 实际建设工期为３ ４个月， 累计完 成井巷工程量１ ８ ５ ２ ５ｍ／３ ２ ０ ７ ３ ５ｍ ３、 建筑面积６ １ １ ７ ｍ ２及设备３ ８ ６台 ／套， 投资额总计１ ２ ３ ５ ９ ． ３ ７万美元， 比调整后的工程概算减少投资２ ７ ０ ４ ． ４ １万美元， 达到 了基建投资少、 基建期短、 投产快的目的。 １ 无轨开采方案 １．１ 开采技术条件 西矿体局部矿体水平厚度达２ ０～３ ４ｍ以上， 矿体连续性较好， 从地表附近延深至７ ０ ０ｍ 以下。 下盘矿体位于西矿体东端底盘的石英砂岩中， 走向 长约３ ０ ０ｍ， 倾斜延深２ ０ ０～３ ０ ０ｍ， 厚度５～１ ０ｍ， 倾角３ ０ 左右。矿体及邻近的上、 下盘围岩为主要 含水层之一， 习惯上称为矿体含水层， 厚度１ ０～２ ０ ｍ。上盘燧石白云岩及其以上的白云岩地层为另一 个主要含水层， 该层为矿区最强的含水层， 厚度１ ０～ ２ ０ｍ。２个含水层之间为“ 上部石英岩” 相对隔水 层。在构造裂隙发育的地段， 两含水层之间有弱－ 中等的水力联系。 矿体稳固性中等， 底板基底岩和长石石英岩稳 固性好， 顶板岩石稳固性差， 部分地段很差。在１ ５ ０ ｍ水平， 矿体顶板以上岩石的风化程度中等风化或 更强。１ ５ ０ｍ水平向下， 随着风化作用的减弱， 顶盘 岩石的稳固性有所改善。 １．２ 无轨开拓运输及通风系统 由于矿体开采储量大， 走向长， 设计采用２条斜 坡道＋中央副井联合开拓（ 见图１） 。其中，１ ７ ４ｍ 斜坡道作为矿石运输的主要通道， 中央斜坡道作为 无轨设备、 部分人员及材料的通道， 同时兼作上部矿 石运输的通道和进风道， 斜坡道口位于矿体中部下 盘。斜坡道净断面４．０ ｍ３．６ ｍ， 主干线坡度为 １ ２．５％， 弯道段、 缓坡段及分段平巷连接处的坡度为 ５％。斜坡道转弯半径为２ ０ｍ。斜坡道路面用碎石 铺设， 厚度为２ ０ ０ｍｍ。斜坡道与每分段平巷联接 口处作为错车的地方。不设人行道， 设躲避硐室。 中央副井为竖井， 位于矿体中部下盘， 井深５ ４ ５ｍ， 净直径Φ ５．０ｍ， 采用罐笼平衡锤提升系统， 型钢罐 道。副井一次掘进到５ ０ ０ｍ 中段， 担负人员、 材料 的提升， 同时作为主要的进风井。供水管、 排水管电 缆等管缆均敷设在井内。井筒内设梯子间。 通风采用中央进风、 东西两翼回风井回风的集 中通风系统， 抽出式通风方式。中央副井和斜坡道 进风， 两翼东、 西回风井回风。东回风井位于矿体东 端的下盘， 井筒净直径Φ ３．７ｍ， 井深２ ０ ７ｍ， 井内不 设梯子间。西回风井位于矿体西端的下盘， 井筒净 直径Φ ３．７ｍ， 井深２ ２ １ｍ， 井内设梯子间， 作为安全 出口之一。东风井风量１ ３ ２ｍ ３／ ｓ、 负压９ ９ ０Ｐ ａ， 西 风井风量１ ３ ２ｍ ３／ ｓ、 负压１ ５ １ ７Ｐ ａ， 每个井口设１台 Ｉ Ｓ Ｓ Ｎ １ ６ ７ １－２ ９ ０ ０ Ｃ Ｎ ４ ３－１ ３ ４ ７／Ｔ Ｄ 采矿技术 第１ ９卷 第１期 Ｍ ｉ ｎ ｉ ｎ ｇ Ｔ ｅ ｃ ｈ ｎ ｏ ｌ ｏ ｇ ｙ，Ｖ ｏ ｌ ． １ ９，Ｎ ｏ ．１ ２ ０ １ ９年１月 Ｊ ａ ｎ ． ２ ０ １ ９ ＊基金项目 国家自然科学基金面上项目（５ １ ６ ７ ４ ０ １ ２）． ChaoXing Ｆ Ｄ Ｃ Ｚ（Ｂ）－１ ０－Ｎ ｏ ．２ ９ 对旋型轴流式矿用节能通 风机， 每台风机配电机功率２２ ５ ０ｋＷ。 充填采用分级尾砂加泵压输送充填。充填料浆 经分级尾砂充填站制备好由挤压泵输送至充填钻孔 下放到１ ０ ０ｍ 分段， 然后经铺设在１ ０ ０ｍ 分段巷道 的充填管经充填回风天井进入采场充填。 水泵房变电所设在３ ０ ０ ｍＬ 中段中央副井附 近， 各分段的涌水和生产回水经分段巷和斜坡道下 放到３ ０ ０ｍＬ中段石门水沟汇入３ ０ ０ｍＬ泵房水仓， 由水泵排出地表。 图１ 谦比希铜矿西矿体开拓系统图 １．３ 无轨采矿工艺 １．３．１ 采场布置及结构参数 采场沿矿体走向布置， 采用上向进路水砂充填 采矿法。矿块中段高度为６ ４ｍ， 分段高度为１ ６ｍ， 采场标准长度６ ６ｍ， 间柱３．０ｍ， 回采分层高度４．０ ｍ， 采场布置根据矿体厚度及稳固程度不同而不同。 当矿体水平厚度大于１ ２ｍ以上时， 沿矿体走向布 置采矿沿脉巷道， 沿脉巷道断面规格４ｍ４ｍ ， 再 从沿脉巷道垂直矿体走向布置采矿进路， 采矿进路 断面规格（ ４～６）ｍ４ｍ， 进路与进路之间留４ｍ 的 条柱不回采； 当矿体水平厚度小于或等于１ ２ｍ 时， 只沿矿体走向布置１条沿脉回采进路， 回采进路宽 ４～６ｍ， 进路回采完后， 视采场矿体顶板稳固情况 进行适量扩采。 １．３．２ 回 采 回采工序循环包括 凿岩、 爆破通风、 出矿、 撬 毛、 支护等， 整个分层采场回采完后， 进行充填。 （ １）凿岩爆破。为降低爆破震动对采场顶板稳 定性影响， 确保采场回采安全， 采场进路回采采用光 面爆破， 采用Ｂ ｏ ｏ ｍ ｅ ｒ ２ ８ １型凿岩台车施工水平平行 孔， 设计孔数５ ２～６ ３个， 其中空孔２个， 孔径１ ０ ２ ｍｍ， 装药孔孔径为４ ５ｍｍ； 光爆孔孔距５ ５ ０ｍｍ ， 炸 药使用直径为２ ５ｍｍ、 长２ ７ ０ｍｍ 的乳化炸药卷， 不耦合系数１．８， 间隔装药， 药卷间距２ ５ ０ｍｍ， 为减 小夹制作用， 孔底连续装入２个药卷， 药卷之间采用 导爆索连接， 同时药卷用竹片夹住并用２ ２ ＃铁丝绷 紧， 装药前， 将导爆索和起爆雷管插入起爆药包， 并 将导爆索与药卷用胶布固定， 然后装入孔内。除光 爆孔外， 其余装药孔采用连续装药， 药卷直径为３ ８ ｍｍ； 空口用炮泥堵塞， 且所用导爆管雷管分６段 起爆。 （ ２）采场出矿。采场爆破结束后， 通过局扇将 风压入采场进行通风， 通风时间一般为９ ０ｍ ｉ ｎ。通 风结束后进行采场出矿， 采场出矿采用直接装车。 直接装车即采用ＬＨ ３ ０ ７或ＬＨ ４ １ ０型柴油铲运机直 接将矿石装入ＭＴ ２ ０ １ ０型井下矿用卡车经主斜坡 道运至地表１ ７ ４ｍＬ平台， 再用装载机装入３ ０ ｔＢ ｅ ｌ ｌ 车转运至西矿体破碎站。 （ ３）采场支护。采场矿石出完后， 安全作业人 员对 采 场 顶 板 及 两 帮 浮 石 进 行 清 理， 之 后 采 用 Ｂ ｏ ｃ ｔ ｅ ｃ ２ ３ ５ Ｈ型管缝锚杆台车对采场顶帮进行支护， 同时依据采场情况采用改装的 Ｄ ３ １ ０型锚索台车施 工锚索孔， 通过注浆方式完成采场锚索支护， 锚索长 度有４．５ｍ 和６．５ｍ 两种。锚杆与锚索支护标准依 据采场矿岩条件确定， 根据矿岩赋存条件谦比希西 矿体制定了相应的Ⅴ类支护标准。 （ ４）采场充填。先进行废石充填， 最后进行分 级尾砂充填， 并尽量接顶。 整个分层采场矿石回采率平均为６ ０％～６ ５％， 厚大矿体采场回采率仅５ ６％～６ ０％， 矿石贫化率 ２ 采矿技术 ２ ０ １ ９，１ ９（１） ChaoXing １ ０％左右。 １．４ 西矿体投产后暴露出的问题 １．４．１ 井下生产系统生产效率低 一是无轨运输环节多， 运距远， 设备配置多， 效 率低。首先掘进出渣、 出矿无放矿溜井， 矿、 废石直 接装车， 运距较远， 等车时间长， 设备利用率低；其 次主运输系统不畅通， １ ７ ４ｍＬ斜坡道１ ０ ０ｍＬ中段 以上未设置调车道， 存在运输瓶颈现象， 会车时间 长， 影响运输效率， 而且矿、 废石运输到１ ７ ４ｍＬ平 台后， 还需用装载机装入３ ０ｔＢ ｅ ｌ ｌ车再转运至西矿 体破碎站， 运输环节增多； 再次２ ０ ０ｍＬ 分段以下， 平均运距５．５～６．０ｋ ｍ， 采用ＭＴ ２ ０ ０ ０型井下矿用 卡车， 运输能力小， 成本高， 实际每车只有１ ３～１ ４ｔ， 导致设备数量与人员大量增加， 运输成本极高， 矿、 废石从采场运至破碎站仅运输成本就达到９美元／ｔ 以上。 二是通风系统复杂， 通风路线长， 阻力大， 通风 系统设计不完善。１ ７ ４ｍＬ直进式斜坡道布置在矿 体东部， 上分段回采风流短路现象严重； 中央折返式 斜坡道布置在矿体中部， 两斜坡道之间回采区域风 量分配和调节困难， 通风较差； 采场通风设计不合 理， 局扇数量多， 噪音大， 不能及时关闭或调节， 造成 能源浪费； 通风系统易出现循环风， 短路风， 风量分 配不满足生产要求等问题。 三是采区排水排泥系统不健全， 大量疏干水和 生产用水经分段巷、 斜坡道无序排放， 无法有序排至 主排水排泥系统， 加上泥化严重， 造成井下生产条 件、 路况较差， 路面泥沙淤积较多， 影响无轨设备使 用效率。 四是挤压泵送充填系统充填浓度及充填能力较 低， 采场充填时间长； 而且按实际尾砂利用率８ ０％、 分级尾砂产率３ ０％左右计算， 分级尾砂只能满足 １ ８ ０ ０～１ ９ ０ ０ｔ／ｄ充填生产能力要求， 充填料不足。 １．４．２ 进路式充填采矿法采场生产能力低 受矿体倾角只有３ ０ 左右， 平均真厚度只有７．３ ６ ｍ， 下盘氧化矿稳固性较差等开采技术条件制约， 采 场通风、 充填、 泄水等采准工程布置及施工困难， 甚 至无法施工， 导致采场通风、 充填、 泄水比较困难， 采 场作业环境差， 设备故障率增高， 效率不能更好发 挥， 循环周期长， 生产能力较低。经测算， 每个采场 分层回采时间需２～３个月以上， 采场综合生产能力 不足５ ０ｔ／ｄ。 １．４．３ 矿体回采率低 由于矿体倾角只有３ ０ 左右， 采用进路充填法 回采仅设计损失就高达４ ０％～５ ０％， 加上赞比亚当 地水泥价格在２ ０ ０美元／ｔ以上， 厚大矿体也采用单 步骤回采， 致使实际回采率只有５ ０％～６ ０％， 远低 于８ ５％的设计指标。 １．４．４ 无轨设备选型能力偏小， 不配套 由于无轨设备配备选型能力普遍偏小， 而且只 注重主体设备， 忽视了辅助设备， 高度不配套， 导致 主体无轨设备效率没能得到充分发挥， 加上井下通 风条件差； 井下水大， 路况差； 操作人员素质低， 野蛮 操作； 维修力量弱等， 无轨设备整体效率较差， 实际 台班效率仅为设备额定台班效率的３ ０％。 ２ 优化改进方案 ２．１ 生产系统优化 （ １）优化运输系统， 提高运输效率， 降低运输成 本。一是增设采区溜井和１ ７ ４平台转运溜井， 采用 溜井集中装车。即柴油铲运机直接将矿、 废石铲运 至 采 区 溜 井，经 溜 井 底 部 振 动 放 矿 机 卸 载 至 ＭＴ ２ ０ １ ０型井下矿用卡车经１ ７ ４ｍＬ斜坡道转运至 １ ７ ４平台转运溜井， 最后经振动放矿机放矿至３ ０ｔ Ｂ ｅ ｌ ｌ车转运至西矿体破碎站， 减少直接装车等车和 １ ７ ４ｍＬ平台铲装环节。二是沿１ ７ ４ｍＬ斜坡道每 间隔１ ５ ０ｍ布置一长１ ５ｍ的调车硐室， 解决调车 时间长运输瓶颈问题； 三是将２ ０ ０ｍＬ分段以下运 输方案改造为无轨加有轨联合运输方案。即利用主 矿体３ ＃竖井富余能力， 将西矿体３ ０ ０ｍＬ中段与主 矿体５ ０ ０ｍＬ中段通过溜井贯通， 把西矿体２ ０ ０ｍＬ 分段以下矿、 废石通过采区溜井下放到３ ０ ０ｍＬ中 段， 再通过 ＭＴ ２ ０ １ ０型矿用卡车从３ ０ ０ｍＬ运输至 主矿体５ ０ ０ｍＬ中段转运溜井， 经５ ０ ０ｍＬ中段有轨 运输到主矿体３ ＃竖井溜破系统破碎后提升至地表， ２ ０ ０ｍＬ分段以下无轨运输距离缩短了４．５～５ｋ ｍ， 每吨矿、 废石运输成本可降低２． ４美元。 （ ２）优化通风系统， 改善作业环境。在２条斜 坡道之间增设１条措施回风井， 加设１台７ ５ｋＷ 辅 扇， 解决２条斜坡道之间回采区域风流不畅， 风量分 配和调节困难、 通风较差的问题； 同时， 加强通风构 筑物的设置， 解决１ ７ ４ｍＬ斜坡道与各分段风流短 路和风量分配问题。 （ ３）优化排水排泥系统。原设计采区排水排泥 系统未考虑， 导致采区生产废水及充填废水排放比 较困难， 大量废水和泥沙极易淤积在分段巷内， 使得 ３ 杨清平， 等 无轨化开采技术在谦比希铜矿的应用与优化 ChaoXing 无轨设备运行环境较差， 故障率高。为此增设了采 区排水排泥系统， 通过泄水井或泄水钻孔将生产区 域污水引到下中段沉淀池沉淀滤干， 再用无轨设备 转运至采场充填， 改善了井下无轨设备运行环境。 （ ４）引进膏体充填技术。为解决采场分级尾砂 充填料不足、 采场充填脱水困难以及矿石回采率低 等问题， 引进了膏体充填技术， 实施了井下回采空区 全部采用膏体充填技术方案。通过对膏体充填系统 深锥浓密机底流泵及充填管路进行改造， 实现了单 台深锥浓密机与两台搅拌和泵送系统的有效配合运 行， 年膏体充填量达３ ５万 ｍ ３。采用膏体充填后， 采 场循环加快， 文明生产得到有效改善， 人员、 设备效 率以及采场综合生产能力得到有效提高， 现在膏体 充填效率是原来分级尾砂充填效率的２．５倍， 采场 综合生产能力提高了１ ０％以上， 当矿体厚度较大 时， 采用膏体充填两步骤回采， 矿石回采率由以前的 ５ ５％左右提高到７ ５％以上。 ２．２ 采场结构参数及无轨设备配置优化 （ １）采场结构参数优化。沿矿体走向划分３个 盘区， 盘区长３ ６ ０ｍ。开采顺序从下而上， 中段高度 １ ０ ０ｍ。每个盘区建立单独的开拓、 采准系统， 独立 开采。每个盘区采用斜坡道＋溜井开拓采准， 盘区 再划分为２个采场。采场沿矿体走向布置， 长１ ８ ０ ｍ， 采联与分段联巷连通， 布置于采场中间， 单侧长 度不超过１ ０ ０ｍ， 两采场之间留３ｍ间柱不回采。 采用上向进路式分层充填法回采， 进路规格 （ ４．５～ ６）ｍ４．５ｍ， 炮孔深度４．９ｍ， 整个采场回采完后， 采用膏体充填并密实接顶， 水灰比１∶（８～２ ４） 。采 场分次充填， 直至采场密实接顶。 （ ２）无轨设备配置优化。通过采场结构参数和 回采工艺优化， 改变开拓采准方式， 合理加大采场结 构参数， 全面配置大型高效采、 掘、 运设备及配套辅 助设备， 实现了安全、 高效、 经济开采。大型设备铲 运机（Ｓ Ｔ １ ４） 台班效率达到９ ０ ０ｔ， 对比原来铲运机 （ＬＨ ３ ０ ７） １ ８ ６ｔ的台班效率提高了４倍； 采矿／掘进 凿岩台车（Ｍ ２ Ｃ） 单循环爆破进尺平均４． ５ｍ， 比原 来的凿岩台车（ＢＭ ２ ８ １） 单循环爆破进尺平均３． ３ ｍ， 爆破效率提高了３ ５％； 锚索支护台车（Ｃ ａ ｂ ｌ ｅ ｔ ｅ ｃ Ｌ Ｃ） 实现单根施工时间２ １ｍ ｉ ｎ， 比原来每天只能施 工１ ０根左右大幅提高； ３ ０ｔＸ Ｙ ＵＫ型矿用卡车台班 效率比原来 ＭＴ ２ ０ １ ０型矿用卡车提高了一倍以上。 ２．３ 生产管控系统改造 生产管控系统改造主要包括５ ０ ０ｍＬ有轨运输 系统无人化扩能改造； 主井提升电控系统自动化升 级改造； 排水及皮带运输系统自动化； 电能管控系统 升级改造； 井下固定设施远程监控系统建设。整个 改造采用融合系统进行控制。融合系统由Ｓ Ｃ Ａ Ｄ Ａ 系统、 视频监控系统以及生产调度管理系统组成， 实 现了透明化生产， 生产调度协同控制， 提高了各种机 器设备的利用率， 延长了设备使用寿命， 降低了机器 设备维护费用； 井下生产管控系统， 通过强化生产过 程中人、 设备、 物料的管理， 实现生产全面信息化管 理， 将人员、 设备信息实时传输至地面指挥中心， 进 行人员、 设备定位信息的实时显示、 查询、 报警功能， 提高井下人员管理水平， 提升井下人员工作效率， 提 升减灾施救能力； 实现地面与采区、 采区与采区人员 之间 的 实时 通 讯 功 能， 达到减 员、 增效 及 节能 的 目标。 ３ 几点看法 目前， 国内采用无轨开采（ 包括中段开拓） 的矿 山越来越多， 但普遍效率、 效益都不高， 与欧美采矿 发达国家相比差距较大。主要原因是受传统观念及 开采模式影响， 井下开拓、 采准系统不完善； 大型、 高 效、 自动化程度高的设备配置少， 辅助设备设施配置 少； 主要材料炸药、 油料及备品备件供给仍采用传统 方法； 井下作业环境差、 作业人员多等因素造成的。 主要差距体现在 （ １）井下开拓、 采准工程净断面偏小， 通常按照 最小断面规格设计， 绝大多数矿山不超过４ ｍ４ ｍ； 而发达国家矿山配置同样设备设施， 巷道净断面 一般（５～５． ５）ｍ（５～５．５）ｍ或 （４．５～５）ｍ （ ４．５～５）ｍ； （ ２）井下作业环境差， 通风差， 井下温度相差 ２℃～３℃； （ ３）只重视主要无轨采矿设备配置， 辅助无轨 设备配置较少， 而且大型、 自动化程度高的无轨设备 配置较少， 辅助环节对矿山开采整体效率的影响 较大； （ ４）辅助系统仍采用传统的输送和管理方法； （ ５）设备、 人员配备较多， 效率低； （ ６）自动化、 智能化、 数字化管理应用较少。 因此， 在无轨矿山开采中应全面优化， 缩小差 距， 全方位提高各个环节效率， 实现无轨开采效率、 效益最大化。 （ 下转第９页） ４ 采矿技术 ２ ０ １ ９，１ ９（１） ChaoXing ４次微差爆破。即将一个房柱连顶柱沿矿柱长度方 向分为２～３段， 每段长度２ １～３ ２ｍ， 每段进行一次 微差爆破。由于缩小了一次爆破量， 技术要求和施 工组织较简单， 较易控制。但分次爆破的崩落矿石 堆积时上部品位较低的矿石与下部品位较高的矿石 互相参杂， 使出矿时损失贫化难以控制。贫化损失 较高。 （ ３）先崩落４ ９ ０～５ ５ ８房间矿柱， 再崩落相应盘 柱和５ ５ ８以上顶柱。该方案也缩小了一次爆破量， 技术和管理较简单。由于从下向上顺序爆破， 矿石 也顺序堆积， 不会有上部品位较低矿石参杂到下部 品位较高矿石中， 因而出矿贫化损失好控制； 但回采 ５ ５ ８以上矿体时， 因下部矿柱已爆破， 而矿石又无法 堆满空区， 造成在空区上面作业， 回采安全性差。须 用下向孔配合回采， 类似于Ｖ Ｃ Ｒ法采矿。 （ ４）先崩落５ ５ ８以上矿体， 再崩落４ ９ ０～５ ５ ８房 柱和盘柱。该法也减小了一次爆破量， 但４ ９ ０～５ ５ ８ 房柱和盘柱高品位矿石， 覆盖于５ ５ ８以上较低品位 矿石之上， 贫化损失较大。该方案顶柱可采用水平 扇形中深孔分次爆破， 也可以采用上向扇形中深孔 分次爆破。它可以将爆破规模控制在较小范围， 但 爆破次数多， 占用工作面的时间长。 上述４种爆破方法各有优缺点， 如若在技术上 有突破， 取得地下８ ０ ０ｔ级大爆破的经验［ ５］， 采用 （ １） 方案为最佳。其次可采用（４） 方案。本工艺按 （ １） 方案设计一次性微差爆破崩落整个５ ５ ８～６ １ ０段 顶柱。 ２ 讨 论 该采矿工艺流程复杂， 采准工程布置量较小， 一 次回采矿石量大， 爆破装药量大， 雷管段别数量多 （ 达３ ０多段） ， 雷管排布复杂， 爆破施工难度大、 时间 长， 柿竹园公司经过多次大爆破作业施工， 总结经验 形成了一套完善的大爆破施工组织方案， 保证了该 顶柱回采工艺采矿爆破成功实施［ １－２，５］。 ３ 结 论 高阶段矿柱连续回采工艺的成功实施， 有效解 决了柿竹园矿多金属矿区大量间柱及顶柱的回采利 用问题， 延续了矿山寿命， 降低了矿石回采成本， 值 得在类似矿山推广应用。如许多矿山存在矿石民采 现象， 民采技术及设备力量有限， 其采矿方法多为全 面空场采矿， 回采高度一般低于２ ０ｍ，２ ０ｍ以上的 矿石则作为顶柱不能进行回采利用， 造成资源浪费 和矿石损失， 若采用该顶柱回采工艺可有效解决高 顶柱（ 顶柱高度１ ０～５ ０ｍ） 的矿石回采问题。 参考文献 ［１］袁节平， 宋嘉栋， 欧任泽． 地下中深孔大规模爆破的研究与实 践［Ｊ］． 矿业研究与开发， ２ ０ ０ ８，２ ８（１） ７ ６－８ ０． ［２］袁节平．用潜孔钻机钻凿水平炮孔的试验研究［Ｊ］．采矿技术， ２ ０ ０ ４，４（３） ５ ２－５ ３．５ ７． ［３］采矿设计手册编辑部．采矿设计手册（ 矿床开采卷） ［Ｍ］．北 京 中国建筑工业出版社，１ ９ ８ ７． ［４］白复锌， 姜顺鹏， 林承恩， 张 雷， 张玉刚， 姜 峰， 吴永岐， 王 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