(1.紫金矿业集团股份有限公司,福建 上杭 364200; 2.龙兴有限责任公司,图瓦共和国 克孜勒 667000)
摘 要:针对龙兴公司挂帮矿复杂多变的开采问题,在初步选择采矿方法的基础上,应用模糊数学对影响采矿方法选择的各项因素与指标进行定量与定性的综合计算,确定最优的采矿方法,并在矿山进行现场工业试验,现场试验结果表明模糊数学所选择的采矿方法技术和经济效益俱佳。
关键词:挂帮矿;模糊综合评判;采矿方法
中图分类号:TD235 文献标志码:A
采矿方法在地下矿山开采的基础与根本,其是否合理将关系到企业的经济效益[1-2]。虞云林[3]针对卡房西凹矿段矿体,在建立采矿方案综合评价指标体系的条件下,将关联矩阵法和采矿理论相结合,确定富矿体及较富矿体的最优采矿方案为上向分层充填法,贫矿体的最优采矿方案为分段空场法。王梓安[4]在采矿方法初选的基础上,综合运用层次分析和模糊数学综合判定的方法,对所选5种采矿方法的8个指标进行定性与定量的权重计算确定最优方案。采矿方法选择中影响因素不能完全定量的描述,需要采用模糊数学综合评判的方式进行进一步的优选[5],所选方案更为科学、合理。
1 工程背景
塔什特克多金属矿露采资源基本枯竭,即将转入地采。地采设计采深为400m,最低开采水平为-400m。地采系统分为两期,其中地采一期开采-100m以上的矿体,地采二期开采-100m~-400m之间的矿体。地采资源总量为1314.3万吨,平均品位为铜0.9%、铅1.03%、锌7.67%。其中多金属矿为1108.8万吨,铜矿体205.5万吨。设计采矿规模为100万吨/年,地采可采出矿石量约1335万吨(包括铜矿体),矿山服务年限13.5年。
1#矿体为主矿体,其余多为条带状的小矿体。1#矿体总体走向为270°~300°,倾向西南,倾角50°~80°,矿体倾角多为急倾斜,局部倾角较缓。1#主矿体厚度由几米到几十米,矿体较为厚大。露天坑与1#主矿体三维图见图1。
(a)露天坑与1#主矿体(西-东)
(b)露天坑与1#主矿体(南-北)
图1露天坑与1#主矿体三维图
2 采矿方法初选
矿区地表允许崩落,设计地下开采两种采矿方法:一是无底柱分段崩落法,回采厚度5m以上的中厚和厚大矿体;二是普通留矿法,回采厚度小于5m的薄矿体。地采由露天境界(边坡和坑底)连续开采,露天坑底与地采不留隔离矿柱。
根据国内外露天转地下开采的矿山可知,挂帮矿体开采主要采用无底柱分段崩落法、浅孔留矿法、阶(分)段空场嗣后充填法或分层充填法等。根据揭露的矿体形态、开采技术条件和矿山现状,可选择的采矿方法有:无底柱分段崩落法、上向中深孔分段凿岩阶段空场法、下向中深孔分段留矿法和下向中深孔分段废石充填法四种采矿方法。
2.1 方案(一)无底柱分段崩落法
中段高度100m,分段高度20m。回采进路垂直矿体走向布置,进路间距15m,见图2。
图2无底柱分段崩落法典型方案图
2.2 方案(二)上向中深孔分段凿岩阶段空场法
中段高度100m,分段高度20m,顶柱厚度10m。矿块沿矿体走向布置,矿块内划分为矿房和间柱。见图3。
图3上向中深孔分段凿岩阶段空场法典型方案图
2.3 方案(三)下向中深孔分段留矿法
中段高度100m,分段高度20m,中段之间留设10m顶柱。矿块沿矿体走向布置,矿块内划分为矿房和间柱。矿房回采时,留设间柱支撑上下盘围岩、管理地压,矿房回采结束后再回收矿柱(顶柱、间柱)并处理采空区,见图4。
图4下向中深孔分段留矿法典型方案图
2.4 方案(四)下向中深孔分段碎石充填法
中段高度100m,分段高度20m。采场沿矿体走向布置,矿块内划分为矿房和间柱。矿房回采时,留设间柱支撑上下盘围岩、管理地压,矿房回采结束后再回收矿柱(顶柱、间柱)并处理采空区,见图5。
图5下向中深孔分段碎石充填法典型方案图
上述四种方案很难通过定性的指标确定其优缺点,需要进一步采用模糊数学综合评判的方式确定最佳方案。
3 采矿方法优选
3.1 采矿方法模糊综合评判
根据各因素之间的模糊性关系建立采矿方案综合评判模型,该模型结构如图6所示。
图6采矿方案综合评价层次结构模型
对各因素进行重要性评价,得出模糊判断矩阵,见表1。
表1判断矩阵标度及其含义
标度 | 含义 |
1 | 同样权重 |
3 | 一因素比另一因素权重稍大 |
5 | 一因素比另一因权重素明显大 |
7 | 一因素比另一因素权重描述大于上述 |
9 | 一因素比另一因素权重描述大于上述 |
2、4、6、8 | 权重值介于中间 |
倒数 | 因素i与因素j比为Cij,因素j与因素i比为Cji=1/Cij |
(1)判断矩阵A-B:
A | B1 | B2 | B3 | B4 | B5 |
B1 | 1 | 1/3 | 1/3 | 1/5 | 5 |
B2 | 3 | 1 | 7 | 1 | 5 |
B3 | 3 | 1/7 | 1 | 1/5 | 1/3 |
B4 | 5 | 1 | 5 | 1 | 3 |
B5 | 1/5 | 1/5 | 3 | 1/3 | 1 |
(2)判断矩阵B1-C:
B1 | C 1 |
C 1 | 1 |
(3)判断矩阵B2-C:
B2 | C2 | C3 | C 4 | C 5 |
C2 | 1 | 5 | 3 | 3 |
C3 | 1/5 | 1 | 3 | 3 |
C4 | 1/3 | 1/3 | 1 | 1 |
C5 | 1/3 | 1/3 | 1 | 1 |
(4)判断矩阵B3-C:
B3 | C 4 | C 5 |
C 4 | 1 | 1 |
C 5 | 1 | 1 |
(5)判断矩阵B4-C:
B4 | C 6 | C 7 | C 8 |
C 6 | 1 | 3 | 7 |
C 7 | 1/3 | 1 | 3 |
C 8 | 1/7 | 1/3 | 1 |
(6)判断矩阵B5-C:
B5 | C 8 | C 9 | C 10 |
C 8 | 1 | 3 | 1/3 |
C 9 | 1/3 | 1 | 1/3 |
C 10 | 3 | 3 | 1 |
为了检验判断矩阵的相容性,T.L.Saaty定义了一个不相容度:
(1)
当CI≤0.1时,认为其相容性好,否则重新进行调整。
(2)
则根据上述公式可计算出B层因素对A层次的权重值为:
=(0.644,2.537,0.491,2.371,0.525)
将上述权重值归一化之后的结果为:
=(0.098,0.386,0.075,0.361,0.080)
归一化处理后的结果分别为:
B1=(1.0)
B2=(0.528,0.236,0.118,0.118)
B3=(0.500,0.500)
B4=(0.669,0.243,0.088)
B5=(0.281,0.135,0.584)
则B对C的因素单值序值矩阵为:
C 1 | C 2 | C 3 | C 4 | C 5 | C 6 | C 7 | C 8 | C 9 | C 10 | |
B1 | 1.0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 |
B2 | 0 | 0.528 | 0.236 | 0.118 | 0.118 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 |
B3 | 0 | 0 | 0 | 0.500 | 0.500 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 |
B4 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0.669 | 0.243 | 0.088 | 0 | 0 |
B5 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0 | 0.281 | 0.135 | 0.584 |
所以,C对目标层A的总排序权重值为:
=(0.098,0.204,0.181,0.083,0.083,0.172,0.078,0.054,0.011,0.046)
定量指标,rij由下式确定:
(3)
式中:fjmax——j因素指标的最大值;
fjmin——j因素指标的最小值;
d ——级差,d=(fjmax-fjmin)/(1-0.1);
fij——i方案j因素的指标值。
(3)定性指标赋值
按下列赋值法定值:
3.2 采矿方法方案模糊综合评判优选
根据采矿方法方案模糊综合评判步骤和原理,得到适宜采矿方法方案的主要因素指标评定值,见表2。
其中:方案Ⅰ:无底柱分段崩落法;方案Ⅱ:上向中深孔分段凿岩阶段空场;方案Ⅲ:下向中深孔分段留矿法;方案Ⅳ:下向中深孔分段碎石充填法
表2采矿方法方案主要因素指标
序号 | 指标 | 单位 | 方案Ⅰ | 方案Ⅱ | 方案Ⅲ | 方案Ⅳ |
1 | 采场生产能力 | t/d | 600.00 | 400.00 | 300.00 | 200.00 |
2 | 采矿直接成本 | 元/t | 98.90 | 103.60 | 113.90 | 154.90 |
3 | 千吨采切比 | m/kt | 6.40 | 8.50 | 9.80 | 9.80 |
4 | 损失率 | % | 20 | 15 | 12 | 10 |
5 | 贫化率 | % | 18.00 | 12.00 | 10.00 | 8.00 |
6 | 安全状况 | 最好-0.9 | 较好-0.6 | 较好-0.6 | 好-0.7 | |
7 | 通风条件 | 最差-0.1 | 好-0.7 | 较好-0.6 | 好-0.7 | |
8 | 劳动强度 | 最好-0.9 | 好-0.7 | 较差0.4 | 较差-0.4 | |
9 | 工艺复杂程度 | 很好-0.8 | 好-0.7 | 较差-0.4 | 很差-0.2 | |
10 | 对矿体适应性 | 很差-0.2 | 较好-0.6 | 较好-0.6 | 好-0.7 |
采矿方案模糊决策优选矩阵R为:
R= | 方案Ⅰ | 方案Ⅱ | 方案Ⅲ | 方案Ⅳ |
1.000 | 0.550 | 0.325 | 0.100 | |
1.000 | 0.924 | 0.759 | 0.100 | |
1.000 | 0.444 | 0.100 | 0.100 | |
0.100 | 0.550 | 0.820 | 1.000 | |
0.100 | 0.640 | 0.820 | 1.000 | |
0.900 | 0.600 | 0.600 | 0.700 | |
0.100 | 0.700 | 0.600 | 0.700 | |
0.900 | 0.700 | 0.400 | 0.400 | |
0.800 | 0.700 | 0.400 | 0.200 | |
0.200 | 0.600 | 0.600 | 0.700 |
对其进行加权计算,结果为:
=(0.549,0.486,0.408,0.427)
根据最大隶属原则,确定各采矿方案的优劣次序。方案Ⅰ>方案Ⅱ>方案Ⅳ>方案Ⅲ,即对于塔什特克多金属矿挂帮矿体开采最为适宜的采矿方法为:方案Ⅰ-无底柱分段崩落法。
3.3 工程应用
试验采场主要回采1#矿体,挂帮矿体走向分布I至-I+50 II线之间,矿体走向长215m,赋存标高1626m至1546m。矿体总体走向为270°~300°,倾向西南。矿体倾角50°~80°,倾角矿体形态变化大,视厚度79~46m,平均厚41m。-40m分段采切工程布置图如图7所示。
图7 -40m分段采切工程布置图
试验采场崩矿量75.01万吨,采出品位Zn 10.76%,Pb 1.67%,Cu 0.45%,技术经济指标详见表3。
采矿吨矿生产成本42.36美元/吨,详细见表4。
表3技术经济指标表
序号 | 名称 | 单位 | 数量 |
1 | 地质储量 | t | 891764 |
2 | 地质品位Cu | % | 0.57 |
Pb | % | 2.13 | |
Zn | % | 13.76 | |
3 | 采场崩矿量 | t | 750152 |
采出品位Cu | % | 0.45 | |
Pb | % | 1.67 | |
Zn | % | 10.76 | |
4 | 实际损失率 | % | 14.44 |
5 | 实际贫化率 | % | 21.29 |
6 | 炸药单耗 | kg/t | 0.42 |
7 | 采场生产能力 | t/天 | 800 |
8 | 凿岩台班效率 | m/台班 | 120 |
9 | 出矿设备效率 | m/台班 | 400 |
10 | 掘进台车效率 | m/台班 | 3 |
11 | 支护台车效率 | m/台班 | 6 |
表4采矿吨矿生产成本
序号 | 项目 | 单位 | 数值 | 备注 |
1 | 采矿吨矿生产成本 | 美元/吨 | 42.36 | |
2 | 掘进成本 | 美元/吨 | 2.91 | |
2.1 | 爆破费用 | 美元/吨 | 2.45 | |
2.2 | 其他能耗及物料成本 | 美元/吨 | 0.46 | |
3 | 采矿成本 | 美元/吨 | 2.15 | |
3.1 | 爆破费用 | 美元/吨 | 0.59 | |
3.2 | 凿岩成本 | 美元/吨 | 1.56 | |
4 | 铲装运输成本 | 美元/吨 | 3.34 | |
4.1 | 柴油费用 | 美元/吨 | 2.74 | |
4.2 | 其他物耗 | 美元/吨 | 0.6 | |
5 | 支护成本 | 美元/吨 | 2.5 | 主要含水泥、锚杆、网片等 |
6 | 通风、压气、排水 | 美元/吨 | 2.07 | |
7 | 制造费用 | 美元/吨 | 28.11 | |
7.1 | 人工成本 | 美元/吨 | 9.14 | |
7.2 | 安全措施 | 美元/吨 | 2.1 | 含矿山救援费及计提安措费 |
7.3 | 机械设备修理费(外包) | 美元/吨 | 0.98 | |
7.4 | 折旧摊销费 | 美元/吨 | 15.02 | 含办公楼、设备、采矿权折旧摊销等 |
7.5 | 其他 | 美元/吨 | 0.87 | 包含差旅费、办公费等 |
4 结论
(1)根据国内外露天挂帮矿体开采方法,结合矿山揭露的矿体形态和开采条件,初选了无底柱分段崩落法、上向中深孔分段凿岩阶段空场法、下向中深孔分段留矿法和下向中深孔分段废石充填法4种采矿方法,并分别阐述了采矿工艺,分析了采矿技术指标和优缺点。
(2)针对单因素定性分析和简单的技术经济指标比较在采矿方法方案决策中的局限性,采用模糊综合评判法对初选采矿方法进行综合分析,其评判结果为:方案Ⅰ>方案Ⅱ>方案Ⅲ>方案Ⅳ,塔什特克多金属矿挂帮矿体开采最为适宜的采矿方法为:方案Ⅰ-无底柱分段崩落法。
(3)矿山露天开采结束后,转入地下开采。挂帮矿采用无底柱分段崩落法进行回采,利用边坡岩体软破的特点,在连续回采过程中围岩暴露面积不断增加,诱导围岩裂隙进一步发育直至逐步冒落补充覆盖层,既为崩落法放矿创造了条件,又处理了边坡。
(4)在东区-40m分段开展了现场工业试验,试验采场崩矿量75.01万吨,采出品位Zn 10.76%,Pb 1.67%,Cu 0.45%。采矿损失率14.44%,贫化率21.29%,矿块生产能力800吨/天,采矿生产成本42.36美元/吨。试验总体取得了较好的效果,取得了较好的经济效益。
参考文献
[1]金家瑞,张福国,唐敏伟,等.盘区机械化伪倾斜分条采矿法试验研究及应用[J].黄金,2017,38(7):33-39.
[2]罗志桃.黄沙坪矿区钨钼厚大矿体采矿方法选择及优化[J].采矿技术,2022, 22(4): 4-7.
[3]虞云林,彭朝智,陈建康等.卡房西凹矿段复杂难采矿体采矿方法选择[J].矿业研究与开发,2024,44(03):1-7.
[4]王梓安.基于层次分析和模糊数学综合判定的某金矿采矿方法优选[J].黄金,2023,44(06):24-29.
[5]邱洋洋,王元民,由松江,等.嵩县山金急倾斜中厚矿体开采方法研究与应用[J].黄金,2023,44(1):28-32.
作者简介:陈南海(1989- ),男,福建龙岩,学士,采矿工程师,主要从事采矿生产和技术管理工作。E-mail: 2365152101@qq.com