某急倾斜中厚矿体的分段凿岩阶段矿房法

戴超群 吴爱祥 鲍伟伟

（1.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京100083；2.北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083）

急倾斜中厚矿体的开采在国内外矿山开采中较为常见。急倾斜中厚矿体指厚度4～15 m，倾角大于55°的矿体［1］。所采用的采矿方法也多种多样，常见的有中深孔留矿法、分段留矿法、嗣后充填法、无底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法等。如赵井清［2］研究了脉内脉外联合采准嗣后充填法在中厚急倾斜磷矿的应用，取得了机械化程度高、分段少、生产能力大等效果，实现安全、高效开采。刘思敏［3］等探讨在广西大新锰矿使用分段中深孔落矿留矿法，着重考虑矿房矿柱回采并选择合理回采顺序，采用矸石充填处理采空区的方法，达到消除采空区隐患，稳定地压的目的。杨定辞［4］在龙山金矿研究采用双向长锚索预控上盘分段留矿法，将不稳固的上盘围岩连成整体，大大提高了上盘表层的抗弯强度，有效地防止了围岩的垮落。张文方［5］探究在上棉谷硅矿采用无底柱分段崩落法进行回采，可处理矿体顶板、底板稳定性差、矿石易碎等问题，同时采取溜矿井中留矿来减轻矿石的二次磨损冲击，通过采场试验证明其适用于急倾斜中厚矿体的回采，且达到了预期的效果。王正英［6］为了解决会宝岭铁矿矿房爆破效果不理想的现状，根据岩石的蠕变特性和莫尔强度理论分析孔网参数，开展回采爆破现场试验，在中厚急倾斜坚硬矿体大段高矿房取得良好效果。

本文结合某矿山实际开采技术条件，提出了在矿山生产过程中合适的开采方法、采场结构参数、空区处理方案，对提高资源回收率、提高矿山经济效益、实现矿山安全高效生产具有重要意义。

1 地质概况及开采技术条件

赣南某硅矿共圈定工业矿体2个（编号为V1、V2），赋存于九龙脑复式岩体中的燕山早期中细粒花岗岩体内，受北东向断裂控制，并提供容矿空间。主要开采V1矿体，V1矿床矿石类型为显微晶—中晶结构的块状脉石英矿，属玻璃用硅质原料，矿体走向45°～63°，平均55°，倾向北西，倾角65°～80°，平均75°，矿体总体走向长约1 100 m，沿倾向最大延伸159 m，厚度为2.27～19.35 m，平均厚9.26 m。V1矿体为典型的急倾斜中厚矿体，矿体出露标高由1 008.0 m至692.0 m，相对高差可达316.0 m。矿区资源储量为373.12万t，矿区内SiO2含量为91.1%～98.8%，Al2O3含量为0.29%～5.34%，Fe2O3含量为0.07%～0.33%。矿床中各种矿岩都很坚固，矿体顶底板围岩主要为花岗岩，稳定性较好。矿区附近没有大的地表水体，风化裂隙水富水较弱，构造脉状水富水中等，但它出露低于矿体最低标高。矿区断裂构造不发育，只有少量的北东向挤压性断裂，属于阻水结构，矿体含水量较弱，渗透率较差。故矿床充水因素属于单一简单类型。此外，探明的矿体位于当地侵蚀基准面之上，矿床地处偏僻山区，矿体分布范围内无居民点分布，矿区内以残次林为主，可耕地分布稀疏，矿山开采对生态环境的影响较小。在综合考虑经济效益和保证安全生产的基础上，矿山确定采用分段凿岩阶段矿房法。

该硅矿原设计为露天转地下联合开采。前期进行露天开采，后期进行浅孔留矿法开采。露天开采适用于矿体埋藏较浅的矿床，留矿法适用于急倾斜、围岩和矿石均稳固、薄或极薄的矿体［7］。尽管露天开采前期的优越性较地下开采多，但缺点也是十分明显，露天开采破坏严重、环境遭受污染、受气候影响大。露天开采需要大量剥离岩石，相对于地下开采产生的废石，排土场占地面积要大得多［8］。后期露天转地下开采过程中会存在以下问题［9-10］：①露天转地下境界顶柱的岩石力学条件恶化；②地采矿房靠近露天采场边界的位置及参数确定难度大；③露天开采设备与地采设备衔接关系复杂；④露天转地下开采矿石损失贫化增大；⑤防止露天坑底水涌入地下矿房并研究制定防洪排水措施。

针对矿山亟需改进采矿方法的现状，结合矿山实际提出了分段凿岩阶段矿房法。实践证明，该方法综合了留矿法和露天开采的优势取得了较好的技术指标和综合效益。

2 分段凿岩阶段矿房法

2.1 矿块及采场结构参数

由于矿体宽一般2.27～19.35 m，厚度平均为9.26 m，小于15 m，尽管有一部分矿体厚度超过15 m，但是由于矿石和围岩均稳固，矿房厚度可以增大到20 m。因此决定沿矿体走向布置矿房，采用两步骤回采矿块，首先开采矿房然后开采矿柱。阶段高度取50 m，分段高度取9 m。矿房长度取60 m，矿房宽度为矿体的水平厚度，间柱宽度取9 m。矿岩稳固，顶柱取6 m。为了减少采切工作量，劈漏工作避免使用漏斗式受矿巷道，而采用平底式受矿巷道，排除使用堑沟式出矿。

2.2 采准切割工程

分阶段无轨运输巷道在矿体外侧10 m开凿，净断面3.6 m×3.1 m，掘进断面面积11 m2。沿矿体走向方向，在采场端部布置人行通风天井，净断面尺寸为2.5 m×2.0 m。在垂直阶段高度每隔9 m开掘分段凿岩平巷，断面2.0 m×2.0 m。在回采厚度5～12 m薄矿脉时，采用单侧装矿进路的布置形式，穿脉巷道起到探矿作用，但不起运输作用，断面尺寸取2.5 m×2.5 m，在回采厚度超过12 m矿脉时，采用双侧装矿进路布置形式，穿脉巷道做为辅助运输巷道，以缩短矿石的运输距离，断面尺寸必须满足汽车运输，故取3.6 m×3.1 m。为保证矿块的正常生产能力，在矿体上下盘均布置装运巷道，装运巷道间距一般取8 m，巷道断面为2.0 m×2.0 m。在切割巷道内向采场中部掘进切割天井，断面尺寸为2.0 m×1.5 m。拉底平巷和运输平巷处于同一水平，拉底巷道断面尺寸为2.0 m×2.0 m，并采用垂直深孔拉槽法开掘切割槽。

2.3 回采工艺

阶段回采作业由上向下顺序进行，分段回采从采场中央的切割天井自由面向两翼后退式进行，采用两步骤回采，首先开采矿房，然后开采矿柱。各循环作业主要有凿岩爆破、采场通风、矿石运搬、采空区处理等工序，采矿方案见图1。

2.3.1 凿岩爆破

以分段凿岩巷道为台阶，用YGZ90型凿岩机打平行上向扇形中深孔，孔深9 m，孔径为64 mm，排距为1.5 m，最小抵抗线1.5 m，为了减少凿岩设备的运搬，矿块内炮孔一次性全部打完，再进行爆破。炮孔全部打完之后，使用2#岩石乳化炸药，同时使用BQF100型装药器进行装药，从矿房中央向两翼每次爆破2排炮孔，用导爆管分段爆破。为了保证每个分段的装药、连接爆破网路等工作安全，上一个分段需超前爆破一排炮孔，为爆破人员提供更大的作业平台。炸药单耗为1.1 kg/m3，为了减少矿山通风时间和人员撤退时间，从而有更多时间装矿，故一次爆破2个矿房，一次爆破量约为400 t，炸药消耗量约为170 kg。

2.3.2 采场通风

为了保证分段凿岩巷道具有正常风流，回采工作面从矿房中央向两翼推进，风流从阶段运输巷道通过行人通风天井，进入分段凿岩巷道，再从顶板上的回风小井排至上一阶段运输巷道。为使出矿时污风不影响凿岩工作，在凿岩过程中打完全部炮孔，分次爆破，一次爆破2排炮孔，用微差导爆管分段爆破。全矿采用集中抽出式通风系统，其优点是进排风比较集中，风流的调节和控制设备等都安排在回风巷道内，便于管理。主扇安装在地表，维护管理更加方便。矿山主扇风机型号选用K8/No.19轴流式通风机，配用电动机型号为Y315S8，功率为55 kW。

2.3.3 矿石运搬

采用扒矿机出矿，设备型号为ZWY60/15T0，功率为15 kW。平底式底部结构中的矿石靠自重溜进装运巷道中，扒矿机不进入空场，在装运巷道尽头装矿，由扒矿机将矿石扒至上、下盘主运输巷道后，再装入地下矿用汽车中，矿用汽车型号为DKC12，功率为102 kW，容积为5.0 m3，最后矿石经溜井放出或运出平硐。根据计算，其扒矿机同时工作数量为1台，备用1台，总共2台。回采工作面运行矿用汽车1辆，由溜井口运输转运到平硐口的矿用汽车1辆，备用的矿用汽车1辆，总共3辆。

2.3.4 采空区处理

矿石品质中等，原有矿柱不作为永久矿柱，在矿房回采完后，需要回采矿柱。由于矿山开采年限不短，采空区暴露面积较大，不宜采用空场法处理采空区。矿山规模不大，采用充填法处理采空区，充填成本高，工程量大，工艺流程复杂效率低。最终经比较，采用崩落围岩处理采空区。在矿柱和矿房内的矿石均放完后，由于围岩稳固，必须强制崩落围岩，采用YQ100型钻机凿水平深孔或垂直深孔，集中爆破，崩落上盘岩石，崩落的岩石应满足缓冲保护垫层需要，一般不小于15 m。由于矿岩比较稳固，可以对于一些局部部位采取单体局部支护。

3 应用效果

通过优化和改进采矿方法，经矿山实践，取得良好效果。分段凿岩阶段矿房法和露天转地下联合开采的主要技术经济指标对比见表1。由表1可知，该采矿方法的技术经济效益明显。

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4 结论

（1）新方案杜绝了露天采矿环境污染和废石占地面积大的问题，并减少了矿石损失和贫化。与原采矿方法相比，矿石贫化率降低5个百分点，矿石损失率降低4个百分点。

（2）通过改进采矿方法和优化采场结构参数取得了较好的经济成果，采矿成本每吨降低17.8%。

（3）地下开采过程中采用ZWY60/15T0型扒矿机联合DKC12地下矿用汽车回采方式，生产能力由原来312.5 t/d提升到400 t/d。