無底柱分段崩落法在那林金礦傾斜中厚礦體的應用

陶 冠 周 波 伍垂志 陸芳萍

（隆林鑫隆礦業有限責任公司）

無底柱分段崩落法在那林金礦傾斜中厚礦體的應用

陶 冠 周 波 伍垂志 陸芳萍

（隆林鑫隆礦業有限責任公司）

詳細介紹了無底柱分段崩落采礦法在那林金礦實驗研究的情況。根據礦體的賦存特征，采用無底柱分段崩落采礦法開采該礦的傾斜中厚礦體，經過一段時間的應用與實踐，取得了較好的經濟效益。實驗采場選擇在660 m中段676m分段至684m分段14～20勘探線之間，工業儲量22 778 t，實驗取得的采礦損失率與貧化率分別為23.65%和18.18%。

金礦 無底柱分段崩落采礦法 中厚礦體 中深孔

那林金礦現主要開采Ⅱ號礦體，分布在礦區51～0、0～36勘探線之間，地表出露長2 300 m，控制礦體長2 100 m，斜深80～590 m，標高910～320 m，賦存于F2斷層構造破碎帶及其頂底板硅化、黃（褐）鐵礦化砂泥巖中，礦體規模較大，呈板狀、似層狀、透鏡狀產出，形態平直。礦體產狀較穩定，傾向169°～224°，傾角40°～70°，平均傾向193°，平均傾角52°；礦體厚度0.84～18.10 m，平均厚度6.78m，地質平均品位2.75 g／t，工業儲量約1 143萬t。礦體直接頂板不穩固，很容易造成頂板的冒落和塌方，對安全生產構成較大的威脅，并給礦石的損失和貧化管理帶來難度。

從2001年7月至2008年5月，礦山采用無底柱淺孔留礦采礦法，但由于礦體傾角變化較大，礦巖穩固性較差，致使采場施工安全性很差，影響采場正常回采、出礦作業，采高7～8 m后就無法再往上回采，致使采場生產能力達不到選廠的處理量要求。針對該礦體以上特點，那林金礦經過多方考察、論證，最后確定采用無底柱分段崩落采礦法開采傾斜中厚礦體（礦體厚度＞4 m），無底柱分層崩落采礦法開采傾斜薄層礦體（礦體厚度≤4 m）。該采礦方法經過一段時間的生產實踐，取得了較好的經濟效果。

1 實驗采場地質及開采技術條件

實驗采場選擇在660 m中段676 m分段至684 m分段14～20勘探線之間，分段高度8 m，684 m分段及以上礦體已經采完，采空區被覆蓋層充填。該礦塊呈板狀、透鏡狀產出，受斷裂構造控制，產狀與F2斷層基本一致，走向長100 m，傾向185°～199°，平均傾向192°，礦體下盤傾角43°～56°，上盤傾角49°～71°，平均品位2.31 g／t，礦體平均厚度8.11 m，工業儲量22 778 t。

本礦塊礦體賦存于F2斷層破碎帶中，由硅化破碎的斷層角礫巖組成。礦體上下盤均為中～弱硅化的細砂巖、粉砂巖或泥巖，節理裂隙較發育；礦體主要為松散的斷層角礫巖，并具有浸水性強、節理裂隙發育的特點；礦巖穩固性較差，致使采礦過程中，采場容易冒落，礦石損失貧化指標高，礦體與圍巖沒有明顯的界線，靠化驗品位區分礦巖。礦石密度2.85 t／m3，巖石密度2.65 t／m3，礦巖松散系數1.5～1.52，礦巖普氏系數f＝4～6，礦巖自然安息角37°，礦巖易爆易碎。整個礦塊水文地質條件簡單。由于礦塊上部各分段已采空，地壓顯現較明顯，回采進路容易坍塌、冒落，給礦體回采帶來了一定的難度。

2 采礦方法應用與實踐

2.1 無底柱分段崩落采礦法

該采礦方法適用于礦體垂直厚度大于4 m、傾角大于50°的傾斜中厚礦體，見圖1。

圖1 無底柱分段崩落采礦法

2.2 實驗采場結構及布置

2.2.1 采場結構參數

采場沿礦體走向布置，采場長度100 m，分段高度8 m，寬為礦體厚度。前期開拓工程中已施工了1條溜礦井、1條通風人員材料井及脈外斜坡道。

2.2.2 采場采準切割工作

從斜坡道沿垂直礦體走向方位施工斜坡道與脈外分段平巷的聯絡巷，然后施工脈外分段平巷，需要施工聯絡巷與溜礦井、人員材料井連通，脈外分段平巷距離礦體下盤12～15 m，斷面規格2.5 m×2.5 m。為了更好地控制礦體產狀及出礦方便，在采場內每隔25 m需要施工1條脈內與脈外分段平巷的聯絡巷，稱為穿脈平巷，共計5個，斷面規格2.5 m ×2.5 m，此巷道需穿過礦體上盤控制礦體（通達礦體后亦可錯開一定距離再施工脈內探礦平巷）。在礦體內靠下盤位置沿礦體走向掘進1條脈內回采進路（理論上允許吃進部分圍巖），斷面為三心拱，規格2.8 m×2.8 m。

在礦塊端部布置切割平巷和切割天井，斷面規格2.0 m×3.0 m，切割平巷和切割天井宜布置在礦體較厚處，切割平巷利用端部穿脈平巷擴幫形成，切割天井布置在礦體上盤，傾角同上盤礦體傾角，完成整個采場的采切工作。

2.2.3 巷道掘進與支護

脈外分段平巷、穿脈平巷掘進，可按普通巷道掘進方式進行，對于局部不穩固地段，按光面爆破掘進，采用噴漿支護，局部不穩固地段采用噴錨金屬網支護。脈內回采進路掘進，一律按光面爆破掘進，每掘進4 m必須進行支護后方可向前掘進，脈內回采進路是集鑿巖、出礦為一體，暴露時間長，加上礦體穩固性差，需進行噴錨金屬網支護。

光面爆破施工：先掘進4 m左右的小斷面，然后進行光面爆破，即按照巷道外形輪廓進行鑿巖，巷道拱部孔距為300 mm，幫部400 mm。要求鉆鑿的光面爆破炮孔與巷道縱向中心線基本平行，采用間隔不藕合裝藥。其炮孔布置圖見圖2。

支護參數：脈外巷道噴漿支護，噴層厚度為50 mm，噴漿強度M20。脈內回采進路噴錨金屬網支護，先噴射一層砂漿，噴層厚度為30 mm，噴漿強度M20；然后進行錨網支護，錨桿一端需要設計擋漿環，錨桿長度2 m，直徑16 mm，錨桿網度1 m，錨桿錨固長度500mm，金屬網網格50mm×50mm，寬度1.2 m；掛網支護時網與網之間必須有100 mm的重疊搭接，并要求金屬網緊貼巖壁，錨桿墊板正向安裝在金屬網之外；噴錨金屬網支護，一般金屬網需掛到巷道腰線部位，如遇到回采進路極不穩固的情況，需掛到巷道底部；最后進行噴漿支護，噴層厚度為70 mm，噴漿強度M20。

圖2 炮孔布置示意

2.2.4 采場回采工作

無底柱分段崩落采礦法回采礦石，需采用中深孔鑿巖，選用YGZ－90型中深孔鑿巖機，孔徑為60 mm。脈內回采進路鉆鑿上向垂直扇形中深孔，排距1.6 m，孔底距1.8～2.2 m（下盤礦體部分炮孔為1.2～1.6 m）。切割槽同樣鉆鑿上向垂直扇形中深孔，排距1.0 m，孔底距1.0～1.2 m。礦巖自然安息角37°，所以扇形中深孔兩邊底角炮孔傾斜角度控制在40°～45°。其上向垂直扇形中深孔布置圖見圖3。

圖3 上向垂直扇形中深孔布置

爆破使用2＃巖石乳化炸藥，采用人工裝藥，裝藥系數為80%～85%。爆破使用非電導爆管網絡起爆，實現多段位接力微差起爆。落礦時先爆破兩端切割槽形成有效爆破空間，再由切割槽沿兩邊向中央逐步起爆正常排位炮孔，每次放炮1～2排，每排崩礦量250 t左右，即形成2個出礦面。

2.2.5 出礦方式

崩落礦石使用WJD－1.0型鏟運機出礦。由于放礦橢球體的存在，鏟運機每次鏟礦時應盡量由礦體下盤鏟出，經脈外聯絡巷運輸至溜礦井，礦石經溜礦井底部漏斗裝入礦車，經斜井提升后由主平巷運出地表。出礦采用截止品位法，經過綜合分析得出結論：當出礦品位低于1.2 g／t時停止出礦。

2.2.6 采場通風與地壓管理

采場通風：新鮮風流從人員材料通風井進入，經局扇壓入至工作面，污風從溜礦井上部排到上部回風平巷，由主平巷排出地表。

采場地壓管理：由于676分段14～20勘探線以上各分段已經全部開采完畢，覆蓋巖層已經形成而厚度遠遠超過20 m，所以不需要再做其他地壓管理工作。

2.3 實驗采場主要技術指標

本次實驗采場地質礦量22 778 t；為了方便兩邊相連采場脈內回采進路施工，保留采場兩邊十字口各兩排炮孔未爆破，礦量1 572 t；采場14～18勘探線之間8～16排炮孔，由于地壓大及暴露時間長出現冒頂，導致3 408 t礦石在本分段無法回收，只能由下分段回收。本次實驗主要技術指標見表1。

表1 本次實驗主要技術指標

3 實驗結果分析比較

本次實驗與前期長春黃金研究院實驗主要技術指標比較見表2。

表2 本次實驗與長春黃金研究院實驗主要技術指標

由表2可以看出，雖然本次實驗礦塊生產能力為200.10 t／d，比前期長春黃金研究院指標214.11 t／d略低（主要原因是本次實驗期間鏟運機故障頻繁，導致日出礦量下降，只要保持鏟運機正常運轉，合理布置采場巷道結構，礦塊生產能力提高不成問題），但是本次實驗采礦損失率與貧化率分別為23.65%和18.18%，較前期長春黃金研究院指標28.02%和21.87%分別降低了15.60%和16.87%。經分析主要原因有：

（1）對切割槽進行了更加合理的布置。脈內回采進路是沿著礦體下盤施工，切割槽中深孔鑿巖布置時，靠近下盤只能施工傾斜排位炮孔，往往這部分炮孔爆破效果不理想，形成不了足夠的爆破空間，導致下盤礦體未能全部采出，礦石損失。本次實驗充分考慮了切割槽的重要性，在切割槽中深孔鑿巖布置時，靠近下盤炮孔也一律施工上向垂直扇形中深孔，如無法布置上向垂直扇形中深孔，則增加切割平巷往礦體下盤延伸工程，直到能施工為止。經這樣布置后，切割槽爆破時雖然崩落部分圍巖，但是爆破效果理想，形成合理爆破空間，正常排位炮孔崩落礦石量多，有效控制了礦石損失與貧化。

（2）上向垂直扇形中深孔孔底距更加合理化。回采過程中礦石損失貧化率高，往往都是由于下盤礦體爆破不理想無法回收造成的，所以本次實驗減小了下盤2～3個扇形中深孔孔底距，由原來的1.8～2.2 m，調整到1.2～1.6 m，調整后爆破效果理想。

（3）無底柱分段崩落采礦法在那林金礦應用與實踐已經有一段時間，在這段時間里，對該采礦方法使用更加成熟，采場結構布置更加合理，井下工人操作更加熟練，也是采礦損失貧化率降低的重要原因。

4 實驗中存在的問題和結論

（1）那林金礦礦區礦巖穩固性較差，脈外巷道、脈內巷道均需進行支護。特別是脈內回采進路需要采用噴錨金屬網支護，支護量大、難度大、質量要求高，一旦支護速度跟不上或支護完成后暴露時間長，巷道極易出現冒頂、塌方，給巷道掘進、礦石回采帶來困難及存在安全隱患。最終導致支護成本較高。

（2）礦體上、下盤頂板圍巖均為中～弱硅化的細砂巖、粉砂巖或泥巖，節理裂隙較發育。當爆破回采礦體時，上盤頂板圍巖極易冒落，冒落圍巖混入崩落礦石中造成采礦貧化率進一步加大，這一問題在現有技術條件下尚無較有用的解決方法。

（3）采用無底柱分段崩落采礦法，下盤礦體在本分段一旦無法回采，將永久損失，特別是當下盤礦體傾斜角度小于45°時，這一現象更加突出。

（4）無底柱分段崩落采礦法是一種高效、安全的采礦方法。但由于其損失及貧化問題較為嚴重，是此采礦方法的主要突出問題。通過本次實驗可以看出，只要在采礦的設計和施工中能夠準確把握，實踐中總結經驗，合理地布置采場結構參數，便可以降低其損失和貧化程度。

（5）那林金礦礦巖整體穩固性較差，采用無底柱分段崩落采礦法回收礦石，初步取得了較好經濟效益和社會效益，可達到安全、高效、充分回采資源的目的。

［1］王 青，史維祥.采礦學［M］.北京：冶金工業出版社，2001.

［2］陳 敏，鄭偉強.無底柱分段崩落采礦法的損失、貧化問題探討［J］.南方金屬，2007（4）：27-29.

［3］徐九華，謝玉玲，李建平，等.地質學［M］.北京：冶金工業出版社，2001.

App lication of Pillarless Sublevel Caving Stoping M ethod in Inclined M edium Thick Orebody in Nalin Gold M ine

Tao Guan Zhou Bo Wu Chuizhi Lu Fangping
（Longlin Xinlong Mining Industry Co.，Ltd.）

The experimental investigation of the pillarless sublevel cavingminingmethod is introduced in detail in Nalin Gold Mine.According to the occurrence features of ore-body，the pillarless sublevel cavingminingmethod was adopted to explore the inclinedmedium thick ore-body.Good economic benefitswere obtained after application and practice for a period of time.It chose the sublevel of676m～684m within themiddle section of660m and the exploration lines between 14 and 20 as the experimental stope with industrial reserves of 22 778 t.In experiments，the mining loss and dilution rates were 23.65%and 18.18%respectively.

Gold mine，Pillarless sublevel caving stopingmethod，Medium thick ore body，Medium-length hole

2013-07-26）

陶 冠（1986—），男，助理工程師，533400廣西百色市隆林縣迎賓路江那小區。