無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦法

楊宏偉,郝 濤,趙福友,周其磊

(陜西五洲礦業股份有限公司,陜西 商洛726403）

1 采礦技術條件

1.1 地質勘探提供的開采技術條件

（1）礦區水文地質條件屬簡單～較簡單類型；

（2）礦床為半堅硬的沉積層狀礦體，厚度大、穩定、完整、穩固；

（3）礦體頂板為薄層硅質巖、微薄層粘土巖，致密堅硬，性脆；底板為碳質粘土巖，節理裂隙不發育，穩定；礦體為碳質粘土巖及碳質粘土巖夾微薄層粘土巖，礦石自然安息角為38°

（4）礦體產狀340°～ 20°∠47.5°～55°（含裕源及峽峪溝）。

1.2 生產勘探揭示的開采技術條件

（1）礦區水文地質條件屬簡單～較簡單類型。

（2）礦床規模為大型，礦體形態為簡單類型。

（3）礦體有分支復合現象，分支是主要的，復合是次要的，復合長度大于50m而小于100m。

（4）存在濕度大，礦巖穩固性極差，品位較低的黃泥塊段。

（5）存在礦巖穩固性極差的難采塊段。

（6）工業礦體底盤存在連續性好的高碳層，高碳層厚度變化較大，穩固性極差。

（7）礦體產狀：1）金獅劍～焑家溝礦段為0～15°∠44～50°，平均8°∠47.5°； 2）裕源采區東段及中段，350°～5°∠46～54°，平均0°∠48°；西段340°～350°∠46～58°，平均346°∠50°；3）峽峪溝采區為10°～25°∠50～55°，平均18°∠52°。

（8）Ⅰ1號礦體（底層礦體）巖性為碳質粘土巖，致密堅硬與底盤圍巖呈漸變過渡狀態，界限不清，I2號礦體（頂層礦體）巖性為薄層碳質粘土巖夾微薄層粘土巖，層理、節理極發育，穩固性差；夾層為碳硅質粘土巖，一般致密堅硬，但西段（裕源采區）大部分例外；頂盤圍巖為Ⅱ號礦體，為薄層硅質巖夾微薄層粘土巖，層理、節理極發育，穩固性極差。

2 采礦方法選擇

2.1 淺部（上部）各中段沿用的采礦方法

淺部（上部）各中段沿用的采礦方法是房柱式留礦采礦法。此方法存在的問題如下：

（1）無法開采難采礦塊，所謂難采礦塊指的是黃泥塊段與礦巖穩固性極差的原生塊段，其層理、節理、揉褶較發育；

（2）由于礦體有自燃性，采空區封堵較困難，對于存在的已封堵火區無法開采；

（3）無法全厚開采，損失率很大，若強行全厚開采，必報廢采場；

（4）對于底盤近礦圍巖及礦石穩固性極差的礦體，無法正常開采，采切工程位置難以選擇，即使形成，也難于維護，采礦安全隱患極大。如裕源、五色溝、峽峪溝等地；

（5）對于底層礦體厚大的塊段，采礦幅度有限，無法全厚采出底層礦體，損失過大。

2.2 以往所做的工作

為了解決現實中存在的問題，提高回采率，降低損失及貧化，五洲公司也做了很多采礦方法試驗，具體情況如下。

（1）2007年與湖南長沙設計院合作進行過干式廢渣充填采礦方法試驗，以解決黃泥塊段的采礦難題，但是失敗了。工序復雜，充填難度大，充填效果差，成本高，更主要是安全隱患極大，無法推廣。

（2）2008—2009年與湖南長沙設計院合作進行過水平分層采礦法試驗，準備解決礦巖穩固性差的礦段的采礦難題，結果也是失敗的。工序復雜、成本高、安全隱患極大，難以確保鑿巖工、耙礦工的安全。

（3）2009年下半年，五洲公司內部進行設計，進行有底柱分段崩落采礦法試驗，結果也是失敗的。單從采礦系統設計本身而言，應該是正確的，試驗中基本實施了設計的采切工程，進行了開槽、拉槽及采礦中深孔爆破，這些皆是成功的，而且安全可靠，但是在漏斗溜礦的這一環節上出了問題，所采礦石被埋在采場而不能溜出，而頂部渣石溜出來了，貧化極大，這是此次試驗失敗的主要原因，這次試驗失敗了，但給人一定的啟發——解決貧化問題是關鍵。

2.3 采礦方法探討

（1）依據上述實際及中村釩礦體的傾角、厚度及礦巖穩固性等，應選擇中深孔分段崩落采礦法，考慮到礦石自然下落特點，不能考慮有固定漏斗的有底柱分段崩落采礦法，否則貧化特大，礦石還未被搬運出來，頂盤渣石會先行被搬運出來。故而，應考慮采礦、出礦較靈活的無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦法，同一出礦點出礦位置不是固定的，而是變動的，損失、貧化相對較小，既可開采頂層礦體的貧礦和富礦，也可開采底層礦體的富礦及貧礦，可全厚采完Ⅰ號礦體。

（2）夾層厚度一般較小，故可將夾層連同礦體一并采出。可保證0.88～0.92%的品位；再者，由于無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦方法出礦靈活性大，故可將一定的采出夾石量分離出來倒入溜渣井，以減小貧化。

（3）無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦方法的缺點是工程量大，通風相對困難，工序繁多，工程跟蹤指導要求要很到位，但是各工序安全系數高。

（4）采用此種采礦方法可依據實際，靈活選擇出礦、運礦設備，以確定采切工程斷面尺寸，將主要采準工程放在穩固巖層中，將采切工程維護好，對于不穩固礦巖，可用噴漿或者錨噴支護，以確保采切工程的施工，確保各生產環節的安全；對于開槽也可利用礦巖不穩固的特點不做開切槽，而是以淺孔逐步形成開槽、擴槽空間，前提是切割平巷必須支護到位、安全可靠。

總之，采用無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦法，既可開采礦巖較硬的中厚礦體，也可開采礦巖穩固性較差至極差的中厚礦體，可望將中村釩礦Ⅰ號礦體的礦塊全厚采完。

2.4 采礦方法選擇

縱觀上述，中村釩礦選用“無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦法”較合適，不但能采完礦塊全厚，而且安全性良好，回采率高，損失率小，靈活性強。

3 無底柱垂直扇形中深孔分段崩落采礦法

3.1 工程布設

3.1.1 分段運輸平巷

依據上下兩個中段的垂高確定分段數目，分段高度按10～12m。分段運輸平巷距礦體底盤10～15m，分段運輸平巷通過石門與中段間的行人、通風、設備提升上山連接，規格2.6×2.5m2。該平巷的用途為行人、通風及運輸。

3.1.2 行人、通風、設備提升上山

在兩個中段間施工行人、通風、設備提升上山，坡角30°，規格2.6×2.5m2。該上山與各分段運輸平巷通過石門甩車相接，與上部中段通過石門直接相接，石門規格2.6×2.5m2。每200～300米布設一個行人、通風、設備提升上山。

該設備上山的用途主要是行人、通風、設備運輸。

3.1.3 溜礦井（或溜渣井）

依據設備上山及分段運輸平巷，配套布設溜礦井（溜渣井），該溜礦井通過一小段巷道與分段運輸平巷以大于60°坡角接通，確保礦渣安全倒入其中，每200～300米布設一個溜礦井，規格2.6×2.5m2。

溜礦井的用途主要是在采礦期間作為溜礦用的，相鄰溜礦井一個作為溜礦井使用，一個作為溜渣井使用。

在兩個相鄰溜礦井未施工到位之前，暫通過提升上山運輸渣石，待兩設備上山關聯的分段運輸平巷及溜礦井施工到位后，可將一個溜礦井作為渣井使用，另一個溜礦井作為溜井使用，從此，逐步實施各分段平行掘進作業……，隨著設備上山的增多，溜礦井與溜渣井更好調配。

若在初期溜井使用上太過緊張時，可在兩設備上山之間再增加一個溜渣井，以確保各分段后續掘進作業正常施工，尤其有利于上部兩個分段運輸平巷的超前施工及開采。

3.1.4 分段切割橫巷

對各分段切割橫穿進行規劃設計，在同一個分段中相鄰兩個切割橫穿間距為10m，規格3×2.8m2，長度以揭穿完Ⅰ礦體為準，上下兩個分段的切割橫穿錯開布置。

3.1.5 切割平巷

連接同一分段切割橫穿的平巷，其用途是為了擴切割槽，規格3×2.8m2，坡度為0°。

3.1.6 切割天井

在切割平巷與切割橫穿交叉位置處布設切割天井，規格為2×2m2，長度5m，坡度90°，其用途是作為切割槽的補償空間。切割天井根據實際需要布設，不需要在每個切割橫穿中布設。

3.2 采礦工藝

3.2.1 擴切割槽

在切割天井兩側各施工兩排扇形炮孔，每排3個扇形炮孔，其中一個角度為90°，兩側兩個炮孔與水平線夾角為85°，倒向外側。炮孔排距為1.5～2m，長度6m，擴槽結束后，逐步擴大切割槽，此后，切割槽的炮孔排距為3.0m，長度為6.0m。擴槽作業在開采區域自始至終持續進行。

3.2.2 采礦方法

每一個分條中的切割槽施工到位后，就開始該分條采礦作業，在切割橫穿中布置扇形中深孔，炮孔排距為3.0m，最后兩排炮孔排距下部為2.0m，上部為3.0m。一次鑿巖、分次爆破，也可分次鑿巖、分次爆破，每一次爆破一排炮孔，待出礦到截止品位后，停止出礦，再進行二次放炮或者二次鑿巖，鑿巖完畢后再一次放炮，余此類推。

依據擴槽進度及生產礦量要求，可逐步增加開采分條，為了提高生產礦量，在同一分段水平可幾個區域同時開采。

各分段間可同時開采，但必須嚴格按順序施工，必須是上分段超前下分段開采，在開采下分段時，上分段對應位置即將開采結束或已開采結束最合適。

為了滿足設計生產礦量，每次至少確保3個開采區域同時開采出礦，每個開采區域有4個分條出礦。

下分段開采區域數及分條數目可以少點，僅作為上分段采礦量的補充，進一步充分確保生產礦量。

3.2.3 落礦、運礦

用YGZ90型導航式獨立回轉鑿巖機按炮孔設計鉆鑿垂直扇形中深孔，按上述要求鑿巖放炮，礦石借自重落在切割橫巷中。

因本礦山巷道規格較小，無法使用較大的無軌設備運輸，故可選擇扒渣機配合改造后的農用三輪車運礦。

礦石自工作面經扒渣機→改造的農用三輪車→就近采區溜礦井→經大巷運出。

3.2.4 頂板及采空區管理

要求必須留階段礦柱，階段礦柱垂高5.0m,為此要求每一中段內的第一個開采分段的扇形炮孔布置在一個設計的高度內，確保中段間有5.0m垂高的階段礦柱。

兩個中段之間的可開采部分全部開采，無礦柱。

在較大的溝槽、建筑物、水體下的礦體不予開采，以防災害事故發生。

由于頂盤礦巖穩固性較差至極差，故在開槽后，頂盤巖體一般會自動塌落形成覆蓋層，確保在覆巖下出礦。若在開槽后，頂盤巖體未及時塌落，應在切割平巷中直接打眼破壞或施工輔助工程予以破壞，確保在覆巖下放礦。

每個分條開采結束后，必須及時封閉嚴實。

3.3 回采率、損失率及貧化率指標計算

3.3.1 計算方法

（1）依據A—A剖面、B—B剖面、E—E剖面、F—F剖面可計算出礦體平均總面積、夾層面積等，以m2計量。

（2）依據上述剖面，還可計算出各分段開采破壞的底盤圍巖面積、損失礦量面積，以m2計量。

（3）依據上述計算出的各種面積、采區的長度及礦石體重，可計算出采區內的總礦石量、夾層量、純礦體（不含夾層）的礦石量、損失礦石量等，以噸計量。

各種數據見表1～表6

3.3.2 礦體礦量、夾層量、純礦體礦量計算（表1）

項目名稱 剖 面A—A B—B E—E F—F礦體平均水平厚度（m）1/2(20+20)=201/2(16.625+20)=18.311/2(13.220+13.216)=13.22水平厚度（m） 1/2(4+4)=4 1/2(4+4)=4 1/2(2.586+2.604)=2.601/2(13.093+13.213)=13.15夾層平均1/2(2.580+2.580)=2.580垂高（m） 54.246偽礦體面積（m2） 1084.92 993.64偽夾層面積（m2） 216.98 216.98折算礦體面積（m2） 734.04 672.28 717.13 717.33折算夾層面積（m2） 146.81 146.81 141.04 139.95礦體平均面積（m2） 710.195夾層平均面積（m2） 143.655純礦體平面積（m2） 710.195-143.655=566.54礦體礦石量（萬噸） 710.195×300×2.34/10000=49.86夾層量（萬噸） 143.655×300×2.34/10000=10.08純礦體礦石量（萬噸） 566.54×300×2.34/10000=39.78備 注A—A剖面及B—B剖面與E—E剖面及F—F剖面的夾角為α=50° 03′ 20.99″ -2° 20′ 53.66″ =47° 42′ 27.33″，故折算系數為cosα=0.677；礦巖體重2.34t/m3；采區長度300m

3.3.3 采出近礦圍巖量計算（表2）

面積(m2)分段名稱剖 面E—E F—F一分段 1/2×2.895×3.558=5.150 1/2×2.879×3.556=5.151二分段 1/2×4.884×6.776=16.547 1/2×4.917×6.779=16.666三分段 1/2×4.872×6.761=16.470 1/2×5.0×6.857=17.143四分段 1/2×4.874×6.760=16.474 1/2×5.075×6.980=17.712五分段 1/2×4.874×6.766=16.489 1/2×4.958×7.072=17.531合計 71.130 74.203平均值 1/2(71.130+74.203)=72.666圍巖采出量（萬噸） 72.666×300×2.34/10000=5.10備 注 礦巖體重2.34t/m3；采區長度300m

3.3.4 損失計算（表3）

面積(m2)分段名稱剖 面E—E F—F一分段 1/2×1.877×2.308=2.166 1/2×1.845×2.310=2.131二分段 1/2×2.947×4.090=6.027 1/2×2.928×3.999=5.855三分段 1/2×3.067×4.105=6.300 1/2×2.893×4.009=5.800四分段 1/2×2.959×4.106=6.075 1/2×2.810×3.886=5.460五分段 1/2×2.957×4.103=6.066 1/2×2.725×3.794=5.170合計 26.629 24.414平均值 1/2(26.629+24.414)=25.521損失量（萬噸） 25.521×300×2.34/10000=1.79備 注 礦巖體重2.34t/m3；采區長度300m

3.3.5 階段損失量（表4）

名 稱 計算量純礦體平均水平厚度（m） 1/2（13.22+13.15）-1/2(2.60+2.58) =10.595階段礦柱垂高（m） 5.0階段損失量（萬噸） 10.595×5×300×2.34/10000=3.84備 注 礦巖體重2.34t/m3；采區長度300m

3.3.6 “三率”指標（表5）

名 稱 計算量損失率﹪ （1.79+3.84）/39.77×100﹪ =14.16﹪回采率﹪ 1-14.16﹪=85.84﹪貧化率﹪ （5.10+10.08）/49.86×100﹪ =30.45﹪備 注在實際生產中，出礦是依據截止品位確定終止的，故實際損失率大于14.16﹪；夾石及圍巖在生產過程中有相當一部分可按渣石排出，按理貧化率小于30.45﹪，但是在出礦過程中，由于在覆巖下放礦存在二次貧化。綜合考慮貧化率應為30﹪

3.3.7 按礦石、夾石及圍巖品位指標計算貧化率（表6）

4 采區工程量（見表7、表8）

5 存在問題及說明

分段運輸平巷距礦體底盤較遠，增加了切割橫巷的工程量，這一問題也好解決。具體方法是在施工分段石門時將石門揭示礦體一部分，不必揭穿礦體，依據工程揭示地質現象，可確定其位置在距礦體底盤界限10～15米范圍內。分段運輸平巷距礦體底盤不得小于10米，這是由采礦方法及采區運輸決定的。

分段切割平巷的位置確定辦法是依據頂層礦體及夾層的礦巖穩固性。若頂層礦體礦石穩固性差至極差，將其布置在夾層中，若夾層及頂層礦體礦巖穩固性皆差至極差，將其布置在底層礦體中靠近夾層處。

切割平巷及切割橫巷的頂幫穩固程度很重要，若礦巖不穩固時必須采取措施予以支護，一般情況下使用木支護，也可采用噴漿或錨噴支護。只有確保了切割平巷及切割橫巷的穩定性才能確保安全采礦，且能采完單元礦體的礦石。

表7

[1]陜西省地質礦產局第十三地質隊.山陽縣中村釩礦床金獅劍—煙家溝礦段詳查地質報告[R]. 1985.

[2]楊宏偉,吳天鎖,周其磊.中村釩礦帶金獅劍～焑家溝礦段地質特征[Z].陜西五洲礦業公司(內部資料),2013.(12).

[3]解世俊主編.金屬礦床地下開采[M].冶金工業出版社,1986(04).

表8

[4]楊宏偉,趙福友,周其磊,郝濤.中村釩礦深部地下開采設計[Z].陜西五洲礦業股份有限公司(內部資料),2014(10).

個人簡介：楊宏偉：男，1993年7月畢業于西安礦業學院采礦工程專業，學士，工程師。