分段鑿巖階段空場法工藝要素優化

劉武團，劉財林

(西北礦冶研究院，甘肅 白銀 730900)

分段鑿巖階段空場法工藝要素優化

劉武團，劉財林

(西北礦冶研究院，甘肅 白銀 730900)

根據分段鑿巖階段空場法的發展途徑，優化了礦塊結構參數和采準工程布置形式，采用高分段大跨度的采場結構參數，改善了礦塊損貧指標，縮短了采準周期；應用上向留礦間隔裝藥分次爆破拉槽技術，改進了裝藥結構，加快了拉槽進度；研究應用分次集中爆破壓角回采技術，既提高了采礦強度，又縮短了空區頂板最大暴露面積期，確保回采期礦房的穩定。通過實踐，試驗采場生產能力提高了3倍，采礦成本降低了30%，為企業產能提升和技術進步奠定了良好的基礎，該優化研究對分段鑿巖階段空場法的發展和類似礦山的應用具有很好的借鑒價值。

分段鑿巖；階段空場；優化；大跨度；高分段；拉槽；壓角回采

分段鑿巖階段空場法屬分段空場法的類型之一，適宜于回采礦巖穩固的傾斜至急傾斜、薄至中厚的礦體，它在我國地下金屬礦山應用非常廣泛，其所占比重也僅次于留礦采礦法[1]。它具有回采強度大，勞動生產率高，采礦成本低，回采作業安全(鑿巖、出礦均在專門巷道內進行，人員不進入采場)等優點。該法的主要缺點是：采準工作量大，由于每個分段都要掘分段運輸平巷，鑿巖巷道，切割巷道和礦柱回采巷道等，而且這些巷道都在階段運輸水平以上，掘進成本高[2]；礦柱礦量所占比重達35%～60%，回采礦柱時損失與貧化較大[3]。本法的發展途徑主要是：根據礦床的賦存條件，優化礦塊的構成要素，盡可能增加礦房礦量占比重，減少礦柱礦量比重；有效減少采準工程，改善分段巷道的掘進條件；改革采礦工藝，達到高效開采[1]。根據該發展途徑，基于內蒙古東升廟鉛鋅多金屬礦高效空場開采技術試驗研究課題的開展，優化研究分段鑿巖階段空場法工藝要素正是本文所要探究的內容。

本文主要論述分段鑿巖階段空場法研究中關鍵參數確定、采準工程布置優化以及創新采用的回采技術，對于該法工藝中的爆破、出礦、三柱回收、地壓管理等技術環節不做闡述。

1 試驗地段地質概況

內蒙古東升廟鉛鋅多金屬礦礦床賦存于陰山山脈狼山段，以層狀堅硬-半堅硬巖石為主，礦床工程地質條件、水文地質條件、環境地質條件均為中等。礦床開采技術條件勘查類型為Ⅱ-4型。多年的開采實踐證實，礦區的井巷圍巖穩固性較好，礦巖穩定性屬穩固至極穩固類型。

礦區范圍內共有大小礦體14個，保有資源量近億噸。分段鑿巖階段空場法試驗研究地段礦塊位于900m中段14～18線間，主采礦體為2號礦體，礦體為層狀、似層狀，連續性較好，規模大，沿傾向呈波狀起伏，礦體呈褶曲狀態。試驗地段無斷裂等大的構造，礦體傾向以北西向為主，局部北東，礦體傾角65°左右，平均厚度24.22m，有分枝復合尖滅再現現象，礦體頂底板巖性主要為白云石大理巖與(含)石墨白云石大理巖。礦石工業類型以鋅硫型為主，試驗地段鋅平均品位6.76%，鉛平均品位1.74%。

2 工藝要素優化

2.1 采場結構參數優化

本次優化根據礦山礦巖穩定性特點及中段高度劃分，并通過頂板及礦柱穩定性力學分析，確定礦房跨度、礦柱寬度，從而確定采礦方法采場結構參數。

2.1.1 礦房極限暴露面積與跨度確定

在礦體回采中，采場和采空區的頂板往往因為暴露面積過大或跨度過大而冒落，因此，根據礦體水平厚度進行礦房跨度控制，使采場頂板暴露面積小于極限暴露面積，從而確保采場穩定和安全生產。

1)礦房極限暴露面積的確定。礦山礦巖穩定性屬穩固至極穩固類型，通過對頂板穩定性分析，結合對礦山80年代形成大面積老采區的細致調查，該礦區局部地段的冒落屬于“切冒形”，且應力出現了二次平衡；調查中發現礦山80年代絕大部分老采區頂板暴露面積在1000m2以上，最大采空區頂板暴露面積達到5620m2，并且四周還與3個頂板暴露面積400m2左右的空區相連，中間只有不連續點柱支撐，這部分空區暴露時間均在10年以上，并沒有較大地壓顯現和冒落發生。參考傳統采場穩定性分類標準[4]，同時結合礦山2#礦體礦巖穩固程度、礦體厚度、礦體傾角、埋藏深度等，確定上盤巖石允許暴露面積≤2000m2；頂板允許的暴露面積≤1500m2。

2)礦房跨度的確定。根據礦山老采區空區頂板的穩定情況，為便于對頂板穩定性進行理論分析，確定礦房跨度，假設頂板為均質的彈性體，礦巖性質和結構等對頂板穩定性影響不大，采用式(1)計算采場礦房極限跨度[5]。

(1)

式中：δt為采場頂板巖層中最大拉應力，MPa；Γ為覆蓋巖層的容重，g/cm2；B為采場極限跨度，m；H為開采深度，m。

2#礦體試驗采場中段標高為900m，地表標高為1200m，開采深度取300m；采場頂板巖層中最大拉應力取頂板巖石(白云巖大理巖)極限抗拉強度9.0MPa；巖石容重2.83g/cm2。經計算礦房極限跨度B=71.33m。試驗中考慮礦巖性質及結構面的影響，并結合以上確定的礦房極限暴露面積，為確保試驗研究穩妥可靠，采用裂隙較多頂板跨度是無裂隙頂板極限跨度0.6～0.7倍來確定試驗研究采場跨度，最終確定礦房跨度為45m。

2.1.2 間柱寬度的確定

空場法采礦中間柱尺寸的合理選擇對限定頂板暴露面積，維護采場穩定起主導作用，并有利于提高資源的有效回收。

假設空場法采場礦房和間柱的跨度分別為Wo和Wp，采用間柱穩定性面積分析法[6]，則間柱受平均應力如式(2)所示。

(2)

式中：δp為間柱軸向平均應力；Pz為礦房開采前應力場的垂直正應力分量。

空場法開采面積采出比為開采面積/礦體總面積，表示為式(3)。

(3)

式(3)代入式(2)中，得式(4)。

(4)

從式(4)可見，礦柱平均軸向應力可由礦柱尺寸和作用在平行礦柱軸線上采礦前法向正應力計算得到，而礦柱的平均軸向應力由面積采出比確定。當礦體厚大、規整時，面積采出比與礦柱跨度采出比相同。根據無支護開采采用面積采出比0.75的經驗，同時結合老采空區空場與礦柱跨度比遠遠大于0.75而長期保持穩定的條件，試驗研究選擇礦房與礦柱跨度比3∶1進行礦柱跨度設計，礦柱寬度為15m。

綜上，根據采場結構參數的優化結果，分段鑿巖階段空場采礦方法礦房跨度和礦柱寬度分別確定為45m、15m。通過優化，礦塊的一步回采礦量占整個礦塊的比例提高近至60%；同時，礦山的實踐證明該采場結構參數在礦房開采期間有效地維護了采場的穩定，間柱并未發生變形垮塌，并且開采后2年內礦柱始終保持了完好。

2.2 采準工程布置優化

根據礦山實際情況，礦房內鑿巖采準巷道布置形式主要有如圖1所示傳統型A和優化型B(頂柱均為6m)，各形式又分別有四種不同的布置方式。

傳統型A形式為國內空場法采礦常用形式，其特點是分段高度低，采準工程量大，中深孔設計簡單。鑿巖巷道布置分上下分段巷道對正布置方式和交錯品字型布置方式。采用這種形式布置鑿巖中孔深度一般為15m，國內大多數中深孔鉆具廠家生產的中孔施工設備均適合該形式。

試驗研究方案采準巷道布置形式確定前，在958m水平已通過對中深孔鑿巖深度、穿孔臺班效率、炮孔合格標定和檢測，經比對分析，確定優化型B形式為適合礦山2#礦體特點的形式。根據礦山礦巖可鉆性、可爆性特點，結合在中深孔穿孔、爆破試驗以及礦山已有采準工程基礎上，最終確定采用采準工程量小，可靠程度高的B1巷道布置形式。

B1型采準巷道布置分段劃分為900m、912m、926m三個分段。900～912m為受礦塹溝高度，以礦石自然安息角為基礎形成塹溝，布置兩條，確保礦房受礦范圍以及回采礦石全部進入塹溝；912m分段為正常回采分段，高度為14m，礦房內布置三條鑿巖回采巷道，并與926m分段鑿巖巷呈對正布置；926m分段高度較高，同樣布置三條鑿巖回采巷道，高度為18m，以確保鑿巖深度不超過20m，方便施工管理。

圖1 礦房鑿巖巷布置形式圖

優化型采準巷道布置形式其特點是：分段高度高，采準周期短，適應性強。B1型采準巷道布置形式較傳統布置形式節省采準工程量大于30%以上，采準周期縮短1年。

2.3 拉槽技術變革

傳統的切割拉槽工藝采用自上而下的拉槽順序，在拉槽過程中常出現懸頂的技術問題，為安全生產留下隱患；崩落的礦石采用分段人工出礦方式，采礦效率低下，且出礦點多，導致其生產工藝流程復雜且施工組織管理難度大；一般的連續裝藥結構、普通逐排爆破方式，約有三分之一的炸藥集中在炮孔口部分，炸藥能量沿炮孔軸向的分布不均勻，藥柱重心偏下，爆破后導致炮孔口位置的礦石過度粉碎，炸藥單耗高，礦石損失率大；人員長期暴露在空區下作業，存在安全條件較差等技術問題[7]。

為克服傳統拉槽工藝的弊端，本次試驗采用上向留礦間隔裝藥分次爆破拉槽技術。根據采切工程布置，首先進行900m中段拉槽，以其切割天井和切割平巷為自由面，由切割天井向礦房邊界扇形中深孔微差分次爆破拉槽。該分段拉槽結束后，進行912m分段拉槽，受礦體傾斜影響，上下分段切槽并不能完全對應，以本分段切井為初始自由面，以切巷為作業空間，作業人員在900m中段切槽爆堆進行微差間隔裝藥拉槽，當爆堆過高時，在下部900m中段進行局部少量放礦，使爆堆下降，以保證裝藥作業人員操作空間。926m分段采用與912m分段同樣的方式進行拉槽，整個拉槽爆破完成后，進行大量集中出礦。

為降低大塊率和炸藥消耗，解決底部過度粉碎帶來的穿孔質量問題，本切割拉槽法采用間隔裝藥技術，該技術操作簡單，安全可靠，提高拉槽質量創造條件。根據切割拉槽工藝的特點，考慮到現場實際情況的需要，通過實踐，間隔系數取值范圍為0.30～0.40之間。拉槽過程及分次爆破及間隔裝藥如圖2所示。

為滿足爆破補償空間的要求，并控制一次爆破裝藥量，有效降低爆破產生的地震效應，防止爆轟波對圍巖損傷后引起脫落，形成切槽內的一次貧化，減少人員在切割槽的作業時間，采用一次性鉆鑿中深孔、分次微差集中爆破。爆破次數的確定根據實際，由補償空間和出礦強度決定，爆破補償系數計算公式如式(5)所示。

(5)

式中：η為爆破補償系數；V為爆破前補償空間體積，m3；V1為爆破前礦石體積，m3。

該技術成功實施，證實其具有作業安全，工藝簡單可靠，爆破次數機動靈活的特點，也提高了出礦效率，加快了拉槽進度，還有效地降低了拉槽過程中的一次貧化；同時也避免爆破懸頂、立槽產生；間隔裝藥還解決了拉槽過程中炸藥單耗大、礦石大塊率高、施工組織復雜等問題。

2.4 回采技術優化

由于礦體為中厚礦體，采用沿脈與穿脈相結合的采準布置方式。為減小開采期間礦房頂板暴露面積，更重要的是為減少下盤巖石承受經崩落礦石傳遞的上盤壓力，避免下盤巖石產生的應力集中，使靠近礦體下盤的階段運輸大巷免遭破壞，保證整個出礦過程安全；同時，為縮短分段采準工程掘進周期，節約采準工程量；再者，為保證礦房上盤的穩定，減少回采過程中上盤廢石的混入，降低開采貧化[8]。為此，試驗采場實施了分次集中爆破壓角回采技術，詳見圖3。

圖2 拉槽過程圖

圖3 分次集中爆破壓角回采示意圖

分次集中爆破壓角回采技術具有如下特點。

1)整個試驗采場分4次進行爆破，900m中段和912m、926m分段下盤三角區1次爆破進行，使下盤三角區最后消失，避免了分段平巷提前破壞，縮短了分段平巷與鑿巖巷道之間的分段聯絡巷的距離，節約了采準工程量30m。

2)為防止上盤壓力通過崩落的松散礦石傳遞到下盤，通過出礦橫巷的控制出礦，保證松散礦石和未崩落的礦體留有一定的間隙，既通過礦石散體支撐了上盤，又切斷了上盤壓力的傳遞路徑，促進了上盤應力二次平衡，避免了階段運輸大巷受應力集中的破壞，保證了礦石運搬的安全。

3)采用分次集中爆破，不但提高了崩礦效率，加強了回采強度，同時也能使空區頂板最大暴露面積期相對縮短，從而延長礦房回采時間，確保回采期礦房穩定。

4)采用雙線微差爆破、孔底反向起爆技術，降低爆破振動效應，改善爆破破碎效果，也為分次集中爆破提供了保障。

5)采用自主研發的中深孔爆破起爆安全殼，防止爆破裝藥過程中可能出現的對雷管的沖擊磨擦和意外事故，避免導爆管在裝藥過程中的剛性磨擦，確保起爆網絡完好，提高雷管的抗靜電能力，確保爆破安全可靠[9]。

3 試驗成果

本次優化試驗研究歷經三年，取得了較好的試驗成果。

1)采用3∶1大結構礦塊結構，礦房回采寬度為45m，間柱寬15m，礦塊的一步回采礦量占整個礦塊的比例提高近至60%，有利于采場地壓管理和回采安全。

2)采用高分段采準，采準工程由4個分段變為3個分段，分段高度由12m提高到14m、18m，減少1個分段采準工程量，縮短了1年的采準周期，有效地克服了階段空場法采準周期長，資金長時間積壓的缺點。

3)9次爆破完成拉槽，4次爆破完成一個采場的落礦，采礦效率提高了2倍以上，采場生產能力提高了3倍。

4)試驗采場獲得了良好的技術經濟指標。采切比3.31m/kt，采出礦石量136774t，采出礦石品位鋅8.0%、鉛2.0%，礦石損失率1.6%，貧化率1.95%；試驗研究采礦方法采場較原淺孔留礦法采場同比多創造1702.03萬元的經濟效益。試驗采場主要技術經濟指標見表1。

表1 試驗采場主要技術經濟指標表

4 結論

1)針對分段鑿巖階段空場法工藝要素優化研究，本試驗研究從頂板及礦柱穩定性入手，優化了采場結構，確定了高分段大跨度的礦塊參數，增加了礦房礦量，改善了礦塊損貧指標；采用優化型采準工程布置，減少采準工程量，縮短了礦塊采準周期；采用上向留礦間隔裝藥分次爆破拉槽技術，改進了裝藥結構，加快了拉槽進度，確保了作業安全，避免爆破懸頂、立槽產生，可操作性強高；采用分次集中爆破壓角回采技術，避免了分段平巷提前破壞和運輸大巷受應力集中的破壞，保證了礦石運搬的安全，既提高了采礦強度，又縮短了空區頂板最大暴露面積期，確保回采期礦房的穩定。

2)經過三年多的試驗研究和實踐，以分段鑿巖階段空場法工藝要素優化為主的礦山高效安全采礦方法試驗研究取得了成功，試驗采場生產能力提高了3倍，采礦成本降低了30%，為企業產能提升和技術進步奠定了良好的基礎，該工藝要素優化所探究的技術成果對分段鑿巖階段空場法的發展和類似礦山的應用具有很好的借鑒價值。

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Optimization of process element in sublevel drilling and bench open stopping method

LIU Wu-tuan，LIU Cai-lin

(Northwest Research Institute of Mining and Metallurgy，Baiyin 730900，China)

According to the development way of the sublevel drilling and bench open stopping method, ore blocks structure parameters and the arrangement form of mining preparation engineering were optimized.The high sublevel and long span ore blocks structure parameters were used to improve index of loss and poorness and reduce the mining preparation time.The technology of intermittent charge trenching blasting was used to improve the charging structure and accelerate cutting progress.Fractionated concentrated burst pressure angle mining technology was used to improve the strength of mine and shorten maximum exposure time of roof area, which ensured stability of recovery stope.The practice results showed that stope production capacity increased 3-fold and mining costs reduced by 30% for enterprises productivity and technological progress a good foundation.The optimization study had a good reference value to the development of sublevel drilling and bench open stopping method and the application of similar mining.

sublevel drilling；bench open stopping；optimization；high sublevel；long span；pull trough；leave angle of mining(mine)

2014-06-03

劉武團(1969-)，男，采礦高級工程師，長期從事于礦山的科研與設計工作。E-mail：lwtuan@163.com。

TD853

A

1004-4051(2015)07-0090-05