某急傾斜中厚礦體的分段鑿巖階段礦房法

戴超群 吳愛祥 鮑偉偉

（1.金屬礦山高效開采與安全教育部重點實驗室，北京100083；2.北京科技大學土木與環境工程學院，北京100083）

急傾斜中厚礦體的開采在國內外礦山開采中較為常見。急傾斜中厚礦體指厚度4～15 m，傾角大于55°的礦體［1］。所采用的采礦方法也多種多樣，常見的有中深孔留礦法、分段留礦法、嗣后充填法、無底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法等。如趙井清［2］研究了脈內脈外聯合采準嗣后充填法在中厚急傾斜磷礦的應用，取得了機械化程度高、分段少、生產能力大等效果，實現安全、高效開采。劉思敏［3］等探討在廣西大新錳礦使用分段中深孔落礦留礦法，著重考慮礦房礦柱回采并選擇合理回采順序，采用矸石充填處理采空區的方法，達到消除采空區隱患，穩定地壓的目的。楊定辭［4］在龍山金礦研究采用雙向長錨索預控上盤分段留礦法，將不穩固的上盤圍巖連成整體，大大提高了上盤表層的抗彎強度，有效地防止了圍巖的垮落。張文方［5］探究在上棉谷硅礦采用無底柱分段崩落法進行回采，可處理礦體頂板、底板穩定性差、礦石易碎等問題，同時采取溜礦井中留礦來減輕礦石的二次磨損沖擊，通過采場試驗證明其適用于急傾斜中厚礦體的回采，且達到了預期的效果。王正英［6］為了解決會寶嶺鐵礦礦房爆破效果不理想的現狀，根據巖石的蠕變特性和莫爾強度理論分析孔網參數，開展回采爆破現場試驗，在中厚急傾斜堅硬礦體大段高礦房取得良好效果。

本文結合某礦山實際開采技術條件，提出了在礦山生產過程中合適的開采方法、采場結構參數、空區處理方案，對提高資源回收率、提高礦山經濟效益、實現礦山安全高效生產具有重要意義。

1 地質概況及開采技術條件

贛南某硅礦共圈定工業礦體2個（編號為V1、V2），賦存于九龍腦復式巖體中的燕山早期中細粒花崗巖體內，受北東向斷裂控制，并提供容礦空間。主要開采V1礦體，V1礦床礦石類型為顯微晶—中晶結構的塊狀脈石英礦，屬玻璃用硅質原料，礦體走向45°～63°，平均55°，傾向北西，傾角65°～80°，平均75°，礦體總體走向長約1 100 m，沿傾向最大延伸159 m，厚度為2.27～19.35 m，平均厚9.26 m。V1礦體為典型的急傾斜中厚礦體，礦體出露標高由1 008.0 m至692.0 m，相對高差可達316.0 m。礦區資源儲量為373.12萬t，礦區內SiO2含量為91.1%～98.8%，Al2O3含量為0.29%～5.34%，Fe2O3含量為0.07%～0.33%。礦床中各種礦巖都很堅固，礦體頂底板圍巖主要為花崗巖，穩定性較好。礦區附近沒有大的地表水體，風化裂隙水富水較弱，構造脈狀水富水中等，但它出露低于礦體最低標高。礦區斷裂構造不發育，只有少量的北東向擠壓性斷裂，屬于阻水結構，礦體含水量較弱，滲透率較差。故礦床充水因素屬于單一簡單類型。此外，探明的礦體位于當地侵蝕基準面之上，礦床地處偏僻山區，礦體分布范圍內無居民點分布，礦區內以殘次林為主，可耕地分布稀疏，礦山開采對生態環境的影響較小。在綜合考慮經濟效益和保證安全生產的基礎上，礦山確定采用分段鑿巖階段礦房法。

該硅礦原設計為露天轉地下聯合開采。前期進行露天開采，后期進行淺孔留礦法開采。露天開采適用于礦體埋藏較淺的礦床，留礦法適用于急傾斜、圍巖和礦石均穩固、薄或極薄的礦體［7］。盡管露天開采前期的優越性較地下開采多，但缺點也是十分明顯，露天開采破壞嚴重、環境遭受污染、受氣候影響大。露天開采需要大量剝離巖石，相對于地下開采產生的廢石，排土場占地面積要大得多［8］。后期露天轉地下開采過程中會存在以下問題［9-10］：①露天轉地下境界頂柱的巖石力學條件惡化；②地采礦房靠近露天采場邊界的位置及參數確定難度大；③露天開采設備與地采設備銜接關系復雜；④露天轉地下開采礦石損失貧化增大；⑤防止露天坑底水涌入地下礦房并研究制定防洪排水措施。

針對礦山亟需改進采礦方法的現狀，結合礦山實際提出了分段鑿巖階段礦房法。實踐證明，該方法綜合了留礦法和露天開采的優勢取得了較好的技術指標和綜合效益。

2 分段鑿巖階段礦房法

2.1 礦塊及采場結構參數

由于礦體寬一般2.27～19.35 m，厚度平均為9.26 m，小于15 m，盡管有一部分礦體厚度超過15 m，但是由于礦石和圍巖均穩固，礦房厚度可以增大到20 m。因此決定沿礦體走向布置礦房，采用兩步驟回采礦塊，首先開采礦房然后開采礦柱。階段高度取50 m，分段高度取9 m。礦房長度取60 m，礦房寬度為礦體的水平厚度，間柱寬度取9 m。礦巖穩固，頂柱取6 m。為了減少采切工作量，劈漏工作避免使用漏斗式受礦巷道，而采用平底式受礦巷道，排除使用塹溝式出礦。

2.2 采準切割工程

分階段無軌運輸巷道在礦體外側10 m開鑿，凈斷面3.6 m×3.1 m，掘進斷面面積11 m2。沿礦體走向方向，在采場端部布置人行通風天井，凈斷面尺寸為2.5 m×2.0 m。在垂直階段高度每隔9 m開掘分段鑿巖平巷，斷面2.0 m×2.0 m。在回采厚度5～12 m薄礦脈時，采用單側裝礦進路的布置形式，穿脈巷道起到探礦作用，但不起運輸作用，斷面尺寸取2.5 m×2.5 m，在回采厚度超過12 m礦脈時，采用雙側裝礦進路布置形式，穿脈巷道做為輔助運輸巷道，以縮短礦石的運輸距離，斷面尺寸必須滿足汽車運輸，故取3.6 m×3.1 m。為保證礦塊的正常生產能力，在礦體上下盤均布置裝運巷道，裝運巷道間距一般取8 m，巷道斷面為2.0 m×2.0 m。在切割巷道內向采場中部掘進切割天井，斷面尺寸為2.0 m×1.5 m。拉底平巷和運輸平巷處于同一水平，拉底巷道斷面尺寸為2.0 m×2.0 m，并采用垂直深孔拉槽法開掘切割槽。

2.3 回采工藝

階段回采作業由上向下順序進行，分段回采從采場中央的切割天井自由面向兩翼后退式進行，采用兩步驟回采，首先開采礦房，然后開采礦柱。各循環作業主要有鑿巖爆破、采場通風、礦石運搬、采空區處理等工序，采礦方案見圖1。

2.3.1 鑿巖爆破

以分段鑿巖巷道為臺階，用YGZ90型鑿巖機打平行上向扇形中深孔，孔深9 m，孔徑為64 mm，排距為1.5 m，最小抵抗線1.5 m，為了減少鑿巖設備的運搬，礦塊內炮孔一次性全部打完，再進行爆破。炮孔全部打完之后，使用2#巖石乳化炸藥，同時使用BQF100型裝藥器進行裝藥，從礦房中央向兩翼每次爆破2排炮孔，用導爆管分段爆破。為了保證每個分段的裝藥、連接爆破網路等工作安全，上一個分段需超前爆破一排炮孔，為爆破人員提供更大的作業平臺。炸藥單耗為1.1 kg/m3，為了減少礦山通風時間和人員撤退時間，從而有更多時間裝礦，故一次爆破2個礦房，一次爆破量約為400 t，炸藥消耗量約為170 kg。

2.3.2 采場通風

為了保證分段鑿巖巷道具有正常風流，回采工作面從礦房中央向兩翼推進，風流從階段運輸巷道通過行人通風天井，進入分段鑿巖巷道，再從頂板上的回風小井排至上一階段運輸巷道。為使出礦時污風不影響鑿巖工作，在鑿巖過程中打完全部炮孔，分次爆破，一次爆破2排炮孔，用微差導爆管分段爆破。全礦采用集中抽出式通風系統，其優點是進排風比較集中，風流的調節和控制設備等都安排在回風巷道內，便于管理。主扇安裝在地表，維護管理更加方便。礦山主扇風機型號選用K8/No.19軸流式通風機，配用電動機型號為Y315S8，功率為55 kW。

2.3.3 礦石運搬

采用扒礦機出礦，設備型號為ZWY60/15T0，功率為15 kW。平底式底部結構中的礦石靠自重溜進裝運巷道中，扒礦機不進入空場，在裝運巷道盡頭裝礦，由扒礦機將礦石扒至上、下盤主運輸巷道后，再裝入地下礦用汽車中，礦用汽車型號為DKC12，功率為102 kW，容積為5.0 m3，最后礦石經溜井放出或運出平硐。根據計算，其扒礦機同時工作數量為1臺，備用1臺，總共2臺?；夭晒ぷ髅孢\行礦用汽車1輛，由溜井口運輸轉運到平硐口的礦用汽車1輛，備用的礦用汽車1輛，總共3輛。

2.3.4 采空區處理

礦石品質中等，原有礦柱不作為永久礦柱，在礦房回采完后，需要回采礦柱。由于礦山開采年限不短，采空區暴露面積較大，不宜采用空場法處理采空區。礦山規模不大，采用充填法處理采空區，充填成本高，工程量大，工藝流程復雜效率低。最終經比較，采用崩落圍巖處理采空區。在礦柱和礦房內的礦石均放完后，由于圍巖穩固，必須強制崩落圍巖，采用YQ100型鉆機鑿水平深孔或垂直深孔，集中爆破，崩落上盤巖石，崩落的巖石應滿足緩沖保護墊層需要，一般不小于15 m。由于礦巖比較穩固，可以對于一些局部部位采取單體局部支護。

3 應用效果

通過優化和改進采礦方法，經礦山實踐，取得良好效果。分段鑿巖階段礦房法和露天轉地下聯合開采的主要技術經濟指標對比見表1。由表1可知，該采礦方法的技術經濟效益明顯。

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4 結論

（1）新方案杜絕了露天采礦環境污染和廢石占地面積大的問題，并減少了礦石損失和貧化。與原采礦方法相比，礦石貧化率降低5個百分點，礦石損失率降低4個百分點。

（2）通過改進采礦方法和優化采場結構參數取得了較好的經濟成果，采礦成本每噸降低17.8%。

（3）地下開采過程中采用ZWY60/15T0型扒礦機聯合DKC12地下礦用汽車回采方式，生產能力由原來312.5 t/d提升到400 t/d。