多單元房柱采礦法在復雜多變礦體中的實踐應用

摘 要：緩傾斜薄至中厚礦體的回采方法主要為傳統的房柱法回采，采用該方法對礦體地質條件復雜多變、厚度不均勻的礦體進行回采存在安全管理難度大、采礦效率低和貧損“兩率”高等很多問題。本文通過優化房柱采礦法工藝，對礦體厚度變化大的礦體因地制宜，優化礦房結構參數并調整回采工藝，采用多單元分段回采工藝，解決了復雜多變的緩傾斜礦體的回采難題，是一種適合該類型礦體回采的方法，達到了安全、高效、經濟且合理的采礦目的，滿足了企業生產發展的要求。

關鍵詞：多單元；復雜多變；切割槽；頂板維護

中圖分類號：TD 85" " " 文獻標志碼：A

1 地質概況

本文所述公司土堆礦區礦段共圈定34個礦體。巖石以花崗巖為主，巖石硬度中等，區內斷裂構造較發育，主要包括一條構造，以斷裂構造為主，為NW走向。區內礦體主要為緩傾斜薄至中厚礦體，礦體形態主要為構造控制的層狀礦體，礦體內構造穿插較多，采場內局部區域構造交叉礦體相對富集，厚度為2m～10m，形態為“雞窩狀”的占30%以上，金品位1.25～10.33×10-6，平均3.10×10-6，品位變化系數為82%，屬有用組分分布均勻礦體。T4-6號礦體為本區典型的該類型礦體，占本礦段資源量的11.2％，礦體傾角5°～14°，平均為15°，礦體厚度在2m～10m，平均3.2m，局部富集地帶，礦體厚度在6m～8m，呈中間高、四周逐漸降低的趨勢。

2 采礦方法

本文針對礦體厚度不均勻的特點，在原房柱法基礎上改進回采工藝，采用多單元房柱法嗣后充填采礦法，對不同的礦體厚度優化調整了采場的結構參數，以達到安全、高效生產的目的。

2.1 礦塊構成要素

針對礦體厚度變化不均勻、局部富集區域厚度逐漸變厚的情況，根據探礦工控制的礦體產狀，通過切割工程將礦塊劃分為多單元礦房。礦房垂直走向布置，長度為80m，中段高度為30m，采場長度為礦體的斜長50m～70m。礦柱留設規定，當礦體厚度在5m以下時，采場內每隔10m～15m留設不小于3m×3m的礦柱維護采空區。當礦體厚度﹥5m時，采場內每隔6m～10m留設≧（5m×3m）的礦柱。當頂板破碎不穩固時，可根據實際情況縮小礦柱間距，增大礦柱尺寸提高支撐能力，在采場留設5m底柱。

2.2 采準切割工程

針對礦體厚度的不均勻性，為安全、高效回采局部厚度﹥5m的礦體，切割上山間距縮小至每隔20m施工一條，聯通上、下切割平巷，規格為2.0m×2.0m，以利于行人、通風、運搬設備或材料，并作為回采時的自由面。當上山掘進至礦體富集區域（厚度大于5m）時，上山繼續沿礦體底板掘進至上部切割平巷。

脈外采準工程是在礦體底板下部5m巖體內沿走向掘進出礦平巷，規格為2.4m×2.2m。采場底部每條切割上山附件各設置1條規格為1.5m×2.5m的人行通風井和1條規格?2m的溜礦井。

切割工作從切割上山完成挑頂開始，以切割上山為自由面，將切割上山上挑至礦體邊界，形成切割槽[1]。

當礦體傾角﹥30°時，為了便于采場內人員進行鑿巖、出礦等工作，可將切割上山偽傾斜布置，偽傾斜上山與礦體走向角度為20°～60°，可降低施工上山角度，提高作業效率。

2.3 回采作業

采用淺孔落礦、盤區順序式回采方式，單個采場回采順序以切割上山為自由面，順傾斜“V”形工作面后退式回采，以減少回采空區帶來的安全隱患。為提高回采效率，將每個礦塊劃分為多個單元小采場進行回采，各采場有單獨的出礦系統，可同時進行回采[2]。礦石通過電耙耙至溜井后下放到采場溜礦井，礦石經振動放礦機裝入礦車，再由礦車運至計量硐室后經箕斗提到地表。

在回采過程中，根據礦體實際厚度，分為3類情況。1）厚度為0.8m～1.5m，按照礦體實際厚度，采用薄脈薄采方案；礦體厚度1.5m～2.5m時，按照全斷面一次性回采。2）厚度﹤0.8m時，應通過技術經濟盈虧平衡點計算。達到回采成本平衡點的采用分采分爆回采方案，回采順序為掘進小規格巷道為拉底工程，回采方式為先抽廢石后采礦，以實現礦廢在時間上和空間上的分離。3）厚度大于2.5m時，采用上向分層留礦法回采，先采下層，再采上層。采用留礦法在采場內預留30%的礦石。經平場后，控制礦堆到采場頂板的距離為2m左右，便于工人鑿巖作業即可?；夭赏曜钌蠈拥V體后，進行錨桿全支護，以控制頂板穩定性（如圖1所示）。隨著回采工作面的推進，為做好頂板維護，采用頂板錨桿預控頂技術，每回采一個循環5m～6m后，進行采場頂板錨桿全支護，支護完成后開始下一個循環采礦作業。

2.4 鑿巖爆破

水平炮孔采用YT-28型鑿巖機落礦，上、下炮孔采用YSP—45型鑿巖機鉆鑿落礦。礦體gt;5m時采用分層回采方案，采場內預留30%礦石作為下次鑿巖作業平臺[3]。使用2號巖石乳化卷狀炸藥，藥卷長330mm，直徑32mm，質量300g，使用數碼雷管進行微差爆破。

在多單元礦塊連續回采采礦法中控制爆破的集中和大塊率是提高運搬效率的最關鍵因素。為使爆堆集中，達到理想爆破效果，采用拋擲爆破技術，崩落礦石的最佳拋擲位置應在切割上山附近，有利于提高電耙的出礦效率。崩落礦石拋出距離L（m）由爆力拋擲距離l1和重力拋擲距離l2組成，如公式（1）、公式（2）所示。

（1）

式中：l1為崩落礦石爆力作用下所增加的運距，m；l2為崩落礦石自由落體下的運距，m；M為崩落礦體厚度，取2.5m；α為礦體底板傾角，取15°；n為爆破作用指數，取1.25；W為最小抵抗線，取0.8m。

（2）

式中：f為動阻力系數，取0.8。

因此由公式（1）、公式（2）可得公式（3）。

（3）

通過上述分析，礦石爆破拋擲距離為6m是最佳位置，便于爆堆集中。

在實際生產中，本文設計了回采作業爆破參數優化方案，不斷實踐并優化。炮眼排列布置按照梅花形交錯布置，炮眼直徑d取38mm～42mm，炮眼深度l取1.2m～2.5m。最小抵抗線w和眼間距離a一般用公式（4）確定。

w=（0.35～0.6）l或w=（25～30）d

a=（1～1.5）w" " " " "（4）

炮眼的排距b通常與最小抵抗線相同。本文確定炮眼排距為0.6m～0.8m，孔距0.7m～1.1m，眼深2.3m，炸藥密度為0.6kg/m～0.7kg/m，采用反向連續裝藥結構。起爆順序為以距自由面最近的炮眼為第一排，按排間微差依次起爆。爆破步距應滿足出礦設備，使其充分發揮生產能力。一次爆破8～10排炮眼，采高小取較小值，否則取較大值。經實踐，該設計為優化后的最佳爆破參數，可達到爆破相對集中、塊度均勻、大塊率在5%以內的目的。

2.5 采場通風防塵

在施工地點采用混合式通風方式，將主豎井作為進風井。對于通風線路，施工地點的新鮮風流由礦區主豎井進入井下各中段，經采場入口進入采場工作面。污風清洗工作面后排至上部回風巷道，經回風井排至地表。風機采用11kW軸流式風機，采場內采用軟質風筒，出礦時及時將風筒拆到安全地點。

2.6 采場出礦

采場內采用功率30kW、型號為2DPJ-30的電耙，配容積0.3m3耙斗出礦，耙運距離為50m～60m，臺班綜合效率為50t～80t/臺·班。采用0.75m3礦車運輸至中段溜井后倒入計量硐室，經箕斗提升到地表。

下采場出礦時，電耙將崩落的礦石由工作面直接耙運至采場溜井。由于采場溜井儲礦量有限，采場出礦與中段出礦要協調工作，避免影響正常的采場作業循環?；夭晒ぷ鹘Y束后，用電耙輔助人工對采場進行徹底清理。

3 采場頂板維護

做好礦體富集區域不規則中厚至厚礦體采空區頂板維護是確保安全生產、提高生產效率的重點措施。一方面，根據頂板分級管理制度，回采時嚴格按照頂板分級標準，由地質技術人員根據地質現象推斷斷層等構造。施工過程中結合井下現場情況確定頂板等級，按照分級確定錨桿、錨網等支護方式[4]。另一方面，根據不同礦體厚度，通過數值計算結合實際生產經驗總結，對采場跨度和控制尺寸的優化選擇進行技術分析，確定最佳施工參數，保障生產安全。

3.1 采場跨度的確定

采場跨度是影響采場頂板穩定性的重要參數。根據巖石力學理論分析，對層狀礦體構成的頂板來說，隨總采場跨度逐漸增大，頂板應力顯現規律增大，頂板巖層彎曲也隨之增大。當增至某一數值后，頂板巖層將發生折斷和塌落。如果采場頂板發生彎曲下落，利用梁理論，載荷均布并等于自重的梁，最大拉應力出現在梁的兩端防緣點上，其值應如公式（5）所示。

δmax=L2r/2h" " "（5）

式中：δmax為巖層（梁）所受最大拉應力，t/m2；h為松脫巖層高度，取h=1.5m；r為頂板巖層單位體積重力r=2.87t/m3；L為梁（采場）跨度，m。

一旦δmax大于巖石的抗拉強度，巖石就會發生破壞。如果要滿足頂板巖層的穩定性，則必須滿足公式（6）。

δmax≤δt （6）

式中：δt為頂板巖層巖石的抗拉強度，δt=350t/m2。

整理上述公式可得公式（7）。

L2r/2h≤δt" " （7）

據此可以推斷采場極限寬度為Lj≤=

=19.1m。將巖石的抗拉強度除以安全系數，可得采場的允許寬度。根據巖層穩固程度，安全系數n可取2.0，則Ly≤==13.5m。根據計算，試驗采場確定寬度≦13m。

3.2 礦柱支護參數計算

礦柱計算的總原則是在保證采場空間程度的前提下，礦柱的尺寸為最小。設計礦柱尺寸時，通常假設礦柱處于簡單的單向受壓狀態，因此可根據公式（8）計算。

n=Sp/δp" （8）

式中：Sp為礦柱強度t/m2；δp為礦柱所受壓應力t/m2；n為安全系數。

理論上認為，當ngt;1時，礦柱是穩定的；當nlt;1時，礦柱將破壞。礦柱應力與原巖應力。開采深度礦柱高度/寬度、采空區幾何形狀以及礦體傾角等因素有關，但其中最主要的因素是覆巖應力和回采率[5]。根據采場穩定性條件和回采工藝要求，一般房間礦柱采用條帶狀礦柱，礦房回采結束后，再將條帶狀礦柱切割成間隔礦柱，從而提高礦石的回收率。因此，設計礦柱尺寸時按照條帶狀礦柱進行計算。此時礦柱強度和礦柱所受壓力如公式（9）所示。

Sp=Sc（Bp/Hp）1/2

δp=rH/1-η " （9）

滿足礦柱穩定條件。所得礦柱寬度如公式（10）所示。

Bp=[nHp1/2rH/Sc（1-η）]2" （10）

式中：Bp為礦柱寬度，m；Hp為礦柱高度，Hp=3.5m；H為覆蓋巖層厚度，H=235m；Sc為礦柱正方形巖塊試樣的平均抗壓強度，Sc=8895t/m2；η為礦體回采率，η=85%；n為安全系數，n=2。

將實際參數代入公式，所得礦柱寬度為Bp=[2×3.51/2×2.87×

235/8895×（1-85%）]=3.6m。

考慮采動影響，最后確定礦柱寬度≧4m。本文對礦體厚度gt;3.5m的礦體采用分層回采時，為提高安全性，選擇礦柱規格為5m×3m。

4 主要技術指標

主要技術指標見表1。

根據技術統計可知，-10m中段T4-6礦體2個采場生產時間為105d，不計副產礦量，共采出礦塊礦量40470t；單采場生產能力最大為77.1t/臺班；采場日平均出礦量180t/日，平均出礦品位3.62g/t，生產能力比設計指標提高了22%，采礦工效提高了35%。實際生產的各項均優于設計指標的原因是對原來采用的全面采礦法進行了優化和改革，采取多步驟、多單元和雙機作業等回采工藝，取得了良好效果，達到了安全、高效并持續生產的目的。

5 結語

本文所述礦區某礦體屬含金裂隙充填型金礦體。經粗略估算，該金礦體共計圈定推斷的內蘊經濟資源量為874605t，平均品位為3.62×10-6g/t，儲量大、品位好。在某公司生產經營中占有較大比重。本文結合礦山生產進行采礦方法工藝的優化和改革，對礦塊結構參數、采切工程布置、底部結構方式、鑿巖爆破、回采工藝以及貧損控制等提出了相應的改進措施，為礦山生產提供了采礦方法改進的技術依據，同時也為該公司的發展提供了參考和借鑒，并使其取得了良好的經濟效益和社會效益。

本文采用采場多單元回采工藝優化了采場回采、出礦系統，解決了復雜難采礦體回采損失率、貧化率高的問題，對延長礦山企業年限起到了一定作用。還根據礦山企業發展需求，進一步促進礦山機械化、智能化的推廣應用，在本文方法基礎上繼續優化回采工藝，推廣、應用鏟運機等機械設備，從而提高了企業經濟效益。

參考文獻

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