不稳固矿岩条件下倾斜中厚矿体的高效采矿方法研究

2012-01-08李冬萍任风玉

中国矿业 2012年8期

李冬萍，任风玉

(1．中国有色矿业集团有限公司，北京 100029；2．东北大学，辽宁沈阳 110004)

在地下开采时不稳固的矿岩条件容易造成巷道垮塌、采场冒落等现象，对采矿方法的要求较高。如采用空场类采矿方法，稳定性较差、生产能力较低；如用分层充填采矿方法，成本高、产量低。目前普遍采用的崩落法在开采倾斜中厚矿体时，则面临控制矿石损失与贫化，并经济有效地回收下盘矿石的技术难题。因此，改进崩落法以实现安全高效开采是不稳固倾斜中厚矿体开发利用的关键所在。

1 采矿方法现状分析

1.1 矿山概述

某铜矿是一座大型地下矿山，矿体走向近东西，倾向南，倾角38°～65°，厚度7～10m，走向长度约2200m，矿石铜品位平均2.60%。铜矿物主要赋存在片岩、泥质板岩中，岩性较差。矿体的直接上盘围岩为厚度约10m的矿化泥质板岩(品位低于1%)，矿体下盘围岩为泥质石英岩、长石石英岩。其中，矿体下盘0.2～0.5m为富矿聚集带，品位高达8%左右。

该矿1974年开始地下开采，采到500mL中段后，因巷道与采场塌冒严重造成生产效率低，于1987年被迫停产。从2000年7月开始恢复生产建设，采用竖井和斜坡道联合开拓，设计500mL中段与700mL中段同时开采，其中500mL中段选用分段空场法、分段崩落法、上向分层充填法开采；700mL中段主要应用分段空场嗣后充填法开采。设计采矿生产能力为6500t/d，其中500mL中段为1500～2000t/d，700mL中段为4000～4500t/d。

1.2 存在问题和难点

在实际生产中，分段空场法采场与分段崩落法采场都发生过因沿脉采准巷道时常垮塌而影响生产的现象。700mL中段投入20多个分段空场嗣后充填法采场，实际生产能力仅500t/d左右，冒落采场的损失率一般超过40%，贫化率30%以上。

通过分析该矿采矿方法现状，归结出三个方面的难题：

1) 矿体赋存条件与品位分布条件对回采工艺提出较高的要求。矿体下盘有0.2～0.5m的富矿聚集带，品位高达8%左右，直接上盘围岩有厚度约10m的矿化泥质板岩，品位低于1%，但高于铜工业品位。由于矿岩允许暴露面积小，传统的空场类采矿方法的远不如分段崩落法高效，但在倾斜中厚矿体条件下，如何用崩落法经济有效地回收下盘富矿，是技术难题。

2) 矿岩稳定性差与采动地压大，近矿沿脉巷道难以形成。矿体与近矿围岩稳定性差，主要是矿体的层理和节理发育，层理间距一般为0.05～1.0m/条，层理面严重绢云母化，使得矿体与近矿围岩暴露后容易片落。而且由于采动地压大，在稳定性较差部位，片落后的巷道难以维护，地压持续破坏，围岩冒落高度不断加大，直至整个巷道断面便被冒落散体堵塞。尽管采用支护，但绝大多数采场的凿岩巷道均不能形成。

3) 难以形成空场采场，矿岩容易冒落。采场不能形成稳定的空场，在采场爆破后，随出矿作业的进行，上盘围岩随之垮落。在500ML水平的分段空场法采场的实际生产中，上盘围岩的自稳面积不超过120m2。上盘围岩容易冒落，加大了采场放出矿石的损失贫化。

2 地压活动规律与采动应力分布研究

由于近矿围岩主要为泥质板岩，岩性硬而脆，抗拉强度低，开挖后的变形导致离层，形成薄层岩板，一旦围岩出现较大拉应力，就容易引起破坏。在实际生产中，距离矿体20余m的分段巷道稳定状态良好，而矿体内的矿房和靠近矿体的沿脉凿岩巷极容易冒落。沿脉凿岩巷的破坏总是拱角先片落，其次拱顶冒落，最后两帮片落，而且破坏巷道从未发现底鼓现象。这些现象说明：围岩变形派生的拉应力是导致巷道和采场冒落的主要原因。因此，需要通过定点布置收敛仪，收集崩落回采过程中联巷中围岩应力的变化数据，分析崩落法采场的应力场分布特征。

1) 监测点1：529mL 3～6采场6#采联巷道，布置11排测点。通过数据分析，发现测排1至测排3受采动影响较小，测排3至测排6为主要承压区，测排7至测排9为应力降低区，测排10至测排11为承压区，此时的上分段采场上盘爆破边界与下部卸压区边界所成的角度(卸压角)为99°，卸压区宽度7.2m。

2) 监测点2：565mL 3～6#采场5#、6#采联巷道，受相邻3～5#和3～7#采空区的影响，对应的3～6#采场巷道顶板采动压力较大。在两个监测采联巷道中，分别布置13排监测点，通过数据分析，测排1～5为采动压力扰动区；测排6到测排7之间为卸压区；测排7～10为承压区，测排11～13为免压区，此时的上分段采场上盘爆破边界与下部卸压区边界所成的角度(卸压角)为90°，卸压区宽度约6.5m。

可以得出，采动地压集中作用于层、节理发育的矿体与近矿围岩；上分段崩落回采对下分段采场卸压作用明显，卸压开始位置用卸压角表示为90°～99°，往下盘方向范围约为6.5～7m。同时在卸压区的下盘部位有一承压区，范围约为6m，沿脉工程应尽量避开此区域。

3 采矿方法优化

3.1 分段卸压崩落法工艺

分段卸压崩落法对于无底柱分段崩落法的最主要改进在于上分段回采为下分段卸压，下分段沿脉巷道布置在卸压区内，提高沿脉回采巷道的利用率，合理回收下盘富矿带并减轻支护工作量。在中厚倾斜矿体中由于角度与厚度都不充足，需要从上往下逐分段卸压，进路沿矿体走向布置，上一分段的回采空间为下一分段的沿脉进路卸压，同时，为充分回收下盘侧高品位矿石，沿脉进路布置在底板围岩里，具体方案见图1。

因卸压需要而崩落的上盘围岩面积S2、因回收富矿带需要而崩落的下盘围岩面积S1、以及合理的分段高度H值，均可按采场结构图2几何关系导出，计算公式如下：

；

式中：D=2T(af+bn2)(ar+2bctgθ)+B2-

T=ctgα+ctgθ；

α—矿体倾角；β—散体放出角；θ—上盘侧边孔角；φ—卸压角；B—矿体水平厚度；Cb—崩矿品位，%；Ck—矿石地质品位，%；Cy—上盘围岩品位，%。

图1 分段卸压崩落法方法图

图2 分段卸压崩落法采场结构示意

以1410线至1740线之间的矿体为例，计算得分段高度为8～20m，见表1。

表1 1410至1740线矿体分段高度计算值

越往深部，分段卸压崩落法的合理分段高度值越大，相应投入采场的采准工程量就越小。从实际采出矿量看，分段卸压崩落法矿石回采率可达75%以上，贫化率可控制在25%～30%。

3.2 分段卸压崩落法参数确定

3.2.1 卸压角(φ)

矿山压力传递角即上分段采场上盘爆破边界与下部卸压区边界所成的角度称为卸压角，卸压角的取值范围与空区跨度、应力降低区的延深深度、矿体倾角有关。根据FLAC3D数值分析和现场试验结果，在矿体厚度7～10m、分段高度8～10m、矿体倾角45°～65°的条件下，卸压角的最小值可取为90°。随着卸压角取值的增大，卸压程度增大，但是卸压角过大崩落岩石量过多。综合考虑，推荐卸压角不大于95°，即取卸压角介于90°与95°之间，此时不仅可消除采动压力，而且至少可卸掉20%以上的原岩压力[3]。

3.2.2 边孔角

上盘边孔角的大小需考虑减小最大孔深和保证边孔有效爆破两个因素，按散体移动特性确定上盘边孔角55°～60°。下盘边孔角的确定考虑到减小下盘残留，结合矿体形态，综合考虑下盘崩落废石与矿量的回收关系，推荐取下盘边孔角70°。

3.2.3 崩矿步距

分段卸压崩落法的落矿及出矿条件与传统的无底柱分段崩落法相近，每一步距的可放矿石层高度也与矿用分段崩落法相近，可取2.0～2.2m崩矿步距值。

3.2.4 采场平面布置形式

分段巷道布置在远离矿体的稳固性岩体里，受采动影响小，由于矿体较长，设计沿走向多分区开采，可以保证足够的生产能力。根据勘探线间距，采区尺寸为360m，每一采区布置三条矿石溜井，一条废石溜井，用一台铲运机(斗容4.6～5.4m3)出矿，保证四个工作面可同时出矿，出矿能力1200t/d。具体见图3。

图3 推荐的采区尺寸与主要工程布置形式

3.2.5 巷道支护形式

采用常规的单一缝管式锚杆支护，锚杆长2.0m，每排视岩性打10～11根锚杆，锚杆排间距1.2m。抽条冒顶严重区域采用锚杆压钢筋条支护，支护后没有发生进一步破坏，使整个回采进路全长投入回采。

3.3 采场试验结果

在488mL分段5#采场进行了分段卸压崩落法试验。该采场矿岩稳定性较差，矿体水平厚度8～11m，倾角43°～54°，平均地质品位2.52%，试验采场取卸压角90°，回采进路中心距矿体下盘边界水平距离为8.9～10.3m，崩岩高度4.2～7.6m。在488mL 5#试验采场回采过程中，进行下分段500mL 3-4#采场的掘进，该采场的沿脉巷按照卸压角90°进行布置。

由于试验采场的沿脉进路在部分卸压范围之内，地压显现程度大为减轻，未出现巷道塌冒的地压活动，巷道利用率达到了100%。试验采场地质矿量为23017t，采出矿量29714t，采出矿石品位1.71%，金属回采率87.60%，矿石贫化率32.14%。采场生产能力800～1000t/d，取得了较好的回采指标，从而表明适当崩落下盘岩石可显著提高金属回采率，也表明分段卸压崩落法具有较高的适应性。