急倾斜厚大矿体阶段深孔空场崩落联合采矿法

于清军 胡忠强 李元辉

(1.东北大学资源与土木学院，辽宁 沈阳 110819；2.山东黄金有色矿业集团有限公司，山东 济南 250100)

·采矿工程·

急倾斜厚大矿体阶段深孔空场崩落联合采矿法

于清军1,2胡忠强2李元辉1

(1.东北大学资源与土木学院，辽宁 沈阳 110819；2.山东黄金有色矿业集团有限公司，山东 济南 250100)

以红岭矿区铅锌等多金属矿体为研究对象，针对原铅锌矿开采中存在的生产能力小、劳动效率低、分段采准工程量大、成本高、采场顶板暴露面积大、安全性差、维护费用高等问题，试验研究采用脉内脉外联合采准、阶段凿岩、平行深孔孔间微差精准起爆崩矿、铲运机阶段集中出矿、一次爆破回收矿柱、封闭隔离采空区综合工艺。经现场工业试验，矿房生产能力可达到970 t/d，采矿损失率3.19%，贫化率5.25%，采矿直接成本29.22元/t。试验证明该采矿工艺简单实用、劳动效率高、生产能力大、采矿成本低，而且能有效避免矿柱大量损失，是急倾斜厚大矿体安全高效开采技术的重大进步。

急倾斜厚大矿体 采矿方法 阶段深孔 空场崩落联合采矿法

内蒙古赤峰山金红岭有色矿业有限责任公司(原名内蒙古红岭铅锌矿)为生产多年的老矿山，原为巴林左旗地方国营采选矿山企业，初始设计生产能力为300 t/d，后经扩建改造，形成了1 500 t/d的综合生产能力。2010年初山东黄金集团收购该矿后，即开展了生产规模为3 000 t/d的二期扩建工程，现已形成4 500 t/d的综合采选生产能力。

1 概 况

红岭矿区矿带由东向西共分5个矿段，矿区的主要工业矿体赋存在b矿段内。b矿段总长1 350 m，宽100 m，倾向NW，倾角70°～80°，共圈出3个锌矿体，即1、1-1、2号矿体和1个铁矿体，最大厚度28.33 m，最小0.38 m，平均厚度6.8～9.9 m，呈似层状，均为厚大急倾斜矿体。在锌矿体内，主要元素为锌，伴生有铁、铅、铜、银等，金属矿物以锌为主，普遍含有磁铁矿，少量的浸染状方铅矿、黄铜矿，主要围岩蚀变为矽卡岩化，包括石榴石矽卡岩及透辉石矽卡岩，尚有绿泥石化、碳酸盐化，极少的萤石化，以接触交代类型为主。矿石硬度系数f=12～16，矿岩稳固性较好，水文地质条件简单，易于开采。

由于矿山在较长时间内实行小规模地下开采，一直沿用分段空场法和浅孔留矿采矿法开采浅部厚度相对较小的矿体。然而，随着深部矿体厚度增大，现有采矿法由于采出矿能力低、劳动生产效率低、机械化装备水平低，分段采准工程量大、成本高而且采场准备时间长，采场顶板暴露面积大、维护费用高等原因，无法完全满足大规模开采的需要。

2011年，山东黄金集团根据红岭铅锌矿保有的矿石储量规模和矿体形态，开展了深部急倾斜厚大矿体采矿方法试验研究，以寻求安全、高效、低贫损、低成本开采工艺和技术。

2 试验采场的选择

试验选择在853～903 m水平4～3线以北9 m之间的5200盘区，矿体走向北东59°，倾向北西，倾角70°～85°，矿体平均厚度17.3 m，矿岩稳固性较好。盘区内无大的地质构造，矿岩完整性较好。盘区长度209 m，总矿量52万t，地质品位：锌2.01%、铅0.12%、铜0.06%、铁21.83%。盘区沿走向布置，共包括4个矿房和4个间柱，从南西至北东分别为5204矿房、5202间柱、5202矿房、5200间柱、5200矿房、5201间柱、5201矿房、5203间柱，每个矿房长度为32 m，间柱宽度18 m，盘区高度40 m。

2.1 采矿方法选择

本次选择在5201采场进行回采工业试验，所属矿体为锌1号矿体，矿体品位分布较均匀，矿化边界较稳定。经过采矿方案的技术比较、综合经济比较和模糊数学综合评判，确定最佳采矿方法为平底结构阶段深孔空场采矿法。该方法采用阶段脉外脉内联合采准布置方式，即中段内矿体沿走向50 m划分为回采单元，单元内再沿走向分别按32m和18m划分为矿房和矿柱，在高度方向上留厚度为10 m的临时顶柱，该顶柱同时为上中段采场的底柱，提供上中段采场出矿溜井高差。采用平底受矿结构、下向深孔落矿、多侧进路出矿、区段一次爆破回采矿柱综合工艺。矿房地质矿量为59 195 t，间柱地质矿量57 854 t，顶柱地质矿量18 347 t。采矿方法示意图如图1。

图1 急倾斜厚大矿体阶段深孔空场崩落联合采矿方法

2.2 采切工程布置

主要采切工程包括底部盘区斜坡道、脉外出矿溜井、下盘出矿平巷、穿脉出矿平巷、切顶平巷、拉底平巷、拉底硐室、深孔凿岩硐室、采场切割天井、出矿进路等。采准施工顺序为首先分别在采场上下中段运输平巷掘进断面为3.2 m×2.8 m的下盘盘区斜坡道，再在863 m出矿水平平行矿体走向和垂直矿体走向的间柱中心掘进断面为3.2 m×2.8 m 的出矿平巷和出矿进路(穿脉出矿平巷)，沿矿体走向掘进断面为3.2 m×2.8 m 的拉底平巷，同时自顶部凿岩水平联络道进入矿体后沿间柱中心掘进断面为3.2 m×2.8 m 的穿脉平巷，再沿矿体走向掘进断面为3.2 m×2.8 m 的切顶平巷，并在拉底水平向凿岩水平掘进断面为1.8 m×1.5 m 的切割天井，自855 m运输水平向上掘进φ3 m脉外出矿溜井至863 m出矿水平，至此矿房采准完毕。

为了便于矿房回采后的矿柱(间柱和顶柱)回收，最后在间柱中自矿房凿岩水平切顶平巷向上掘进断面为1.8 m×1.5 m 的通风人行天井至顶柱厚度中央高度处，垂直矿体走向掘进断面为3.2 m×2.8 m的间柱凿岩平巷和顶柱凿岩平巷，再在顶柱凿岩平巷向上掘进断面为1.8 m×1.5 m 的人行天井和掘进断面为2.0 m×2.0 m 的联络平巷与上部采场出矿平巷相通。

鉴于矿体和围岩均为稳固岩体，采准工程在掘进过程中，一般不需支护，如遇局部构造破坏部位致稳固性变差，则采用金属锚杆局部加固。试验采场采切工程量如表1所示。

表1 试验采场采切工程量

注：顶柱联络平巷为采场均摊。

2.3 采场回采工艺

将矿块划分为一步采矿房和二步采矿柱，先采一步骤矿房，再回采二步骤间柱和顶柱。盘区内矿房采用两翼后退式回采，首先回采5201矿房及5204矿房，之后回采5200矿房及5202矿房，待盘区内所有矿房回采完毕后，最后依次回收间柱和顶柱。

矿房回采前，需在采场上部以切顶平巷为初始空间，采用水平浅孔落矿刷帮至矿房回采矿体边界，高度为3.5 m，并留点柱支撑顶板，以此形成矿房凿岩硐室。同时在下部拉底水平以拉底平巷为初始空间，采用水平浅孔刷帮至矿房回采边界，形成高3.5 m的拉底空间，并留点柱支撑顶板；矿房底部结构采用平底三侧铲运机进路出矿、阶段溜井放矿，采场端部以切割天井为自由面，平行深孔爆破形成切割槽，切割矿房全宽；间柱和顶柱回采在盘区内矿房回采出矿完毕后进行，采用下向深孔和水平深孔相结合的多排微差一次爆破落矿，利用一步骤矿房出矿底部结构和溜矿系统出矿。

2.3.1 采场凿岩

采场凿岩采用T-100G型自行式环形凿岩钻机配套φ80 mm高风压潜孔冲击器和φ90 mm柱齿钻头，在位于矿房顶部的凿岩硐室中，钻凿下向平行深孔，炮孔直径90 mm，最大凿岩深度33 m左右。

采场深孔施工完成后，对每个炮孔均进行网度、深度和倾角参数验收，并在实行深孔爆破前，根据炮孔测量结果视需要调整装药设计参数。试验采场深孔凿岩成本构成如表2所示。

2.3.2 回采爆破

采场崩矿爆破采用散装多孔粒状铵油炸药，澳瑞凯依可赛MS系列导爆管雷管，孔外导爆索连接逐孔起爆网路。崩矿爆破时，炮孔下口用铁丝悬吊木塞加岩屑堵孔，人工倒入炸药至炮孔中，澳瑞凯导爆管雷管加φ60 mm乳化油起爆药包置于孔深中央高度处，孔口约1.2～1.5 m用岩粉堵塞至满，每孔内放置1个精准起爆导爆管雷管，孔外采用双导爆索连接，电力起爆器起爆。试验采场回采爆破成本构成如表3所示。

表2 试验采场深孔凿岩成本构成

注：凿岩成本以吨矿石计。

2.3.3 采场通风

采场作业面通风由主通风系统风压和工作面局扇联合完成，新鲜风流从下阶段运输平巷经盘区斜坡道进入下盘出矿平巷，再经间柱内出矿平巷、出矿进路进入切割槽或采空区，污风则上行至顶部凿岩硐室经短斜坡道至上中段回风系统排出。出矿水平和深孔凿岩硐室集中作业时，采用局扇强制通风，保证工作面空气质量。

表3 试验采场回采爆破成本构成

注：爆破成本以吨矿石计。

2.3.4 采场出矿和二次破碎

出矿在采场底部下盘和两端间柱出矿平巷中进行，位于出矿平巷一侧的出矿进路直通采场拉底硐室，落下矿石堆积于拉底硐室的水平底板上，矿石由XYWJD-3电动铲运机从出矿进路端口铲取后，经出矿平巷运至下盘脉外出矿溜井中，溜放至855 m中段运输平巷装入矿车运出。出矿过程中出现的大块在出矿口进行二次爆破破碎或在出矿溜井格筛上用固定式冲击锤破碎处理。

2.3.5 采空区处理

鉴于该矿床矿岩稳固性较好，在矿房和矿柱顺利回采并出矿完毕后，对采空区实行封闭隔离处理。但由于矿体连续性好，倾角陡，经过一定时间的生产后，会形成大片的连续采空区，将导致空区的周边岩体中应力不断升高，可能引起大规模地压活动，累积形成安全隐患。为了避免大面积连续采空区的形成，随采空区的不断下降，每隔2个中段高度即用胶结废石充填料或尾砂胶结充填料充填10～15 m左右高度，形成一定厚度的人工隔层，其上再充填废石或堆积上部边帮坍塌的岩石，作为上下空区有缓冲层或隔离层。人工胶结充填体隔层一般每隔2～3个中段高度设置1层，底部中段隔层形成后，可爆破崩落上部隔层或上盘围岩卸压或充填空区。在矿山建成尾砂充填系统后，也可采用尾砂充填采空区，充填尾砂料浆由地表充填搅拌站制备供应，用管道自流输送至井下采空区。

2.3.6 顶板维护和管理

试验采场采用阶段深孔崩矿工艺，由于矿岩较稳固，在一步骤矿房回采时，一般平巷工程顶板相对跨度不大，无需支护，上下凿岩硐室和拉底硐室暴露面积较大，则留不规则点柱支撑顶板，局部构造破坏区域采用锚杆或锚杆金属网联合支护顶板。在矿柱回采时，作业空间暴露面跨度一般较少，间柱凿岩硐室亦可采用点柱支撑顶板，顶柱凿岩则在平巷中完成。因此，该方法一般不对采场顶板岩体作特殊支护，只是通过加快回采速度，减少顶板暴露时间，降低回采作业中的围岩应力显现。

2.3.7 采场作业制度

采场回采作业采用一日三班制，每班工作8 h，采用不均衡平行作业方式，首先连续作业完成矿房凿岩，再爆破形成切割槽或小规模崩矿扩大切割槽和出矿，然后分次实行多排深孔微差崩矿，采场凿岩、出矿平行作业，爆破、通风与其他作业交替进行。施工作业人员由凿岩工4人和出矿工4人组成，爆破作业人员临时调配，其他人员如电工、通风工等辅助人员统一安排。

2.4 主要技术经济指标

试验盘区从2011年8月开始采准，2012年4月开始回采，至2012年8月试验结束，共安全采出矿石量108 655 t，试验期间采出矿石量统计如表4所示。

表4 试验采场采出矿石量统计

经试验采场统计资料汇总分析，得出采矿方法工业试验取得的主要技术经济指标如下：

采场生产能力/(t/d)

970.1

采矿损失率/%

3.19

采矿贫化率/%

5.25

千吨采切比/(m/kt)

2.79

每米炮孔崩矿量/(t/m)

9.95

凿岩台效/(t/台班)

647

凿岩工效/(t/台班)

324

出矿台效/(t/台班)

485

采矿直接成本/(元/t)

29.22

3 结 论

(1)在急倾斜厚大矿体开采中，采用深孔空场和崩落联合回采方式，集中了空场法的较低损失贫化和崩落法的高效率、高安全性等优点，试验采场共安全采出矿石108 655 t，采场生产能力达到970.1 t/d，采矿损失率3.19%，贫化率为5.25%，采矿直接成本29.22元/t。试验取得成功并已在855 m中段多个生产盘区中推广应用。试验证明所用工艺简单实用，配套性好，采场结构参数合理，生产能力大，采矿效率高，技术经济指标优良，与国内外同类矿山实际指标相比，处于领先水平。

(2)试验采用脉内脉外联合采准、阶段凿岩、平行深孔孔间微差精准起爆崩矿、铲运机阶段集中出矿、一次爆破回收矿柱、封闭隔离采空区综合工艺，实现了急倾斜厚大矿体的大规模、高效率、低成本、低贫损采矿，是急倾斜厚大矿体高效开采技术的重大进步。

(3)通过采用阶段采准工艺，使采场采准工程量大大减少，工艺大大简化，同时矿房的采准工程可被利用回采矿柱，使矿柱回采准备工程量减少，落矿和出矿效率大大提高。

(4)基于T-100G潜孔钻机的高风压下向潜孔凿岩工艺，凿岩深度大，精度高，质量好，大大提高了采场凿岩效率和生产能力，与之相配套的下向深孔装药工艺，大大提高爆破装药效率，降低装药劳动强度，改善爆破落矿质量。

(5)采用澳瑞凯依可赛MS系列导爆管雷管实行精准起爆，对爆破震动影响有明显改善，同时，由于起爆时间精准，加强了矿石在空间运动过程中的相互破碎作用，落矿块度明显改善。采用散装多孔粒状铵油炸药爆破，其价格相对低廉，降低了爆破落矿成本。

(6)采用封闭、隔离分割处理采空区，其空区处理成本最低，也可为日常掘进废石提供就地处理空间。采用部分胶结充填构筑隔墙方式，将大型连续空区化整为零，可降低大规模地压活动风险，缓冲地压活动带来的不利影响。

(7)该方法在今后的应用中，可进一步研究和完善深孔爆破工艺和参数，如试验研究加大崩矿炮孔直径和深度，可进一步有效提高凿岩爆破效率。在平底结构采场中，可以试用遥控铲运机清理底部遗留残矿，可有效避免残矿滞后而带来的损失和贫化。

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(责任编辑 徐志宏)

Stage Deep Hole Open-stope and Caving Combined Mining Method for Steeply Inclined Thick Ore-body

Yu Qingjun1,2Hu Zhongqiang2Li Yuanhui1

(1.CollegeofResourcesandCivilEngineering，NortheasternUniversity，Shenyang110819，China；2.ShandongGoldNonferrousMiningGroupCo.，Ltd.，Jinan250100，China)

With Hongling mining area with Pb-Zn polymetallic ore-body as the research object，experimental researches are carried out aiming at problems in exploration of lead and zinc ores including small production capacity，low labor efficiency，large quantities of stripping and cutting，high cost，large exposed area of stope roof，poor safety and higher costs at maintenance.Through the complex processes of joint mining within ore vein or not，stage drilling，deep hole parallel millisecond precision blasting and caving，stage concentrated ore-drawing by scrapers，pillar recovery by once blasting and isolation of goaf，good index of production capacity of 970 t/d，loss rate of 3.l9%，dilution rate of 5.25% and direct mining cost at 29.22 yuan/t in the industrial field tests were obtained.Experiments proved that this mining process has characteristics of simple and practical operation，high labor efficiency，large production capacity，and low mining cost.It also can avoid the huge loss of pillars，and is a great progress in the safe and highly efficient mining technology for steeply inclined thick ore-body.

Steeply inclined thick ore-body，Mining method，Stage deep hole，Open-stope and caving combined stope

2014-12-04

“十二五”国家科技支撑计划项目(编号：2012BAB08B01)。

于清军(1969—)，男，经理，高级工程师。

TD853

A

1001-1250(2015)-03-014-05