新型顶底柱、边角残矿回采技术及其在某铅锌矿的应用

2022-10-14史文豪李兵磊

有色金属（矿山部分） 2022年5期

龙翼，史文豪，李强，李兵磊

（1.紫金矿业集团股份有限公司，福建龙岩 364000；2.福州大学紫金地质与矿业学院，福州 350108；3.紫金（长沙）工程技术有限公司，长沙 410006）

国内外金属矿山地下开采，基本上是采用两步骤回采的采矿方法［1-5］。作为第二步骤回采的矿柱比例占采场矿量的15%～60%不等；此外，为保护地表构筑物、河流和湖泊以及井巷工程，—些矿山还需留保安矿柱。因此，及时而有效地回采矿柱，对充分利用国家资源，延长矿山服务年限，提高矿山经济效益，都具有极为重要意义［6-11］。此外，这也是改变目前矿山多阶段作业，及其所带来的井下工人劳动生产率低，管理复杂，运输、通风和压风设备得不到有效利用，以及能耗高等问题的关键所在。同时，设计和生产矿山正确选择矿柱回采方法，是降低矿石损失与贫化，改善矿山技术经济指标，确保作业安全的重要一环［12］。例如，朱斌等［13］基于三维激光空区扫描，对东塘子铅锌矿区中的不同类型矿柱提出了不同的回采方法。最终，现场测试取得了较好结果，为矿山创造了良好的经济效益；董世华［14］针对隔离矿柱回采存在的问题，采取一系列措施进行优化，实现了回收率从70%到81%的突破；孙健等［15］基于呷村银多金属矿实际情况，拟定了三种回采方案。最终根据技术、经济条件对比，选择了第三种方案，并成功应用于生产之中。因此，本文基于某铅锌矿上部中段的现行顶底柱开采技术，针对其不足之处，提出了一种新型的顶底柱、边角残矿开采技术。

1 某铅锌矿矿区现有矿柱回采技术及主要存在问题

1.1 某铅锌矿矿区简介

该铅锌矿位于韶关市仁化县境内，董塘盆地北缘，是目前我国乃至亚洲最大的铅锌生产基地。矿区地理坐标为 N25°05'00″～25°07'06″，E113°37'07″～113°39'12″，面积约11 km2，南距韶关市48 km，206国道于矿区南部通过，交通便利。矿山始建于1965年，1968年投产，现已具备日处理铅锌矿石量5 000～5 500 t，年产铅锌金属量18万t的综合生产能力。经过40多年的开采，目前－360 m以上中段采场大部分为间柱和难采采场，并逐步向边远和深部矿体开采。井下采矿作业中段多，区域广，顶底柱和难采矿体回采矿量约占年产量的10%，间柱采场回采矿量约占年产量的30%以上，采掘作业面达300多个。

1.2 矿区目前的矿柱回采方案

将顶底柱划分成条形矿房，两步骤回采，一步骤矿房宽度为8 m，二步骤矿房宽度为7 m，矿体高度为顶底柱残矿全厚（一般为8 m）。回采时凿岩台车在下部拉底平巷内钻凿上向中深孔，装药台车装药，以切割槽和凿岩平巷为自由面和初始补偿空间，一次爆破崩落采场矿石。矿体回采在充填体顶板下面进行，为确保作业安全，采用遥控铲运机出矿，人员不进入空场作业，回采完毕，密闭采场并充填接顶，该回采方法采用全机械化作业。间隔式回采，一步骤矿体回采时，二步骤矿体作为矿柱支撑采场顶板，二步骤矿房两侧为充填体。图1为该采矿方法的示意图。

图1 现行回采方案示意图Fig.1 Schematic diagram of current mining scheme

1.3 现行方案缺点

该矿现有的顶底柱残矿回采工艺存在以下缺点：

1）采切工程量大：由于需要凿岩台车进入，拉底空间较大，采场底部大部分被拉开，因此采切工程比较大，且采切效率较低。

2）安全性差：安全性差主要来自采场底部拉开较大，采场两帮大部分为充填体，顶部矿体缺少可靠的支撑，这些都大大降低了回采作业的安全性。

3）贫化、损失率大：由于受到回采工艺的限制，对于较为破碎的顶底柱残矿不敢轻易施工回采巷，造成部分矿体损失，无法回收，对于产状较为复杂的矿体，必须夹杂回收部分废石，造成很大的贫化。

2 新型的顶底柱、边角残矿小型化设备高效回采方案

将顶底柱划分成条形矿房，两步骤回采，一步骤矿房宽度为8 m，二步骤矿房宽度为7 m，矿体高度为顶底柱残矿全厚（一般为8 m）。回采时YGZ-90凿岩机在下部拉底平巷内钻凿上向扇形中深孔，装药台车装药，采场预先施工切割井，回采爆破是采用中深孔爆破成井，并以切割井和凿岩平巷为自由面和初始补偿空间，一次爆破崩落采场矿石。矿体回采在充填体顶板下面进行，为确保作业安全，采用遥控铲运机出矿，人员不进入空场作业，回采完毕，密闭采场并充填接顶，该回采方法采用全机械化作业。间隔式回采，一步骤矿体回采时，二步骤矿体作为矿柱支撑采场顶板，二步骤矿房两侧为充填体。图2为该采矿方法的示意图。

图2 新型顶底柱残矿小型化设备高效回采方案示意图Fig.2 Schematic diagram of high-efficiency mining scheme of new miniaturized equipment for roof and bottom pillar residual ore

具体步骤如下：

1）采准工作主要包括采场进路、凿岩平巷；切割工作主要有切割横巷。由原来的分段平巷掘进采场进路（规格3.0 m×3.0 m）进入采场，采场进路施工完毕后，在矿房中间位置掘进式施工凿岩平巷（3.2 m×3.2 m）贯穿回风巷，矿体稳定性好的采场可以对凿岩巷道两帮扩帮挑顶处理，留设边柱，增大凿岩硐室空间。

2）采切工作完成后，进行采场回采作业，采用中深孔成井爆破形成切割井，以切割井为自由面和初始补偿空间一次爆破崩落矿石。

3）采用YGZ-90钻凿上向扇形中深孔，孔径为Φ60 mm，排距为1.3～1.5 m，孔底距为1.6～2.0 m，炮孔一次施工完，靠近底板的边帮中深孔控制不到的矿石可采用手钻打眼。

4）顶底柱采场采用一次爆破整个采场，以切割槽为自由面后退式崩矿。采用小型装药台车装填矿用乳化炸药，单位炸药消耗量为0.3～0.4 kg／t，填塞长度为1.0～1.5 m，拉槽孔采用双发毫秒差导爆管雷管起爆，孔内不敷设导爆索；回采孔采用单发毫秒差导爆管雷管起爆，孔内敷设导爆索，同段之间导爆索进行连接。起爆系统为导爆管—导爆索起爆。

5）每次爆破后，新鲜风流由无轨运输巷通过采场进路进入采场，充分清洗工作面后（通风时间不少于40 min），污风经回风平巷排入主回风巷。

6）保通风良好后，采用遥控铲运机将矿石运至溜井；崩落矿石出完后，即进行下一循环作业，底柱采场比较长或者底柱比较破碎时，回采一定长度后停止回采，对已回采空区进行充填立模，以控制地压和安全回采剩余矿石。

采用新型顶底柱、边角残矿小型化设备高效回采方案的主要优势为：

1）安全性好：新采矿工艺是在凿岩巷里作业而不是目前的底柱全拉开那样，这样就大大降低了顶板暴露面积，顶板不会出现较大垮落，采用遥控铲运机出矿，工人不进入空区作业。

2）损失、贫化率、大块率能得到很好地控制，通过优化新工艺的炮孔设计、崩矿参数设计能有效地控制以上指标。

3）爆破过程中边帮顶板没有较大垮落：揭露工作断面比较小，能有效减少应力集中，并在爆破过程中采用隔段降振措施，能保证在回采过程中使边帮顶板没有较大垮落。

3 工程实例

本节将结合具体实施例对新型顶底柱、边角残矿小型化设备高效回采方案的具体细节作详细说明。

3.1 Sh-320 m中段S9＃采场

Sh-320 m中段S9＃底柱采场地层内发育有北北东向大断层及次一级小断层。地层间构造发育，易脱层、剥落，整体性较差；矿体结构较差，构造发育，易片帮、冒落，同时矿体形态复杂，分支复合较多。采场位于控制线X191～X200，采场宽度9 m，长度20 m，矿量3 800 t，采场上部、下部及两边均已回采并充填完成。回采工艺如下：

1）中深孔设计

采用YGZ-90钻机施工中深孔，孔径Φ＝60 mm。孔网参数：切割横巷位于凿岩巷道东端，向采场两帮拉开，见充填体，切割横巷宽3 m，高3 m。采用上向平行中深孔拉槽，拉槽采用对角爆破拉槽，布置4个空孔作为补偿空间，拉槽区采用上向平行中深孔1.2 m×1.2 m。侧爆区采用扇形中深孔布置排距1.3 m，孔底距1.6 m，排面方位0°，排面与水平面夹角80°。凿岩巷道两帮在中深孔无法施工的位置采用YT-28钻机补1.0～1.5 m的边孔，打眼至见充填体。回采中深孔斜孔施工至充填体，拉槽孔每排施工一个探眼至充填体。第18、19排炮孔第4、5号孔要与一分段进路底板打透。回采中深孔炮扇形孔共19排，189个炮孔，共计长度612.1 m。拉槽上向平行中深孔64个炮孔，共计长度198.4 m。具体中深孔设计见图3，拉槽炮孔设计见图4，回采炮孔设计见图5。

图3 Sh-320 m S9＃底柱试验采场中深孔炮孔设计Fig.3 Blast hole design of medium-long hole in Sh-320 m S9＃bottom pillar test stope

图4 拉槽区炮孔布置图Fig.4 Blast hole layout drawing of pulling groove area

图5 回采炮孔布置图（单位：m）Fig.5 Mining hole layout（Unit：m）

2）爆破

Sh-320 mS9＃底柱采场切割槽中深孔及回采扇形中深孔根据实测情况，总计64个深孔，回采2排中深孔炮孔10个，浅眼补孔4个，回采3排中深孔炮孔10个，浅眼补孔4个，全部炮孔施工基本达到设计要求。炮孔深度见表1。

表1 拉槽炮孔实测表Table 1 Measured table of slotted hole

Sh-320 mS9＃底柱采场切割槽中深孔及回采扇形中深孔根据实测情况，切割槽总计64个中深孔，总长度210 m；回采孔19排，中深孔炮孔204个，总长度554.7 m；浅眼补孔共计70个，全部炮孔施工基本达到设计要求。第18排和19排部分中深孔打透一分段巷道，在装药前需要堵孔。根据炮孔实测数据，炮孔孔底距和排距稍有偏差，符合设计要求。

拉槽孔采用双发毫秒差导爆管雷管起爆，孔内不敷设导爆索；回采孔采用单发毫秒差导爆管雷管起爆，孔内敷设导爆索，同段之间导爆索进行连接。均装药至孔底，药面离孔口深度为1～2 m，浅孔不控药，孔口采用炮泥堵塞。装药结构见图6～7。

图6 炮孔装药结构图（加导爆索）Fig.6 Blast hole charge structure diagram（detonating cord）

图7 炮孔装药结构图（双发雷管）Fig.7 Blast hole charge structure diagram（double detonator）

起爆采用导爆管—导爆管起爆网络，孔内导爆管一律并接于起爆雷管上（每一束导爆管不能超过20根）。通过两发普通导爆管雷管起爆，普通导爆管雷管采用起爆器起爆。拉槽炮孔起爆顺序见图8，回采炮孔起爆顺序见图9。

图8 拉槽炮孔起爆顺序图Fig.8 Blasting sequence diagram of slotted hole

图9 回采炮孔起爆顺序图Fig.9 Blasting sequence diagram of stoping hole

炮孔每米装药量：

q＝π×r2×l×ρ＝3.14×9.6 cm2×100 cm×1.0 g／cm3×1 kg／1000g＝3.01 kg

装药密度取1.0 g／cm3，根据公式计算每米炮孔装药量3.01 kg。本次爆破矿石量1 014.4 m3，补偿空间体积为1 249.7 m3，补偿空间系数1.23。爆破崩矿量约3 800 t，需要乳化炸药1 800 kg，炸药单耗为0.47 kg／t。拉槽孔采用双发毫秒差导爆管雷管起爆，孔内不敷设导爆索；回采孔采用单发毫秒差导爆管雷管起爆，孔内敷设导爆索，同段之间导爆索进行连接。毫秒差导爆管雷管324发，导爆索辅助起爆，4.5 m／根导爆索160根，6.5 m／根导爆索20根，卷装乳化炸药120 kg。

采场爆破于2016年1月13日进行，现场装药量1 820 kg，S9采场结算的数据，矿石2 704 t，废石305 t，贫化率10.1%。采场现场照片见图10。