底部出矿嗣后充填采矿法采切工程布置及支护技术

王社光 杨志强 王福全 何 伟

（河北钢铁集团沙河中关铁矿有限公司）

对于采用底部出矿嗣后充填采矿法的采切巷道，如果巷道围岩破碎，采切工程掘进过程中，支护不及时就有可能发生巷道顶板掉块或塌方冒顶，严重威胁施工安全［1］。为此，巷道支护结构须及时提供足够的支护抗力，并在变形中保持足够的强度，以适合破碎围岩变形量大的地压显现特点，保障采切工程的稳定性。本文以某铁矿围岩破碎稳定性差为工程背景，开展底部出矿嗣后充填法采切工程布置及加强支护技术研究与实践。

1 工程概况

某铁矿为接触交代矽卡岩型磁铁矿床，矿体产于结晶灰岩或大理岩层间裂隙中，矿体走向总长2 000 m，宽300～1 000 m，平均厚度为10～44.20 m。矿体形态以透镜状为主，局部呈“帽状”，总体走向北东14°，倾向南东，倾角为10°～15°，矿体深度为300～800 m。矿山首采区域为-230 m水平，根据已开拓的-170，-230 m水平的沿脉及穿脉巷道，揭示矿体及近矿围岩均破碎。为高度适应矿体与近矿围岩的不稳条件，提高采矿效率，采用底部出矿嗣后充填采矿法开采矿石并进行试验研究。针对该铁矿围岩节理裂隙发育，矿岩破碎稳定性差等复杂的工程地质条件，井下巷道采用素喷、锚网喷等支护形式，支护范围达95%以上。受矿岩结构破碎及采场扰动影响，多处巷道发生显著变形，存在垮帮、坍塌等诸多安全风险，尤以-230 m中段巷道最为显著（图1），其围岩稳定性已经成为制约试验工程及矿山安全生产的关键。

2 采切工程布置

对-230 m底部结构布置形式进行充分研究与探讨，提出-230 m底部结构、-215m诱导拉底形式、-185及-170 m切帮工程布置形式，以及采准工程与矿岩剖面的相对位置。

（1）出矿底部结构设计在-230 m水平，采用平底堑沟底部结构，利用已经形成的3#穿脉巷道作为出矿巷道，在两侧各打1条堑沟巷道。在堑沟巷道回采后，从出矿巷道向堑沟打出矿横穿，形成出矿底部结构，采用无切巷拉槽方式进行切割槽爆破，降低采掘比。

（2）底部出矿（诱导）拉底工程布置在-215 m水平，为充分回采下盘侧矿石，将原采矿法的下盘分段巷道作为堑沟巷道，形成下盘出矿的底部结构，为此，重新掘进下盘分段巷道，联通已有的下盘溜井。切割巷道靠近矿体上盘布置，在切割巷内布置切割井。诱导进路的间距为12 m，3条诱导进路从上盘向下盘齐头退采。

（3）为促进矿体冒落和控制冒落边界，在-185与-170 m水平布置切帮工程。-185 m的切帮工程从分段巷道开口施工，-170 m的切帮工程从下盘运输巷与上盘穿脉开口施工。切帮工程布置在矿块边界上，整个巷道布置在试验采场之内。由于现有工程揭露的上盘矿岩接触面较破碎，为此不在上盘矿岩交界部位布置切帮工程，只在矿块长度方向的两侧与下盘侧布置切帮巷道。

（4）图2为试验采场长度方向剖面图，可以看出试验采场的矿岩剖面形态与采准工程的相对位置。试验中可通过-185与-170 m切帮工程进一步揭露上盘近矿围岩的节理裂隙发育状态，分析其上部近矿围岩的可冒性，如果发现不能随下部矿石的冒落而快速自然冒落，则从-170 m水平打上向斜坡道，在-185 m水平掘进岩石切帮工程，并在其内打孔爆破形成高度20 m的切割立槽。如诱导近矿围岩快速冒落，应及时充填矿体内的采空区，确保上覆围岩安全。

3 采切巷道加强支护技术

针对围岩稳定性、工程重要性、受采动应力作用条件与服务等因素进行综合分析，最终确定各采准巷道加强支护方式。试验选用三心拱巷道，巷道净断面为4.2 m×3.77 m（宽×高）。

3.1 堑沟巷道与诱导进路支护

堑沟巷道主要用于落矿、出矿和形成冒落矿石的聚矿槽，其落矿与出矿功能和诱导进路相同，支护技术与诱导进路相同，首先对相应巷道部位掘进过程围岩情况进行取样分析，主要测定其单轴抗压强度、岩石完整性、RQD值，最终判定其为Ⅴ级围岩，岩石普氏系数为6，冒落拱范围为10～12 m，基于此确定支护形式及参数，并通过联合支护的方法进行加固。

（1）一般破碎围岩支护。基本支护形式为喷锚网支护，选用φ20 mm螺纹钢树脂锚杆［2-3］，锚杆长2.4 m，排距为0.8 m，间距为0.7～1.0 m，较破碎部位间距为0.7 m，稳定性较好部位间距1.0 m。锚杆孔的间距误差不得超过0.2 m，梅花形布置，每排9～11根。锚杆孔深2.3 m，外露长度为0.1 m，采用φ6.5 mm钢筋焊接钢筋网，网孔规格为0.1 m×0.1 m，喷射混凝土厚度为0.1 m。图3为堑沟巷道与诱导进路不稳围岩支护形式。

（2）局部破碎程度大的围岩支护。局部围岩破碎程度大，需采用U形拱架+超前锚杆支护，其是否需要二次支护需要根据一次支护后巷道变形情况确定。当巷道支护层出现明显裂缝，且裂缝间距不超过5.0 m时，应进行二次支护。二次支护采用锚杆压钢筋条+喷浆的支护形式，钢筋条由2根φ8 mm钢筋焊接而成，2根钢筋间距为0.1 m，长度为2.5 m；均采用喷锚网支护［2-3］，采用2.4 m长树脂锚杆，间距0.8m，2次喷浆厚度为0.1～0.15 m。

3.2 斜坡道、分段巷道与切帮巷道支护技术

对于斜坡道与分段巷道，服务期限较长但受采动压力作用较小，对于稳定围岩，可不支护；对于中等稳定围岩，采用喷射混凝土支护，或喷浆后再用锚杆支护顶板；对于极不稳定围岩，采用7～12根锚杆的喷锚网支护形式。切帮工程用于引导矿石按采场设计范围自然冒落，其支护级别可适当降低。主体采用喷锚支护形式，用2.0 m长树脂锚杆，喷浆厚度为50～80 mm。

3.3 底部结构形成与特殊支护技术

底部结构的掘进与支护，需要考虑现有工程的稳定性与采动压力的影响，出矿巷道取用已经形成的3#穿脉巷道，由此开口的、对底部稳定性影响较大的出矿横穿，应在卸压状态下开掘。这样2条堑沟巷道可以与诱导工程同时掘进，也可在切割槽部位先施工1个出矿横穿，协同诱导工程松动出矿。在诱导工程回采长度达到持续冒落跨度后，开始退采其下堑沟巷道，在堑沟巷道回采后，再掘进出矿横穿。

出矿横穿放出矿量多，磨损大，需要特殊支护。先采用喷锚网+锚索支护［4-6］，锚杆间距为0.8 m，锚索排距2.0 m，每排支护6根锚索。见图4。出矿巷道在现有喷锚网支护的基础上，与出矿横穿联接处的丁字口补加锚索支护。另外，在每一出矿横穿的端部口位置，架设4架U型可缩式金属支架，并浇注钢筋混凝土将拱架覆盖，形成1.6 m宽的金属架+钢筋混凝土支护结构，进一步增大出矿口的支护强度。

4 采切工程爆破参数

对不同巷道断面进行取样试验，测定岩石单轴抗压强度，确定不同巷道的岩石普氏系数，结合岩石力学分析和光面爆破理论，采用Lsdyna软件模拟爆破效果，逐步优化掏槽形式、辅助孔及周边孔布置和装药形式，计算采切工程的掘进方式采用简易光面爆破，沿设计的断面轮廓线布置孔距300～450 mm的炮孔，采用空气间隔装药的不耦合装药方式，形成比较规整的断面形状，减少掘进超挖量和爆破对围岩的破坏程度。由于围岩破碎和巷道断面较大，应据围岩稳定性与可爆性合理调试爆破参数，以便取得合理的巷道进尺，又保护巷道的稳定性。最终确定简易光爆参数如下：孔径40 mm，光爆层厚750 mm；周边孔间距a=300～450 mm；掏槽方式采用桶形掏槽，采用直径32 mm的2号岩石硝铵炸药药卷；炮孔深度1.8 m，掏槽孔超深0.2 m；周边孔采用不耦合装药；非周边孔每个炮孔的装药深度是孔深的2/5～2/3，掏槽孔要比其他炮孔多15%～20%；炸药单耗为2.24 kg/m³，炮孔线装药量为0.84 kg/m，每次循环所需药量约34 kg；采用毫秒微差雷管同时起爆。

5 应用效果

经过优化研究及实践应用，不同地质及使用条件的巷道支护效果良好，开展底部出矿嗣后充填法试验的2个矿房采切工程均按设计完成采充期间的服务时限，未发生冒顶片帮情况，未进行返修，降低采掘比3.5 m/万t，单个矿房增加回收残矿2.6万t，矿块回采周期降低，提高整体回采能力，达到预期优化效果。

6 结 论

（1）针对复杂破碎矿体，结合底部出矿嗣后充填采矿法试验要求，在现有开掘巷道的基础上，优化并提出采切工程布置方案，确定-230 m底部结构、-215 m底部出矿诱导拉底工程、-185及-170 m切帮工程布置形式等。

（2）针对复杂破碎矿体，结合围岩稳定性、工程重要性、受采动应力作用条件等因素，提出不同地质条件及使用条件下的采准巷道加强支护技术：堑沟巷道与诱导进路一般破碎围岩采用喷锚网支护技术、局部破碎围岩采用U形拱架+超前锚杆支护技术、发生明显变形部位外加锚杆压钢筋条二次支护技术、分段巷道采用喷混凝土支护或喷浆后再用锚杆支护顶板技术、切帮巷道采用喷锚支护技术。经实践验证，支护效果较为稳定，研究成果可为大规模应用底部出矿嗣后充填法提供基础数据与生产经验。