地下矿体从空场采矿法向崩落采矿法过渡的采矿方法

摘要

本发明提供一种地下矿体从空场采矿法向崩落采矿法过渡的采矿方法，用于解决两种采矿方法过度期间作业安全性差、矿石回收贫损率大、施工组织复杂等现有技术中存在的问题。步骤1：区域的划分，临界暴露面积的确定、回采区域的确定、区域回采顺序的确定，步骤2：顶间柱回收，步骤3：废石覆盖层的生成，步骤4：相邻区域矿柱回收，步骤5：放矿，步骤6：底部结构回收。所取得的有益效果是：解决了两种采矿方法在相互过渡衔接过程中存在的安全隐患和矿石回收贫、损率大等问题，还为综合利用矿产资源、延长矿山服务年限以及提高矿床总体经济效益创造条件。

说明书

技术领域

本发明属于矿山开采技术领域，设计地下矿山的开采，尤其是实现地下矿山从空场采矿法向崩落采矿法过渡的衔接方法。

背景技术

急倾斜、无结块性、无自燃性的中厚矿体，上部采用垂直矿体走向布置利用分段凿岩阶段空场法对矿体进行回采，由于矿体赋存状态的改变，或岩石节理间距和节理条件等发生骤变，原采矿方法已不适合矿体安全、高效的回采。

分段凿岩阶段空场法的特点是：该采矿方法适用于矿石和围岩中等稳固以上倾斜和急倾斜的中厚矿体；将阶段矿体划为分段，在凿岩巷道内进行凿岩，通过阶段底部结构集中出矿；利用矿柱自然支撑和围岩自身的稳固性来维护采空区，采空区在一定时间内，允许有较大的暴露面积；矿房、矿柱进行两步骤回采的一种采矿方法。

无底柱分段崩落法的特点是：将阶段矿体划为分段，自上而下连续进行单步骤回采；回采巷道呈品字形布置，分段凿岩、崩矿和出矿等工作均在回采巷道进行，矿石在崩落的岩石覆盖层下出矿；崩落矿石的同时强制或自然崩落围岩充填空区，用以实现地压控制和地压管理的一种采矿方法。

上述两种采矿方法在回采过程中，顶板是否允许冒落是空场采矿法和崩落采矿法最根本的区别。这也决定了空场采矿法向崩落采矿法过渡时要解决顶间柱的回收、覆盖岩的形成、生产管理复杂、地压控制困难、过渡阶段损失、贫化的控制和凿岩参数的改变等，为主要内容的回采衔接问题。

发明内容

为了克服空场采矿法向崩落采矿法过渡时回采衔接的问题，本发明提供一种实现地下矿山从空场采矿法向崩落采矿法开采过渡的衔接方法，用于解决两种采矿方法过度期间作业安全性差、矿石回收贫损率大、施工组织复杂等现有技术中存在的问题。

采用的技术方案是：一种地下矿体从空场采矿法向崩落采矿法过渡的采矿方法，适用于围岩坚固系数6＞f≥4、抗拉强度＞6MPa、抗压强度＞30MPa的矿体，其特征是；计算临界冒落面积，根据矿体实况确定安全系数，得出安全冒落面积，从而得到安全空区跨度值；从上述所得的安全冒落面积和安全空区跨度值结合矿房采用的间柱，矿房，顶柱，底柱，阶段高度确定矿房数作为一个回采区域，爆破区域内矿柱和矿房顶柱，一个区域爆破后再爆破该区域相邻的两端区域，即爆破顺序是从中央向两端推进；矿柱爆破后暂不出矿，使其作为矿石垫层，以矿石垫层上方的采空区为自由面，将采空区上方下盘围岩崩入采空区加上自然的冒落形成废石覆盖层；区域间的间柱，利用间柱内的凿岩巷道由上而下采用全断面后退式爆破落矿；相邻几个区域内矿柱和顶柱、区域间柱爆破后由空场法底部结构进行放矿，矿石垫层不全部放出需留一部分厚度矿石，利用空场法的凿岩巷道和按无底柱分段崩落法凿通的凿岩巷道进行上向扇形中深孔爆破落矿，往下即可按照无底柱分段崩落法进行操作，由此空场采矿法向崩落采矿法开采过渡完毕。

进一步的，与采空区有直接联通的巷道中设置阻波墙，当采空区高度大于两个中段高度或空区走向长度超过300m时，加开泄压天井。

优选的，区域内矿柱和矿房顶柱的爆破时，将爆破区域划分为若干区，分区微差爆破，起爆采用孔底反向起爆，爆破网络采用复式网络结构。

优选的，爆破炮孔平均装药系数为0.80，装药密度为1.0g/cm³，炮孔采用间隔装药。

优选的，覆盖层厚度为20m—30m。

所取得的有益效果是：解决了两种采矿方法在相互过渡衔接过程中存在的安全隐患和矿石回收贫、损率大等问题，还为综合利用矿产资源、延长矿山服务年限以及提高矿床总体经济效益创造条件。

附图说明

图1是本发明矿体结构示意图；

图2是图1的Ⅰ-Ⅰ向视图；

图3是图1的Ⅱ-Ⅱ向视图；

图4是图1的Ⅲ-Ⅲ向视图；

图5是一个区域矿柱、顶住爆破崩落后的示意图；

图6是图5的Ⅰ-Ⅰ向视图；

图7是图5的Ⅱ-Ⅱ向视图；

图8是图5的Ⅲ-Ⅲ向视图；

图9是连续几个区域矿柱、顶住爆破崩落后的示意图；

图10是图9的Ⅰ-Ⅰ向视图；

图11是图9的Ⅱ-Ⅱ向视图；

图12是矿石进行部分回采后的示意图；

图13是图12的Ⅰ-Ⅰ向视图；

图14是图12的Ⅱ-Ⅱ向视图；

图15是连续几个区域矿石进行部分回采后的示意图；

图中，1-上中段废石，2-中深孔，3-深孔，4-凿岩巷道，5-穿脉巷道，6-放顶人材井，7-补充废石覆盖层深孔，8-矿石，9-区域间矿柱，10-崩落法凿岩巷，11-废石覆盖层，12-采空区。

具体实施方式

以某地下矿山为例，该矿山前期采用分段凿岩阶段空场法开采，后由于矿体条件改变需要转为无底柱分段崩落法开采。

具体步骤如下：

步骤1：区域的划分

1）临界暴露面积的确定

分段凿岩阶段空场法适用于矿石和围岩无大的断层破碎带，坚固系数f≥6以上的倾斜和急倾斜中厚矿体，抗拉强度＞10MPa、抗压强度＞50MPa。无底柱分段崩落法适用于矿石和围岩坚固系数6＞f≥2的倾斜和急倾斜厚矿体，抗拉强度＞3MPa、抗压强度＞15MPa。故遇到围岩坚固系数6＞f≥4、抗拉强度＞6MPa、抗压强度＞30MPa的矿体时需要将空场采矿法转变为崩落采矿法。

根据力系平衡原理，可得如下关系式：

  →               （1）

；其中：    （2）

 →     （3）

                          （4）

式中：S—等价圆面积，m²；r—上覆岩层容重，t/m³；    H—空区顶板埋深，m；T—拱顶表面压力,N；R-  支撑力； q- 垂直压力  l-  采空区跨度。

将该矿的参数代入（4）式得到冒落面积为S=13000m²—15000m²，等效半径为R=64.3m—69.1m。在现场实际工程中临界冒落面积计算中，安全系数取70%，故分段凿岩阶段空场法矿柱回收时安全冒落面积为S=9100m²—10500m²，当空区跨度大于2R时开始冒落，此时安全空区跨度为2R=104.6m—115.6m时。

 2）回采区域的确定

该矿分段凿岩阶段空场法对矿体进行回采的矿房参数为：间柱10m，矿房20m，顶柱10m，底柱10m，阶段高度60m。按照分段凿岩阶段空场法矿柱回收时临界冒落面积取S=10000m²，空区跨度取2R =100m时开始冒落的参数为准，确定以3个矿房为一个回采区域，回采中间两个矿柱和三个矿房顶柱后，矿体上盘暴露面积为S=9600m²，空区跨度为2R =80m，即可安全施工，减少大面积冒落产生的危害。

 3）区域回采顺序的确定

从中央向两端推进时，随着中间间柱的崩落，其顶部岩层的应力约束解除后，应力分量向两侧转移；矿柱应力分布的变化次数少，减少对矿柱多次加载所造成的破坏，应力分布较合理；向端部推进时，可同时回收处理2个矿柱，保证了矿柱的稳定性，提高了采场的安全系数； 

从一端向另一端推进时，矿柱应力分布经历多次重新分布，而且每次变化应力值将增大；从端部推进时，只能布置一个矿柱的回收工作，矿柱存在时间长，失稳的可能性较大。

从两端向中央推进时，当工作面推进到中央时，矿柱应力高度集中，应力值大，矿柱易变形破坏，施工难度大，安全性差。

综上所述，区域回采顺序是从中央向两端推进。

步骤2：顶间柱回收

1）爆破方案

回采区域内爆破工程主要包括中间两个间柱和对应的三个矿房顶柱放顶的回收爆破，采用一次爆破方式。爆破方案为：分区微差爆破；起爆采用孔底反向起爆；爆破网络采用复式网络结构。整个爆破按照毫秒导爆管雷管的段位时间间隔顺序起爆，充分利用矿房回采后形成的自由面和采空区作为补偿空间，按照各分区依次爆破，以达到顶柱和间柱成功回收的目的。

 2）爆破技术

爆破采用排内孔间微差，孔底反向起爆技术。各分区间采用毫秒导爆管雷管延时微差爆破技术，其目的是为了按设计的起爆顺序（先间柱，后顶柱的起爆顺序）准确无误的起爆，利用采空区形成的自由面，形成多层次爆轰作用，延长爆轰作用时间，提高爆炸能量的利用率，加强孔底的爆破程度。

 3）装药

根据同段起爆最大药量和爆破的先后顺序，将爆破区域划分为若干区，各分区（为了控制一次爆破用药量，提高爆破效果，爆破区域主要是利用导爆管雷管的段位来实现，总体上两个间柱各为一个爆破区域，顶柱为一个爆破区域）依起爆顺序先后爆破。区内起爆顺序以各炮孔不同段位进行控制。炮孔平均装药系数为0.80，装药密度为1.0g/cm³，炮孔采用间隔装药，采用复式导爆索起爆网路。

步骤3：废石覆盖层的生成

顶板围岩一旦失稳且发生大规模的突然冒落，冒落的岩体对其下部采场将产生巨大的动力冲击，并形成可推毁井下设备、设施和伤害作业人员的气浪。采空区的体积越大，顶板的落差越大，气浪的危害程度越大。覆盖层防治大面积空区冒落危害的功能，主要在于它作为散体垫层对冒落载荷的滤波、消波作用，从而使通过散体垫层后，气浪的压力与速度得以降低。

 1）废石覆盖层厚度的确定

根据相关安全设计规范规定，金属矿山巷道内人员可承受的压力限度为0.003MPa，可承受的风速限度为12m/s。根据此限定条件结合参照B. P伊缅尼托夫提出的缓冲层厚度经验公式计算：

  （5）

式中：k_c为缓冲层岩石粗糙系， k_c=6.6×0.1d_a，d_a一般取0.5； L为上盘崩落层厚度，m；  F0为顶板崩落层面积，m²； F为顶板暴露面积，m²。

通过东北大学给出的气浪经过垫层后的压力与散体垫层厚度关系的回归式和通过垫层后的风速与垫层厚度的函数关系，综合崩落采矿法对废石覆盖层厚度的要求进行验证 。                                                                        

                   （6）

    （7）

式中：δ散体垫层厚度，m。

经计算废石覆盖层厚度为20m—30m。

 2）废石覆盖层的形成

矿柱回收后暂不出矿，使其作为矿石垫层，为防止采空区围岩大面积突然冒落，从而导致中段底部结构的破坏及产生气浪对巷道、设备和人身的危害。本次矿柱回收后废石覆盖层是通过利用上中段采空区下盘各分层现有的凿岩巷道选择合适的位置布置上向扇形中深孔，以采空区为自由面，将下盘围岩崩入采空区形成废石覆盖层和自然冒落补充覆盖层的方式形成。

 3）安全防护措施

当分段凿岩阶段空场法留下的矿柱回收完毕后，该阶段上盘的暴露面积非常大，随时会突然形成大面积冒落，并压缩采空区内空气形成有巨大破坏作用的高速压缩气流。为了防止部分压缩气流流入与采空区有直接联通的巷道中对巷道中设备和人员造成破坏和伤害，需要在巷道中设置阻波墙或开泄压天井。当空区高度大于两个中段高度或空区走向长度超过300m时，需考虑加开泄压天井，反之视现场具体情况设置阻波墙。

步骤4：相邻区域矿柱回收

区域内中间两个间柱和对应的三个矿房顶柱回收爆破后，崩落矿石量约为14.5万吨，按矿石体重为3.0t/m³ ，松散系数为1.5计算，区域内可形成近37m高的矿石垫层，再加上上中段下盘崩落近14m厚的废石，在底部结构之上将形成近51m高的由矿石和废石形成的覆盖层。区域内的间柱和顶柱回收爆破后，区域周围的岩体失去原有的平衡状态，其产生的应力需重新分布，最终形成新的平衡应力。按照区域回采顺序，相邻区域的矿石和废石形成的覆盖层形成后，这时废石覆盖层高度已超过顶板底部的高度近10m，区域间的间柱，利用间柱内的凿岩巷道由上而下采用全断面后退式回采。

步骤5：放矿

相邻2—3个区域内间柱和顶柱回收爆破后，在矿石垫层上形成废石覆盖层，将区域间柱回采完毕后，在底部结构上方形成长为240m，厚度为37m的矿石垫层和厚度为14m的废石覆盖层，届时将进行大面积放矿。为了控制出矿贫损率，应遵循均衡出矿，矿块平行下降的原则。经计算废石覆盖层安全厚度为20m—30m，由于上盘自然垮落需要时间，因此放矿时将矿体放出25m的厚度后，随即停止放矿，将剩下12m厚的矿石垫层和14m厚的废石覆盖层一同作为废石覆盖层。当下中段过渡为崩落采矿法回采时，崩落的矿石是在12m厚的矿石覆盖层下出矿，能非常有效的控制出矿贫化率。随着上盘围岩自然跨落补充废石覆盖层，覆盖层内12m厚的矿石，也将随着崩落采矿法的进行，最终将其回收。

步骤6：底部结构回收

利用出矿巷道进行上向扇形中深孔凿岩，采用全断面后退式回采将矿柱下部的底部结构进行回收。按照无底柱分段崩落法结构参数布置的进路与上一分层的出矿巷道呈菱形布置。在进路进行上向扇形中深孔凿岩，将底部结构进行回收。至此空场采矿法向崩落采矿法开采过渡完毕。