谦比希铜矿下向深孔爆破分段嗣后充填采矿法试验与应用*

杨清平，王贻明，刘晓辉，胡文达

(1.北京科技大学土木与环境工程学院， 北京 100083； 2.中色非洲矿业有限公司， 北京 110105)

谦比希铜矿原隶属于赞比亚联合铜矿有限公司(ZCCM)，1965年开始露天开采，1975年露天转地下开采，至1987年停产。1998年中国与赞比亚联合组建中色非洲矿业有限公司(NFCA)，恢复对谦比西铜矿的开发。经核实，恢复建设时矿山保有矿石储量29020443 t，平均铜品位2.69%，铜金属量779627 t。矿山设计采用竖井和斜坡道联合开拓，竖井提升，大型无轨设备回采和运输，目前正在生产的有500 m(相对地表标高)、700 m以及900 m三个采区，已形成1,300,000 t/a的生产能力，平均出矿品位为1.8%[1]。

根据矿体的赋存条件和矿岩稳定性[2]，矿山在不同区域采用了不同的采矿方法，回采初期主要采用上向深孔爆破分段空场嗣后充填采矿法。在生产过程中，存在采切比大，矿石损失贫化严重、中深孔错孔或堵塞频繁及上盘围岩大量塌落等诸多问题。通过大量论证分析，将原方案更改为下向中深孔爆破落矿。为了及时发现方案中存在的工艺缺陷，并进一步优化完善，拟在683～633 mL的55#采场进行下向孔回采实验。

1 开采技术条件

683分段55#采场属矿岩不稳固区域，矿体的直接底板为下盘砾岩，下盘围岩还包括泥质石英岩、卵石砾岩、长石石英岩、底部砾岩等。矿体的直接顶板为矿化泥质板岩，上盘围岩还包括石英岩和泥质板岩互层、石英岩、燧石白云岩等。泥质板岩矿体和上盘矿化泥质板岩厚度均为10 m左右，铜矿物主要为黄铜矿。采矿的大部分脉外采准工程均在泥质石英岩和中砾砾岩内。矿体与下盘泥质石英岩接触带有一层0.5-1.5 m厚的底砾岩，稳固性差(见图1)。矿体水平厚度为5.28 m，倾角48°。683～650 mL分段高度30.7 m，采场地质矿量11573 t，地质品位3.01%。矿体下盘泥质石英岩较稳固。

图1 实验采场工程地质调查结果

2 采准切割

采用分段嗣后充填法回采，采场沿矿体走向布置，采场长30 m，采场之间留4 m间柱；分段高度31.4 m。分683 mL出矿水平和650 mL凿岩爆破充填水平(见图2)。683 mL出矿水平布置有脉外沿、出矿进路、受矿堑沟和切割小井。出矿结构采用平底结构，出矿进路间距10 m左右。650 mL为凿岩爆破充填水平，沿650 9/865 mL分段平巷垂直矿体布置若干条进路(进路间距10 m左右，兼作下分段充填进路及上一分段的出矿进路)，随后沿矿体走向布置凿岩道，垂直矿体走向布置拉槽硐室，拉槽硐室布置在采场中央，具体采切工程量见表1。

表1 试验采场设计采切工程量

3 开采工艺

3.1 采掘顺序

整体上采用从下到上、从中间到两翼，横向隔一采一，纵向两步骤回采的生产组织顺序，采用废石充填方式。具体采掘顺序如下：650 mL和683 mL采场进路→683 mL采场凿岩道→683 mL-650 mL上向人工天井→683 mL中深孔→683 mL切割槽爆破→683 mL出矿→683 mL正常排爆破→650 mL采场凿岩道→683 mL出矿(出矿量占爆破量1/3)→650 mL下向切割天井及切割槽深孔施工→650 mL切割天井爆破(VCR法)→650 mL正常排深孔施工→650 mL切割槽爆破→650 mL正常排爆破→650 mL大规模出矿→650 mL废石充填。

3.2 凿岩道及顶板支护

根据矿体赋存条件，凿岩道一般布置于矿体下盘的矿岩接触带上，其间的底砾岩层稳定性较差，因此，凿岩道的有效支护成为必须解决的问题[3]。经过论证分析，设计采用锚喷支护[4-5]，主要包括：2.1 m管缝式锚杆支护、6.5 m的锚索支护以及喷射混凝土支护。管缝式锚杆随进路和凿岩道掘进支护，网度(1～1.5)m×(1～1.5)m，重点支护区域在进路及凿岩道腰线以上，凿岩道支护网度较密。凿岩道、凿岩道与进路交叉口、进路与进路交叉口加长锚索，设计采用6.5 m锚索支护，排距4 m。在加密锚索支护后，对650凿岩道、切割巷进行全面喷射混凝土支护，喷射厚度约50 mm。实际支护效果表明[6]：“锚喷支护”方式保证了凿岩道、切割巷以后的凿岩、爆破施工安全(见图3)。

同时，由于矿体上盘围岩极不稳固，在爆破扰动下，上盘围岩大量崩落提前混入，崩落矿石被包裹其中不能顺利放出，导致矿石大量损失和贫化。因此，能否保证矿体顶板的稳定性是该开采方案成功与否的关键，必须对矿体顶板进行支护，以期达到预定效果。设计在相关采切工程完成后采用长锚索(锚索长度15.5 m和10.5 m)对矿体顶板进行支护，支护排距为2 m，具体见图2。

图2 分段布置与护顶长锚索

图3 凿岩道“锚喷”支护

3.3 凿岩爆破

3.3.1 切割拉槽

采场下部拉底工程的切割井布置于矿体上盘，高13.5 m，规格1.5 m×1.5 m，使用普通法自下而上掘进[7]。以该天井为自由面，采用SimbarH1354钻凿垂直平行中深孔侧崩形成切割槽，槽孔孔径为Φ76 mm，排距1.5 m，间距1 m。采场上部(18 m)的切割井则采用中深孔分段爆破成井工艺，选择球形药包掏槽方案。凿岩设备采用铜陵产T- 100高气压环型潜孔钻机，孔径为Φ100 mm，通过扩孔后，最大孔径可达120 mm。切割井规格为2 m×2 m，炮孔采用9孔菱形布置，单次装药长度约0.6 m，爆破进尺约2 m。

3.3.2 采场爆破

切底工程的采场爆破以下部切割槽为自由面，采用SimbarH1354钻凿上向扇形孔侧崩落矿，扇形孔孔径Φ76 mm，排距2.4 m，孔底距为2～2.5 m；上部矿体以上部切割槽为自由面，侧向崩矿，采用T- 100钻机钻凿下向扇形孔，孔径Φ100 mm，排距为2.1 m，每排根据矿体厚度布置5～7个扇形孔，每次爆破1～2排，直至采场回采完毕。具体炮孔布置见图4。

图4 炮孔布置

3.3.3 装药

上向爆破全部使用散装炸药，采用装药器装药。下向切割井和拉槽孔采用Φ80 mm，长度为400 mm的卷装炸药，正常排则采用散装炸药。药卷采用悬吊方法装入设计位置，采用间隔装药，间隔可以采用凿岩时的返碴做间隔。对于通孔，装药前先堵孔；对于盲孔，装药前应采用高压风吹孔将孔内水除去。

采用非电毫秒雷管孔口延期起爆导爆索，再由导爆索起爆炸药，为防止拒爆等影响因素，对于切割井和切割槽爆破，应在药包内配起爆弹，以达到万无一失。

3.4 采场通风

采用矿井总负压通风，对于局部或独头巷道，采用局扇通风，采场内炮烟排尽并由专业人员确认安全后方可进入下一工序作业。

3.5 采场出矿及充填

爆破落下的矿石在683 mL出矿进路内采用TR 007(或ST1010)型铲运机出矿，并由铲运机运至就近溜矿井(52#溜矿井)，出矿效率为400 t/台班。采场采用强出强充的方式，出矿过程中要严格控制出矿量，尽量不要让采场出空，避免导致采场顶板和下盘暴露出现垮塌，出矿时要各条出矿进路均匀出矿，不允许出现只出一条进路的情况发生。对于采场内的大块，应采用二次爆破后再卸入溜井，以防大块堵住溜井口。

采场出矿结束后，空区采用废石充填。废石采用铲运机或坑内卡车运至650 mL进路内向采空区充填，废石充填时，不充满，充至与原凿岩硐室底板平齐为止。

3.6 经济技术比较

根据55#采场的统计资料，该采矿方法的综合技术经济指标见表2。

4 存在问题及建议

(1) 由于矿体倾角关系，凿岩道布置在矿岩交界处，稳定性较差，必须加强支护，以确保凿岩道稳固；采切工程掘进时采用光面爆破技术，减小爆破对周围岩石的破坏，控制掘进质量，并按设计要求进行支护。

表2 谦比希铜矿嗣后法采场技术经济指标

(2) 为防止落矿时顶板垮落，控制最大单响药量，以减小爆破对矿体顶板的破坏，并按设计采用长锚索预先对顶板进行支护，以期达到顶板在出矿过程中不垮落的目的。

(3) 集中出矿完成后，上盘暴露面积大，有可能冒落，影响上分段回采，必要时减小采幅，并进行强采强出，以减少顶板暴露时间。

参考文献：

[1]杨清平，腾丙娟，张晋军,等．谦比西铜矿西矿体工程地质调查与评价[J]．铜业工程，2012(3)：30-33．

[2]郭 雄，乔 伟，罗 聘.盘区上向水平分屋充填法在谦比西铜矿的应用[J]．采矿技术，2011，11(2)：11-12，23.

[3]王文杰，任凤玉. 谦比西铜矿岩体稳定性分级及锚杆支护参数优化[J]. 中国矿业，2008，17(7)：58-61.

[4]杨清平，张晋军，胡文达,等．谦比西铜矿湿喷混凝土配比优化设计[J]．现代矿业，2012(6)：96-98．

[5]张晋军，施发伍，刘晓辉,等．“湿喷+树脂锚杆”联合支护技术应用研究[J]．现代矿业，2013(2)：12-15．

[6]韩 斌，王贤来，文有道. 不良岩体巷道的湿喷混凝土支护技术[J]. 中南大学学报：自然科学版，2010,41(6)：2381-2385.

[7]杨清平，腾丙娟，胡文达,等．谦比西铜矿西矿体采场结构参数优化[J]．金属矿山，2012(5)：1-4．