某复杂矿体的联合采矿方法实践

叶旭明，刘荣军（江西荡坪钨业有限公司，江西大余341514）

某复杂矿体的联合采矿方法实践

叶旭明，刘荣军
（江西荡坪钨业有限公司，江西大余341514）

摘要：某钨矿山深部矿体形态复杂、产状多变，目前采用的浅孔留矿法、留矿全面法难以满足安全生产需要。为提高资源回收率和解决管理难度大等问题，在原采矿方法的基础上，联合采用中深孔分段崩落法，合理划分矿块，优化采场参数，合理安排采、切、出作业。新方法提高了作业安全系数，采场回采周期缩短了0.5～1.5年，减少矿柱、矿壁损失，采矿损失率降低了约5 %，采矿贫化率降低了约6 %，解决了原采场回采矿量大、周期长、存窿矿过度集中、出矿效率低等问题，也显著地提高了矿山经济效益。这种联合采矿方法可为矿区今后的生产和同类型的矿体开采提供一定参考与指导。

关键词：复杂矿体；联合采矿方法；浅孔留矿法；留矿全面法；中深孔分段崩落法

1　现状与问题

1.1工程地质概况

某钨矿山为夕卡岩型白钨铅锌多金属矿床[1]。矿山夕卡岩矿体受宝山花岗岩与石炭系灰岩、大理岩的接触带控制，深部矿体形态、产状与上部矿体有明显变化。上部主要为接触带矿体，因受接触带控制，产状和接触带产状基本一致，走向5°～35°，倾向NE，倾角25°～60°；矿体沿走向380 m内连续分布，形态随接触带变化而变化，在花岗岩凹部矿体厚度较大，呈透镜状、囊状，产状平缓，矿体厚度较稳定，花岗岩凸起部位矿体厚度变小；矿体整体呈N高S低，向ES侧伏，在350 m标高左右尖灭。

深部矿体由接触带矿体和似层状矿体组成。接触带矿体受接触带凹凸起伏变化而变化，形态复杂，多呈锯齿状、火焰状，少量呈透镜状、囊状[2]，上盘为大理岩，下盘为花岗岩，走向120°左右，倾向NE，倾角25°～90°，走向长度大于400 m，且277～-155 m标高矿体形态不规则，产状变化大，但连续性较好；似层状矿体主要赋存在上盘大理岩中，形态多呈似层状、条带状，厚度较小。深部矿体整体呈W高E低，往深部向SE侧伏延伸。

矿床赋存较复杂，多数为倾斜、缓倾斜的中厚矿体，围岩坚固稳定，地质构造简单，仅有密度不大且不连续的裂隙，裂隙仅见于接触带附近。矿区水文地质条件简单，井下涌水量小，对采矿影响较小。

1.2采矿方法现状与问题

矿山自1967年正式投产至今已有41年开采历史，中段高一般为45～50 m，-15 m中段以上矿体基本采完，目前采场主要集中在-15 m中段以下。矿区主要采用浅孔留矿法、留矿全面法两种方法，采场长度一般为60～80 m，垂直矿体走向划分时，高为矿体厚度，宽一般不超过14 m；沿矿体走向划分时，高为中段高度，宽为矿体厚度。采用电耙运搬，经采场溜井溜至中段水平，装岩机装车运输，单个采场生产效率为50～80 t/台。

随着开采深度增加，发现深部部分矿体出现中部较厚，近接触带变薄且形态复杂，多似火焰状、锯齿状。若继续只采用目前的浅孔留矿法和留矿全面法两种方法，则容易出现以下问题[3-5]：

（1）采场间柱预留多。单靠目前这两种采矿方法难以回收这些矿柱，造成损失率大；若等以后回收，则大部分间柱都暴露在采空区内，要在安全的条件下完成整个采、切、出过程难度大，容易形成永久间柱而造成资源损失。根据近年已完成回采的采场数据，因留设间柱造成的损失率为8 %～11 %。

（2）采场管理难度大。由于矿体形态复杂，且受上述采矿方法限制，矿块难以划分合理，造成部分采场过长，矿量大，回采周期长，个别采场超过2.5年，不仅容易造成采矿、存窿不平衡（存窿高度集中），增大了出矿难度，不利均衡生产，还容易造成采场顺路井支护困难，难以维护等安全隐患。例如：有的采场长度达到80 m以上，使得耙矿距离过长，耙矿效率低，准备工作难度大，作业人员劳动强度高，易带来安全隐患等一系列问题。

2　采矿方法研究

2.1方法选择

采用联合采矿方法，即在原有采矿方法的基础上，充分考虑利用中深孔分段崩落法来回采间柱，对回采深部矿体有较好效果。此方法在保证安全前提下，可减少矿柱、矿壁损失，较大限度回收资源。在回采形态复杂矿体时，可以解决采场回采矿量大、周期长、存窿矿过度集中等问题，有利于保证作业安全和提高生产效率。

对间柱进行中深孔分段崩落法回采时[6-9]，采准切割工程宜与其他采场的采、切工程一起施工，回采时须待相邻采场结束后，利用两边采空区作为自由面进行爆破作业，矿石经底部装矿机道和相邻采场电耙道出矿。

联合采矿法因采准切割工程全部在所有采场回采前完成，作业安全可靠，可实现间柱安全回收，损失率降至3 %～5 %，大大减少损失量，采场生产效率可达70～100 t/台。

2.2采场、矿柱结构参数的优化

根据深部矿体已结束回采的采场分析，3种采矿方法的主要技术参数如下：

浅孔留矿法采场长度宜控制在40～60m，（＞60m则耙矿效率低，准备难度大，台班效率低），采场宽度宜＜14 m，高度宜＜30 m；

留矿全面法采场长度也宜控制在40～60 m，高度宜＜5 m，宽度宜控制在40～60 m；

中深孔分段崩落法回采的间柱，长度宜20～30m，宽度宜＜20 m，高为矿体在本中段的延高。

3　采矿方法实施

在具体的采矿生产实践中，我们充分采用了上述联合采矿方法来指导矿体的回采，现以中深孔分段崩落法如何回采某中段的一个间柱为例，对联合采矿方法的运用进行具体论述，如图1~4。

3.1间柱位置的选择

为了减少损失和贫化，我们在图1的2线至3线处留设临时间柱，从剖面图（图3，图4）可以看出，矿体厚度约10 m，长约30 m，矿体形态较为规整，在此处留设临时间柱较为合理。在临时间柱东西两侧的矿体因厚度变化较大，形态变化较为复杂，且为急倾斜，所以先采用了浅孔留矿法进行回采，形成的采空区成为回采间柱时的爆破和落矿空间。

3.2间柱的采准切割

采准切割工程如图1、2所示。

图1　中段平面图Fig.1 Floor plan of the middle section

图2　 A-A剖面图Fig.2 A-A profile

图3　 2线剖面图Fig.3 Profile of line 2

图4　 3线剖面图Fig.4 Profile of line 3

在中段水平或矿体下盘，沿间柱长轴方向中间位置先掘进装矿机道（或电耙道），然后在间柱中间靠装矿机道（或电耙道）一侧掘进人行通风天井与上中段贯通，在装矿机道（或电耙道）每隔5 m掘进漏斗井，底层凿岩平巷布置在装矿机道（或电耙道）顶板上3 m处，并依次往上每隔10 m掘进凿岩分层巷，与底层凿岩平巷平行（见图2）。

人行井、溜矿井：一般规格为长3 m×宽1.5 m；采场顺路井规格为长2 m×宽2 m；装矿机道规格一般为宽2.4m×高2.6m；凿岩平巷规格为长3m×3m。

3.3凿岩施工

凿岩采用GYZ90型导轨式独立回转凿岩机，凿岩顺序由上至下分层进行；炮孔采用垂直向上扇形布置，孔径52～65 mm，孔深＜18 m，排距1.2 m～1.5 m，孔底距＜2 m。

3.4间柱回采

如上图1、3、4所示，在采用中深孔回采间柱前，先对两头的矿体用留矿法或全面法回采并出完矿，形成采空区，同时也将间柱最上面的变窄部分矿体和北侧的缓斜部分薄矿体采用留矿全面法先行回采及出完矿[10-12]。第二步则对最上两个分层采用中深孔爆破放矿，采用自上而下分层爆破，上一分层宜超前下一分层3～5排炮，一次爆破4～6排炮孔。采用药径为45 mm硝铵或乳化炸药，导爆管雷管起爆，每次爆破完成后应进行地压监测，确认安全后再进行下一次爆破[13]。中深孔爆破落下的矿石大部分从间柱两头的采空区底部漏斗放出，还有一部分矿体从间柱的北侧全面法采空区用电耙耙至采场溜矿井下部装车，剩余少部分余留在间柱内，须待下部矿体回采时一起回收。第三步则对最下一个分层采用浅孔留矿法施工，施工采用气腿式凿岩机，采用长2.2～3.5 m的钎杆钻眼爆破，为确保施工安全，最后预留2.8～3 m厚的顶板进行一次性钻眼爆破，可同时将上部分层余留的矿石一起放下，从底部的装矿机道放出。此步要注意确保漏矿斗的喇叭口要足够宽，以便爆破后的矿石下落。

3.5间柱通风

采用局扇强制通风，新风由阶段运输平巷通过局扇经人行井压入工作面，污风由上中段局扇经间柱内人行通风天井抽至上中段回风系统。

3.6间柱出矿

利用浅孔留矿法、留矿全面法形成的采空区作为中深孔分段崩落法的自由面，对间柱进行爆破，矿石落入间柱两头或北侧临近采场空区内或底部装矿机道（图2、3），利用底部装矿机道及临近采场电耙道进行出矿，从近年采矿实践看，确保了间柱安全回收，回采率可达95 %。

3.7地压管理

该矿床主要产在花岗岩与灰岩的接触带的围岩内，围岩稳固，回采前期可利用临时间柱支撑采空区，后期形成的采空区主要依靠预留矿柱支撑[14]。由于采场先于矿柱回采，围岩应力主要由矿柱支撑，因此采场回采时，应每300～400 m2留设一个采场间柱，规格为长条形（2.5 m×7 m）或圆柱形（直径5 m），采场间柱和永久矿柱宜选品位低、矿体薄的地方，以降低损失，从目前效果看，此方式较好地承担了深部地压应力，达到了预期效果。

3.8技术经济指标

采用联合采矿方法前后各项技术经济指标对比如表1所示，采用联合采矿方法后采场回采周期缩短了0.5～1.5年，大大提高了生产效率；降低了损失率和贫化率，提高了生产效益。

表1　技术经济指标对比Tab.1 Comparison of technical and economic indexes

4　结　语

在原采矿方法的基础上，联合采用中深孔分段崩落法，合理划分矿块，优化采场参数，合理安排采、切、出作业，不仅提高了作业安全系数，而且减少矿柱、矿壁损失，采矿损失率降低了约5 %，提高矿山经济效益；采矿贫化率降低了约6 %，由于采场划分更趋于合理，准备工作难度降低，回采周期缩短，生产效率提高并进一步提升矿山经济效益，此联合采矿方法为矿区今后的生产和同类型的矿体开采提供参考依据并具有指导作用。

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Practice of Combined Mining Technology of a Complex Ore Body

YE Xu-ming1, LIU Rong-jun2
(Jiangxi Dangping Tungsten Industry Co., Ltd., Dayu 341514, Jiangxi China)

Abstract:The deep orebody has complicated forms and shapes. The current shallow hole stoping method and shrinkage stoping method can't meet the production methods. To improve the resource recovery rate and management problems, sublevel caving method is applied with reasonable orebody classification and stoping parameters optimization. The new mining method increases the production safety factors, with stoping cycle reduced by 0.5~1 year, reduced pillar and wall loss. The mining loss rate and dilution rate are reduced by 5 % and 6 % respectively. The economic benefits are markedly increased.

Key words:Complex orebody; combined mining method; shallow hole stoping method; shrinkage stoping method; sublevel caving method

DOI：10.3969/j.issn.1009－0622.2015.02.003

作者简介：叶旭明（1984-），男，江西大余人，助理工程师，主要从事矿山采矿工程设计与现场技术管理工作。

收稿日期：2014-10-28

文献标识码：A

中图分类号：TD853