毛公铁矿采空区安全经济治理方法

任思潼 丁航行 刘 欢 吕如常

（1.东北大学资源与土木工程学院，辽宁沈阳110819；2.中国五矿集团公司资本运营中心，北京100010；3.抚顺罕王傲牛矿业股份有限公司，辽宁抚顺113125）

采空区冒落透发的井下气浪冲击灾害［1-3］，是矿山重大灾害之一。为此，井下形成的有冒落危害的采空区，需要及时治理。采空区治理的理想方法是：改进回采工艺，顺应岩体冒落规律，在减小矿石生产成本的同时，控制采空区顶板围岩按零星冒落形式完成初始冒落过程，由此消除采空区冒落对回采工作面的冲击危害，以便实现地下采矿的安全生产。

本研究结合毛公铁矿的开采现状，按崩落法本质安全理念，分析采空区冒落危害的发生条件，据此改进崩落法回采工艺，形成采空区的安全经济治理方法。

1 地质概况与生产问题

抚顺罕王集团毛公铁矿属鞍山式沉积变质铁硅建造型铁矿床，矿体赋存于太古代混合岩中，矿石为磁铁石英岩，矿体隐伏，上部小下部大，如图1所示，矿体厚度15.80～74.10 m，平均28.17 m，矿石平均品位为30.02%，矿石密度为3.37 t/m3。矿体和围岩整合接触，硬度系数f=7～14，属坚硬岩石；顶板为黑云角闪斜长片麻岩和少量角闪花岗混合岩，底板为黑云角闪斜长片麻岩和部分角闪花岗混合岩。岩石密度2.7 t/m3，普氏硬度系数f=7～8，属中硬岩石。矿区地表为山地，赋存标高+200～+297 m。矿体采用无底柱分段崩落法开采，分段高度15～20 m，进路间距18 m，垂直走向布置回采进路，从上盘向下盘回采，切割巷道布置在上盘矿岩交界部位，崩落部分岩石形成切割槽，从切割槽向分段联巷退采。截止2016年底，回采工作面已从+115 m分段下降到+40 m分段。

随着分段的下移，矿体上盘倾角急剧变缓，分段内上盘新增采空区宽度变大（如图1所示），随之顶板围岩的变形与裂隙发育程度增大，当退采到新老空区交界部位时，在与老空区欲崩透而未崩透之时，那些未崩落的实体矿石形成“视在临界矿柱”，承载较大压力，从而使顶板积蓄较大的冒落能量。在此矿柱被崩落时，顶板积蓄的冒落能量突然释放，易引起批量冒落，形成气浪冲击灾害。

2 矿岩力学性质与采空区安全治理方案

现场调查得出的上盘围岩与矿体的结构面极点等值线见图2，可见2种岩体都有3组以上角度较大的结构面。这些结构面密闭，有的被钙质矿物充填。

此外，为查明采空区上覆岩层结构面与采动裂隙分布状态，以及监测采空区冒落进程，从地表钻凿了2个直径90 mm的钻孔，用RG摄取了孔壁图像，如图3所示。概椐孔壁图像统计得出，采空区上覆岩体的裂隙间距绝大多数为1～3 m，但每一钻孔均有10余处裂隙间距超过5 m的情况，其中采空区直接顶板视在完整岩层的厚度分别为9.6～13.8 m。根据排山楼金矿的经验，裂隙间距超过5 m的岩层稳定性好，可称之为采空区顶板冒落的控制岩层［4］。

毛公铁矿近矿体有4～6个接连分布的冒落控制层，它们将严重迟滞顶板围岩的冒落进程，由此形成体积较大的采空区，这对生产安全很不利，一旦发生较大规模冒落，可形成危害工作面安全的冲击气浪，为此，需要严格控制采空区顶板围岩的冒落形式，使其不积蓄冒落能量，按零星冒落形式完成初始冒落过程。

采空区的临界冒落跨度可按下式计算［5-6］:

式中，h为空区的高度，m；Tc为采空区顶板围岩极限抗压强度，t/m2；d为采空区顶板围岩承受水平压力作用的有效厚度，m；H为空区顶板埋深，m；γ为上覆岩层容重，t/m3。

实测毛公铁矿上部矿体的抗压强度为30.16～83.32 MPa，平均56.74 MPa。根据书记沟铁矿的研究经验，在确定临界冒落跨度时，可按岩石抗压强度与岩体完整系数的乘积来估算岩体抗压强度［7］。毛公铁矿的上盘围岩完整性系数为0.49，则岩体抗压强度的平均值可取为：T=56.74×0.49=27.80 MPa，此时引起顶板岩体破坏的空区跨度为：

对于处于采准阶段的0 m分段，H=144 m，L=34.16 m。这一跨度值小于0 m分段的矿体厚度。因此，适合用诱导冒落法处理采空区。

毛公铁矿主采矿体为层状厚矿体，0 m分段回采工作面走向长约540 m，是临界冒落跨度的15倍，由此表明，沿走向的采空区规模可以使顶板围岩冒落不受限制，采空区能否冒落主要受倾向开采范围控制。截止2016年底，+40 m分段以上的采空区大部分区段已被冒落散体充填，部分区段因上盘倾角缓，致使上分段新增采空区呈空场状态存在。对于采空区已被冒落散体充填区段，新增采空区出露于分段内向上盘延展矿体的开采区域。该部位矿体上盘边界的倾角随采深增大而变缓，采用从上盘向下盘退采的回采顺序，每一分段上盘都有新增采空区，而且新增采空区的宽度随采深的增大而逐渐增大。这些逐渐增大的新采空区，是可能发生冒落冲击危害的主要危险源。

由于无底柱分段崩落法在进路端部出矿，新增空区的冒落危害，主要是冒落气浪冲击危害。为消除这种冒落冲击危害，就需要保障顶板围岩按零星冒落形式完成初始冒落过程，为此需要均匀扩展采空区，使采空区内不留任何支撑矿柱。如何实现新老空区交界部位不留支撑矿柱，从而不使顶板围岩积蓄冒落能量，是防治冒落冲击危害的关键技术。

从上盘侧矿体的回采工艺入手，研究新老空区交界部位不留支撑矿柱的方法，是解决新增空区冒落冲击的有效途径。现用的回采方法，如前所述，在与老空区欲崩透而未崩透之时，“视在临界矿柱”承受压力较大，从而使顶板积蓄较大的冒落能量。在此矿柱被崩落时，顶板积蓄的冒落能量突然释放，就容易引起批量冒落，形成冲击气浪［6］。为此，需要改变切割工艺，避免“支撑矿柱”的形成。经过研究，提出图4（a）所示切割方式，即在分段之间上盘面之下的矿体里，掘进沿脉切割巷道，从该切割巷道内布置扇形炮孔，按回采进路的回采方式，崩落与放出上盘矿石，为正排炮孔（垂直走向回采进路的回采炮孔）爆破提供自由面与补偿空间。

图4（a）所示的切割巷道，与正常回采进路协同退采，使空区内不形成任何支撑矿柱，由此取得最佳的冒落形式控制效果。此时，按满足均匀扩展采空区的要求，安排正常回采进路的回采顺序。在0 m分段，研究得出的上盘切割工程与回采进路的协同退采形式如图4（b）所示。根据采空区扩展过程分析表明，保持图4（a）所示的回采工作面形状，使顶板不积蓄冒落能量，待新增采空区的有效暴露跨度达到临界冒落跨度时，新增采空区顶板围岩便会按零星冒落形式自然冒落，即在工作面人员不知不觉中完成初始冒落过程。

改进后的切割方式，不仅可实现空区冒落安全，而且可节省崩落岩石的凿岩爆破费用和降低采出矿石的贫化率，是一项对矿山安全生产与经济效益致关重要的技术措施。但这一措施的实施，对爆破质量控制提出新的要求，即要求沿脉切割巷道的爆破崩落高度严格达到设计值，为此要严格控制炮孔与装药爆破的质量，及时做好炮孔验收与补孔工作，严防崩落高度不足使正排炮孔不能正常爆破。

当新增采空区宽度较大时，采用图4（a）切割方式仍需形成“视在临时矿柱”，此时在新老空区连通时，采取控制冒落形式与工作面防护相结合的方法，严防空区冒落冲击危害。其一、精细安排回采顺序。切割槽拉开后，先回采一条进路（通常是前端为切割井的回采范围），一直回采到进入覆岩区，将覆岩冒落下来。此后，同步回采两侧进路，同样一直回采到进入覆岩区，如此沿走向形成18 m×3=54 m宽的采空区，超过岩体的临界冒落跨度，促使采空区自然冒落。其二、在每条进路回采到距离老空区还有3个步距时，出矿到进路端部口微露空区为止，留下崩落矿石作为安全垫层，保护工作面安全。其三、当切割巷道布置多个切割槽时，切割巷道可以从多个切割槽同时回采，但所对应的回采进路，需要分段越过新老空区交界线，先在首采切割槽附近形成54 m宽的采空区、促使顶板围岩发生自然冒落之后，再回采相邻切割槽负担的回采进路。

总之，在目前生产中，厚矿体采空区冒落危害的主要形式，是批量冒落引起的气浪冲击危害；主要危害可能发生的地点，是分段新增空区与老空区的交界部位。采用图4改进的切割方式，同时依据上分段有无空区，确定上盘矿体回采顺序与出矿方式，即可有效防治采空区冒落冲击危害。

图4方案从2017年1月开始实施，历经10个月的时间，目前0 m分段回采了10条进路，走向长度达180 m，采空区在不知不觉中自然冒落，在新老空区交界部位工作面人员未感受任何冒落冲击，表明按照图4方案实现了采空区安全经济治理。

3 结 论

（1）毛公铁矿的矿岩稳定性差异较大，近矿围岩多为厚层稳定围岩，滞后冒落形成规模较大的采空区。采空区临界冒落跨度一般不超过35 m，小于矿体水平厚度，因此可用诱导冒落法处理采空区。

（2）毛公铁矿采空区主要出露于上盘侧矿体开采区域，属于分段矿体从上盘向下盘退采的新增空区，防治空区冒落气浪冲击危害的最安全与经济方法，是控制采空区顶板围岩按零星冒落形式完成初始冒落过程。为此，需改进上盘侧矿体的切割回采工艺，形成连续采空区，使顶板围岩不积蓄冒落能量。

（3）在分段之间上盘面之下的矿体里掘进沿脉切割巷道，布置扇形中深孔回采形成切割空间，并与回采进路协同退采，使新老空区交界部位不形成支撑矿柱，可保障采空区顶板的零星冒落条件。当上盘侧矿体回采到新老空区交界部位的附近时，需保持回采进路端部口不敞空，严防批量冒落的气浪冲击。

（4）改进后的切割方法与常规的崩落上盘围岩相比，既有利于新增空区顶板冒落形式控制，也有利于降低上盘侧采出矿石的贫化率，可实现采空区的安全经济治理。