CN100535387C - 一种改进的无底柱分段崩落法 - Google Patents

Abstract

一种改进的无底柱分段崩落法，它包括分段回采、在进路内凿岩、爆破与出矿，其特征在于将矿体自上而下分为诱导冒落区、正常回采区和底部回收区而依次分别进行作业。诱导冒落区爆破回采的目的主要是崩落进路之间的支撑，诱导上部矿石自然冒落；正常回采区爆破回采本区矿量，同时接收上部冒落矿石；底部回收区负担采场残留矿量的回收和近底板或下盘矿量的回采。本发明将原来同一的矿段分划为上下三区通过诱导冒落和爆破崩落相结合落矿、低贫化放矿和在底部设置回收工段的方式进行回采。本发明还改进了扇形炮孔布置、装药结构和起爆方式，提出了一种分组式多段微差起爆方案。推广本发明可实现“四低一高”的开采目标，具有很好的效益。

Description

一种改进的无底柱分段崩落法

技术领域

本发明属于地下采矿方法的技术领域，即提供了一种改进的诱导冒落与爆破崩落相结合的无底柱分段崩落的地下采矿方法。

背景技术

地下采矿方法包括采准、切割和回采三项基本工序，通常它可分为空场采矿法、充填采矿法和崩落采矿法三大类。而崩落采矿法中的无底柱分段崩落法被公认为开采厚大矿体的最佳采矿方法之一，目前已在世界范围内得到广泛应用，而且正在向大结构参数的方向发展。无底柱分段崩落法是将阶段用分段回采巷道划分为若干分段，由上向下逐个分段进行回采，分段下部不设出矿的底部结构，不留任何矿柱，凿矿、爆破、出矿等回采作业均在同一回采进路内顺序进行，上下分段进路在空间呈菱形交错布置；在回采进路端部于崩落围岩覆盖下进行爆破与放矿；从一端开始按步距顺序后退回采，直到回采进路的另一端边界为止。传统的无底柱分段崩落法有矿石贫化大，通风困难和开采强度低等缺点，而采用大结构参数无底柱分崩落法则需要配套大功率设备，这就必然要对技术装备提出更高的要求，同时也必然加大了矿山建设的投资强度，所以它难以在发展中的国家得到推广，因而不适合于我国和发展中国家的采矿工业发展的需要。

发明内容

本发明的目的是在无底柱分段崩落法的基础上进行改进，以寻求一种低损失、低贫化、低成本、低事故隐患和高生产能力的“四低一高”的适合于在我国和发展中国家推广的采矿方法。

本发明提出了一种改进的无底柱分段崩落法，它包括分段回采、在进路内完成凿岩、爆破与出矿，其特征在于将要开采的矿体自上而下分为诱导冒落区、正常回采区和底部回收区而依次分步骤地进行爆破作业。

本发明的采矿法在诱导冒落区内的爆破回采，主要是崩落进路之间的支撑，形成连续的回采空间，以此诱导上部矿石自然冒落；

本发明的采矿法在正常回采区爆破回采本分段矿量的同时接收上部冒落的矿石，该区内分段高度(H)与进路间距(S)按下式确定：

$S=5\sqrt{\frac{1}{2}\mathrm{\β}{H}^{\mathrm{\α}}}+\mathrm{\μb}$

式中：b为进路宽度，α，β为垂直进路方向的散体流动参数；μ则为与放矿方式有关的系数，低贫化放矿时μ＝0.1～0.60，截止品位放矿时μ＝0.60～0.75。

本发明的采矿法在底部回收区内的进路负担采场残留矿量的回收，同时负担近底板或下盘矿量的回采。

本发明的采矿法根据矿石散体的流动条件确定出矿控制方法，在诱导冒落区，崩落矿石一般在空场条件下放出，为安全起见，出矿工作要求进路口不敞空。在正常回采区，一般为覆盖层下放矿，在确保进路口不敞空的前提下，当覆盖层废石块度不小于矿石块度时，放矿到见覆盖层废石为止；当废石细碎时，放矿到当次废石混入率15％左右为宜；仅当个别出矿点其下没有接收条件时放矿到截止品位。在底部回收区，考虑到该区内每条进路所负担的回采矿量不具有向下“转段回收”的条件，而且由它们接收的上面分段转移矿量的连续移动空间条件也会在放矿结束时自然消失，这样每条进路放不出来的出矿口附近的矿石即会成为永久损失，因此每条进路每个步距都需出矿到截止品位。

底部回收区内进路的布置形式取决于矿体界线与分段位置关系以及经济合理的开掘岩石高度等多种因素。在本发明的底部回收区内的进路的布置采取如下三种形式：

A、在底板或下盘围岩里，按正常菱形布置底部回采进路，以回收脊部残留体与充分回采近底板部位矿量，称之为回收进路。当矿体底板或下盘的边界与分段水平的高差较大，但不大于经济合理的最大开掘岩石高度时；或者当矿体倾角较缓、沿高度方向可以调整回收工程的位置时，单独布置回收进路比较适宜。

B、在开掘岩石高度较小的回收进路之间，或在接近底板围岩的正常回采进路之间，为回收脊部残留体的需要而增设一条加密进路。加密进路可充分回收采场残留矿量。此时回采顺序是先回采相邻的回收进路(或回采进路)，后回采加密进路。为安全起见，加密进路滞后回采的距离，不应小于3～5个崩矿步距。

C、同时增设加密进路和底部回收进路。

本发明的采矿法与传统的无底柱分段崩落法的显著改进，首先在于将原来同一种落矿方式的矿段进一步划分为诱导冒落区、正常回采区和底部回收区三区开采，通过诱导冒落区的诱导冒落和正常回采区的大结构参数爆破崩落相结合的落矿方式减小采准系数；通过设置回收进路与加密进路提高矿石回采率；通过在诱导冒落区与正常回采区限制岩石混入降低矿石贫化率。其次在诱导冒落区，只要进路之间的矿柱能够完全崩透、采空区的净高度满足上部矿石冒落碎胀的要求即可，因此进路间距可比正常回采区大，即可适当加大进路间距防止采场地压。

本发明在三个区域内虽然也采用扇形炮孔实施爆破工程，但是炮孔布置形式、装药结构以及起爆方式等，均基于实验发现的扇形炮孔爆破的方向性与顺势破坏效应而有所改变，即在扇形炮孔的爆破试验中，同排炮孔同段起爆后，药柱产生的爆炸应力波应以药柱为中心呈柱状向四周扩散，根据岩体破坏总是沿着最小耗能的方向发展的原理，在药柱产生的应力波到达爆破自由面之前，如果相邻两个药柱产生的应力波先期相遇，把炮孔间的岩石先行击穿那么破坏就会主要沿着炮孔排面方向发展，由此造成“推墙”势态，同时由于沿抵抗线方向爆破能量利用率低，也会导致大块率的增高。因此当设计扇形孔爆破时，应注意有效爆破的方向性。此外，当从孔口端起爆时，随着药柱间距逐渐增大，爆破应力波逐渐由孔间相遇转为先行到达自由面，但其破坏方向的转变总是滞后于爆破应力波先到自由面的转变时间，这一实验现象称之为顺势破坏效应。在分析了顺势破坏效应和上述爆破能利用关系后，本发明推荐孔底起爆，并采取了d≥2w的分组式多段微差起爆方式爆破(d是同段起爆的药柱最小间距，W是抵抗线)，即设计了分组排间微差起爆方案。

本发明的诱导冒落与爆破崩落相结合改进的无底柱分段崩落法有如下优点：

(1)可大幅度减小采准系数。在河北省邯郸市某铁矿实施过程中将主采区矿体的采准系数由原来的3.6米/千吨减小到2.07米/千吨，不仅减小了采准投入，而且增大了单位采准工程的采出矿量，由此增大了生产能力。

(2)较好地适应了崩落矿岩的流动特性，使厚矿体无底柱分段崩落法的矿石回采率达到92.5％，矿石贫化率11％左右。

(3)由于改进了装药结构和超爆方式，杜绝了爆破隔墙事故的发生，并且显著地降低了大块率，节约了爆破费用，保证了出矿工作的顺利进行。

(4)可有效地防止采动地区对采准工程的破坏。

(5)无需引进大型设备而仅仅利用岩体冒落规律便实现了低损失、低贫化、低成本、低事故隐患和高生产能力的“四低一高”的开采目标，故具有极大的社会效益和经济效益。

附图说明

图1为传统的无底柱分段崩落法采场结构示意图。图中1为崩落边界、2炮孔、3溜井、4进路联巷、6回采进路、7穿脉运输巷道、H为分段高度、B为进路间距；

图2为本发明的典型的采场结构示意图。图中I为诱导冒落区、II为正常回采区、III为底部回收区，1为崩落边界、2炮孔、3溜井、4进路联巷、5诱导区进路、6回采区进路、7穿脉运输巷道、8回收进路、9加密进路、H分段高度、B进路间距；

图3为分组排间微差起爆方案示意图。图3中(A)为第一分段进路炮孔；(B)为第二分段以下进路炮孔，图3中每排炮孔都用a、b、c、d从小到大四个段位的起爆雷管，分组依次起爆。

图4为加密进路与回收进路的布置条件示意图；

图5为加密进路回采顺序示意图；

图6为水平至缓倾斜中厚不稳固矿体采场结构示意图，图中5为诱导区进路，8回收进路，9加密进路；

图7为急倾斜厚大矿体露天转地下开采的采场结构示意图，图中1为崩落边界，5为诱导区进路，6为回采区进路，10为监测孔；

图8为倾斜厚矿体上盘侧矿体不稳固矿山的采场结构示意图，图中4为进路联巷，5为诱导区进路，6回采区进路；

图9为倾斜不稳定矿体矿山采场结构示意图，图中2为炮孔，4为进路联巷，5为诱导区进路，8为回收进路。

具体实施方式

下面结合附图叙述本发明的具体实施方式，并以此对本发明的内容作进一步的说明和补充。

图1是传统的无底柱分段崩落法采场结构示意图；图2是本发明的典型的采场结构示意图。从图1和图2相对照便可明显的看出：本发明将原采场矿体又细分为诱导冒落区、正常回采区和底部回收区三个分区。诱导冒落区的回采主要是崩落进路之间的支撑形成连续的回采空间。采空区顶板一般滞后冒落，由此形成空场条件下出矿，为此可按残留矿石的坡面角(略大于自然安息角)确定崩矿扇形炮孔的边孔角。为防治采场地压，该区内进路间距宜比正常回采区大，只要进路之间的矿柱能够完全崩透、采空区的净高度满足上部矿石冒落碎胀的要求即可。

在正常回采区内回采本分段矿量的同时接收上部冒落的矿量，此时为降低废石混入率，采场结构参数与放矿方式要适应矿石散体的流动特性。其中分段高度与进路间距的关系应按下式确定：

$S=5\sqrt{\frac{1}{2}\mathrm{\β}{H}^{\mathrm{\α}}}+\mathrm{\μb}$

式中：H为分段高度(米)；S为进路间距(米)；b为进路宽度(米)；α、β为垂直进路方向的散体流动参数；μ为与放矿方式有关的系数，低贫化放矿时μ＝0.1～0.60，截止品位放矿时μ＝0.60～0.75。

正常回采区应采用低贫化放矿方式，即一旦发现废石漏斗在出矿口出露，立即停止出矿，转入下一步距回采。进路断面的大小，不仅要考虑采掘设备的使用需要，而且要考虑冒落的大块矿石的处理方便，原则上冒落的大块矿石应能够放落到巷道底板上，以便于处理。出矿过程中，常发生大块矿石在出矿口内集聚、断续地多块同时流出的现象。如果正常回采区内有多层进路，可将卡在出矿口内的大块矿石适当地转移到下分段放出。

底部回收区主要负担采场残留矿量的回收，同时负担近底板(或下盘)矿量的回采。由于该区内每条进路所负担的回采矿量不具有向下“转段回收”的条件，为尽量减少矿石的永久损失，每条进路每个步距都需要出矿到截止品位。该区内进路的布置形式如图4所示。大体上可分别设置加密进路或者回收进路；也可以设置由加密进路与回收进路共同组成的底部回收工程，加密进路等价于将下一分段回收进路提到上一分段来布置，当下一分段回收进路的开掘岩石高度(从进路顶板算起)超过经济合理的最大开掘岩石高度时，就应提到上一分段作为加密进路布置。

加密进路回采顺序见图5。图5中先回采相邻的底部回采进路，后回采加密进路。加密进路的作用主要是回收相邻进路的脊部残留体，为此只崩落相邻两条进路残留的脊部三角矿量，同时出矿时需要沿巷道全断面均匀铲出矿石，以增大放出体的宽度。

上述三个区域内的爆破工程虽然也都是采用扇形炮孔，但考虑到扇形炮孔有效爆破的方向性和顺势破坏效应，在实施过程中，我们采用了图3所示的分组式多段微差起爆方案或称为分组排间微差起爆方案。图3(A)为第一分段(即诱导冒落区)进路炮孔，(B)为第二分段以下(回采区和回收区)的进路炮孔。每排炮孔都用a、b、c、d四个段位的起爆雷管，分组依次起爆。本着同段爆破的两个炮孔，爆破应力波最先到达自由面(最先击穿抵抗线方向)的原则，在设计爆破方案时，要保证同段起爆药柱的最小间距(d)大于2倍抵抗线(W)(即d≥2w)。

实施例1

河北省邯郸市某铁矿，多数矿石结构疏松破碎，容易冒落，适合于采用图2的采场结构，本发明为此拟定如下开采方案：

以该矿一50米中段为首采中段，设计诱导冒落区高度为28～45m，其进路间距18m；正常回采区高度为30～45m，分段高度15m，进路间距为18m；底部回收区高度为15m，进路间距为9m。采用QZG80A型中高风压潜孔钻机凿岩，4.0m³电动铲动机出矿，进路断面高×宽为3.5×4.2m²。

经过实施本发明后，主采区的采堆系数由原来的3.6m/KT减小到2.07m/KT，生产效率为6万吨/月，矿石回采率达到92.5％，矿石贫化率11％左右。在地质条件较为复杂的情况下提高了产能，可望提前一年达到设计生产能力。

实施例2

河北省某铁矿西部中厚矿体，矿石不稳固到中等稳固，采动地压大。由于矿石容易冒落而且冒落的块度较小，为此只设置诱导冒落区与底部回收区，总体设计方案如图6所示。设计诱导冒落区高度为10～25m，其进路间距16m；底部回收区高度为10m，采用加密进路与回收进路联合布置形式，进路间距8～16m；回收进路的切岩高度(从巷道顶板算起)为2～5m。采用QZG80A型中高风压潜孔钻机凿岩，斗容4.0m³电动铲动机出矿，进路断面高×宽为3.5×4.2m²。实验研究得出，矿石回采率85％左右，矿石贫化率15％左右。

实施例3

为鞍钢某铁矿露天转地下开采所拟定的方案。该矿矿体厚大，倾角陡，普氏硬度系数f＝12～14，矿床断裂构造发育，适合于采用图7开采方案。

设计了由深凹露天开采转为露天与地下同时开采、再过渡到地下高效率开采的技术方案，地下开采采用进口的大功率凿岩与出矿设备，采用图7所示的采场结构，诱导冒落区高度为50～120m，进路间距20～25m；正常回采区的分段高度为20～30m，进路间距20～25m；底部回收区采用加密进路形式，其高度为一个分段的高度。为安全起见，在初始诱导冒落区上方，至少打一个监测孔用以监控诱导区的冒落高度和冒落速度，确保露天与地下同时开采的安全。设计指标：矿石回采率90％～95％；矿石贫化率10％～12％，生产能力400～600万t/a。

实施例4

安徽省某矿业公司的矿区，矿体松软破碎，容易冒落，适合于采用图8开采方案。拟设计诱导冒落区高度为25～40m，其进路间距15～18m；正常回采区的分段高度为12.5m，进路间距12m；底部回收区采用开掘下盘岩石的回收进路形式，分段高度为12.5m，进路间距12m；回收进路的切岩高度(从巷道顶板算起)为2～6m。采用YGZ-90型中深孔凿岩机凿岩，斗容1.5m³电动铲动机出矿，进路断面高×宽为3.0×3.4m²。实验研究提出，矿石回采率85％左右矿石贫化率15％左右。

实施例5

对于倾斜不稳中厚矿体的有色金属矿山，本发明采取图9所示的采场布置和结构。

由图9中可以看出其特点是：用脉外沿脉进路诱导矿体自然冒落，冒落的矿石从出矿横穿进路装矿运走。等价于将三区合并于一区，用底部回收区进路作为诱导冒落工程。

实验研究矿石回采率75％，矿石贫化率15％。

还可以举出更多的实施例来，此处不再赘述。本发明的地下采矿方法特别适合于原大矿体或缓倾斜中厚以上矿体的铁矿、有色金属矿或金矿，以矿石硬度系数f＝2～14，解理裂隙发育的矿体为佳。

本发明用于原大矿体时，一般分段高度由凿岩设备能力确定。现阶段可取为15～30m，进路间距主要由所给出的公式计算，一般可取16～25。矿石的回采率一般可达90～95％，而矿石贫化率大致为10～12％。

本发明的底部回收区是必不可少的，其他两个区的高度由矿体厚度、可冒性和冒落块度等确定。

一般中等稳固以下的厚大矿体，当冒落矿石的块度较小或冒落的大块矿石容易破碎时，可在正常回采区只设一层进路，加上诱导冒落区的一层进路和底部回收区的一层进路，总计三层进路崩落回采，其余上部矿量，无底多大厚度，只要能够全部自然冒落、且冒落后可在下面两层进路的回采中得到合理回收，可全部归于诱导冒落区。而当矿石硬度较大，大块率较高时，诱导冒落区不宜过高，但为了保护顶板围岩的块度、降低放矿过程中的废石混入度顶部至少留下一层2～3m厚的矿石自然冒落。

还必须指出：随着采矿向地下深部发展，地压增大，岩体稳定性变差，可冒性增强。本发明基于对岩体冒落规律深入研究所提出来的诱导冒落与爆破崩落相结合的改进的无底柱分段崩落法应用前景十分广阔，它必将创造出极大的社会效益和经济效益。

Claims (4)

1、一种改进的无底柱分段崩落法，包括分段回采、在进路内完成凿岩、爆破与出矿，其特征在于将要开采的矿体自上而下分为诱导冒落区、正常回采区和底部回收区而依次爆破作业分步骤地进行回采；其中诱导冒落区用爆破崩落进路之间的支撑，形成连续的回采空间，利用该区内进路回采后提供的采空区诱导上部矿石自然冒落；正常回采区的进路间距同分段高度和进路宽度的关系按下式确定：

$S=5\sqrt{\frac{1}{2}\mathrm{\β}{H}^{\mathrm{\α}}}+\mathrm{\μb}$

式中：S为进路间距(米)；H为分段高度(米)；b为进路宽度(米)；α、β为垂直进路方向的散体流动参数；μ是放矿方式有关的系数，低贫化放矿时μ＝0.1～0.60，截止品位放矿时弘＝0.60～0.75。

2、按权利要求1所述的无底柱分段崩落法，其特征在于所说的底部回收区的进路的布置采取如下三种形式：

A、在两条回采进路中间增设一条加密进路；

B、在底板或下盘围岩里布置一层以回收脊部残留体为主要目的底部回采进路；

C、同时增设加密进路和底部回收进路。

3、按权利要求1所述的无底柱分段崩落法，其特征在于所说的爆破作业采用分组式多段微差起爆方式爆破。

4、按权利要求1所述的无底柱分段崩落法，其特征在于所说的采空区其等价圆面积大于矿岩临界持续冒落面积。

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