CN101328809B - 无底柱深孔后退式采矿方法 - Google Patents

Abstract

本发明涉及一种无底柱深孔后退式采矿方法，该方法适合于阶段高度10～50m，采场长度40～80m，宽度7～9m，矿体倾角68～90度，底部出矿硐室高度2.5～3.5m，上部凿岩硐室高度3.4～3.8m，同时根据采场条件确定装药结构、起爆顺序、采场边帮和顶板控制，并采用遥控铲运机和遥控破碎台车的联合使用处理大块矿料进行出矿。本发明具有采切工程量小，采切工艺简单；凿岩效率高，爆破效果好，出矿过程安全高效的优点；将有效提高全国地下金属矿山厚大间柱回采的安全性；将提升我国地下金属矿山的采矿技术水平，促进全国地下金属矿山的采矿技术的发展，将降低全国地下金属矿山间柱采场的贫化率和损失率，促进金属资源最大化回收。

Description

无底柱深孔后退式采矿方法

【技术领域】

本发明属于矿山采矿技术领域，涉及一种在上部间柱中选取合适的采场进行的无底柱深孔后退式采矿方法。

【背景技术】

申请人位于广东省韶关市东北约48km处，是我国大型铅锌生产基地，国家一级企业。目前，矿山生产能力已从投产初期的40×10⁴t/a，发展到150×10⁴t/a以上，矿山具有日产铅锌矿石4000～4500吨，年产铅锌金属含量13～15万t的采选生产能力，是我国有色金属行业的最大的铅锌采选企业。

凡口铅锌矿始建于1958年，1968年正式投产，目前矿山最深已开采至-650m水平。由于矿石品位高，矿体形态复杂，顶部受含水丰富的壶天灰岩覆盖和地面部分工业建筑物需保护，采区范围内不允许地表塌陷。所以凡口矿的采矿方法以充填为主，有普通分层充填法、盘区机械化分层充填法和FDQ法(嗣后充填)。

目前采矿方法现状与存在的问题：根据矿床地质条件、矿山开采技术经济条件和现行法规要求，主要有以下几种采矿方法来回采矿石，分别是：普通上向分层充填采矿法、盘区机械化水平浅孔上向分层充填法、盘区机械化上向中深孔分层充填法和阶段凿岩阶段崩矿法(即V.C.R法，在凡口矿习惯称FDQ法)。

一是普通上向分层充填采矿法：该法的结构参数是：阶段高度40m，采场长度为矿体厚度，宽度8m。采场底柱8m高，分层高度2.5～3m，两采一充；人行脱水井1.2m×1.2m，溜矿井1.5m×1.5m，拉底巷2m×2m，回风天井2m×2m，各分段不设平巷和进路，出矿设备铲运机关在采场内。该法的特点是：机械化程度低，工人劳动强度大，劳动生产率低，工人作业环境恶劣，在矿岩下面凿岩危险性高。该法的工艺简介：采准时，自穿脉一旁打一人行天井穿过底柱到达拉底平面，掘进拉底巷道到达预定通风天井位置，用吊罐法掘进回风兼充填天井与上中段回风天井相通。将拉底巷进行扩帮至采场预定边界，在底板打一溜矿井及脱水井通至下部穿脉，然后开始回采上一分层矿石；采用气腿式风钻凿岩，先在采场靠人行天井的一端打斜上向孔，爆出一定空间后工人站在矿堆上打水平孔，排距孔距均为0.7～1.0m，崩矿通风后，人工将矿石倒入溜矿井中，下部采用ST-2D小铲运机将矿石铲出运到主溜井；待出矿清场后，把设备吊高，然后进行分层充填，充填高度2.5～3m，充填体强度达到要求后，就可进入下一循环工作。

二是盘区机械化水平浅孔上向分层充填法：该法结构参数：阶段高度40m，采场长度为矿体厚度，宽度8m，采场底柱8m，分层高度2.5～3m，分段高度8m，一个分段服务于两个分层，两采一充；穿脉、分段平巷等巷道断面3.4m×3.0m，分段联络道、分层联络道等巷道断面3.0m×3.0m，脱水井1m×1m，拉底巷3.0m×3.0m，回风天井2m×2m。各巷道断面直墙加三心拱形设计。该法特点是：该种采矿方法机械化程度适中，人工风钻打眼，劳动强度大，在空场下作业，危险系数高，凿岩效率低；采场出矿可用大斗容铲运机，出矿过程劳动强度低，采矿效率得到适当提高。跟普通上向分层充填法相比，盘区机械化水平浅孔上向分层充填法的工人作业环境较好，出矿过程劳动强度较低，不过在破碎矿岩下面凿岩危险性同样很高。该法工艺简介：分段平巷由分段联络道与斜坡道相连通，采准时，自一分段平巷掘进分层联络道到达矿体边界，掘进拉底平巷到达天井位置，用吊罐法打一天井与上一中段回风巷相通，对拉底平巷进行扩帮至采场边界，在采场底板掘进脱水井穿过底柱通达下部穿脉，然后开始回采第二分层矿石。采用手持气腿式凿岩机凿岩，先在采场靠近进路一端打斜上向孔，爆出一个分层高度和一定空间，利用这一空间，工人站在爆下的矿堆上往矿房内部打水平浅孔(这一过程习惯叫压顶)，排距孔距均为0.8～1.0m，崩下一段矿石之后，工人站在矿堆上处理顶板，接着对下一段的顶板矿石进行凿岩。待整个分层的矿石全部崩下之后，使用2m³或3m³口铲运机将矿石铲到分段平巷中的溜井，矿石溜到下中段平巷中，然后由井下机车进行转运。出矿清场后，充填一个分层高度(充填高度2.5～3m)，预留一定空间作为下一分层矿石回采的作业空间。待充填体强度达到要求便可回采下一分层矿石。

三是盘区机械化上向中深孔分层充填法：该法结构参数：阶段高度40m，采场长度为矿体厚度，宽度8m。底柱高8m，分段高度8m，分层高度3.5～4.5m，一个分段服务于两个分层，两采一充；穿脉、分段平巷等巷道断面3.4m×3.0m，分段联络道、分层联络道等巷道断面3.0m×3.0m，脱水井1m×1m，拉底巷3.0m×3.4m，回风天井2m×2m。各巷道断面直墙加三心拱形设计。该法特点：该种采矿方法机械化程度高，采矿效率高，工人劳动强度低。采场的整个回采工程，从凿岩到装药爆破到出矿，都可实现高度的机械化。凿岩过程采用HS105型上向自动接杆台车钻凿仰角85°～88°的上向炮孔；装药采用NT30/NBB150型井下装药车装药，劳动强度相对较低；出矿过程采用进口铲运机，通常使用斗容为3m³的铲运机，铲运机出矿效率可达600t/h。机械化程度高和效率高是盘区机械化上向中深孔分层充填采矿法的主要特点，这在凡口铅锌矿中是非常受欢迎的一种采矿方法，只要采场条件合适就可以采用该种采矿法回采矿石，这种方法使拥有雄厚进口采矿设备的矿山发挥了自己的带头作用，是矿山走在了采矿行业的前头。该法工艺简述：采掘人员由主斜坡道通过分段平巷联络道进到分段平巷中，自中段平巷向矿体一分段底板掘进采矿进路，达到矿体边界时，开始掘进拉底巷道，拉底巷道掘进到达天井位置，在回风巷打一钻孔通至下部拉底巷道，用吊罐法打一天井与上一中段回风巷相通，对拉底平巷进行扩帮至两帮矿房充填体，然后开始回采第二分层矿石。凿岩采用HS105型上向自动接杆台车钻凿仰角85°～88°的上向炮孔，单钎杆长1.2m，连接四杆，孔深一般在4m以上，布孔按梅花状排列，孔距为1.2m，排距为1.4m，掏槽区孔网一般为1m×1m，为保证两帮充填体少受爆轰波的损害，采场边孔距离充填体0.6m，并每隔3～5m用水平台车打一个仰角45°、孔深3.5～4米的边帮控制孔。装药采用NT30/NBB150型装药台车装药，利用风压把乳胶炸药压入孔内，采用导爆索与毫秒雷管非电复式起爆网络爆破。通常一个分层崩一次矿，顶板一次处理。出矿设备采用2m³或3m³进口铲运机，铲运机由采矿进路进到采场，将矿石铲出倒到脉外溜井中。出矿清场后，进行分层胶结充填，充填高度3.5～4.5m。待充填体强度达到铲运机的压力要求便可回采下一分层的矿石。以此类推，采、出、充交替循环作业，直到采场回采结束。

四是阶段凿岩阶段崩矿法，即V.C.R法，惯称FDQ法：该法结构参数：阶段高度40m，采场长度为矿体厚度，宽度8m。不留底柱，底部人工漏斗结构高度6m，底部空间高度8m，底部出矿进路间距8m，进路规格3.0m×3.0m，转弯半径9m，底部出矿结构拉底巷道3.0m×3.0m；上部硐室高度3m，硐室拉底巷道3.0m×3.0m，切割天井2m×2m。沿脉巷道、穿脉断面3.4m×3.0m。各巷道断面直墙加三心拱形设计。该法特点：F.D.Q采矿法显著特点是安全和高效。凿岩及装药作业过程都在上部凿岩硐室完成，作业条件好，出矿过程由出矿工人驾驶铲运机在人工底部漏斗下进行，出矿过程安全。采用阶段侧向崩矿的方式，爆破效果良好，崩矿效率高，底部出矿效率也高。但使用F.D.Q法进行采矿时，为了减少底部矿量的损失，通常先将底部矿石全部采尽后用充填料做人工漏斗结构，该过程工艺较为复杂，等待充填体强度达到要求的时间较长，这一点使得F.D.Q法的采矿效率大打折扣；倘若不将底部矿石采尽而直接钻岩爆破形成底部结构，该过程工艺也很复杂，而且还损失了很多矿石，并且在回采底柱时因顶板有残矿而相当危险。此外，对深孔进行一次装药(所有孔侧向爆破的情况)的过程全部都在上部凿岩硐室进行，这个装药过程相对于别的采矿方法要复杂得多。同时，在矿体边界还不明确的情况下在上部硐室完成装药过程，深孔内装药长度的不确定性决定了该种采矿方法贫化损失率比较高的缺点。该法工艺简介：F.D.Q法有下部出矿结构和上部凿岩硐室两个主要的采切工程，其中最重要的又是下部出矿结构。采准工程从下部沿脉巷道开始，在中段平面掘进一穿脉经过矿房充填体，穿脉中心线与底部拉底巷中心线距离至少为出矿设备最小转弯半径R＝9m，在穿脉的一旁每隔8m往间柱采场底部拉底巷掘进出矿进路，然后掘进拉底平巷，拉底平巷掘进到切割天井位置时，采用吊罐法掘进切割天井以能更好的通风。切割天井掘进完毕，对底部拉底巷进行扩帮直达两帮矿房充填体，利用底部拉底空间将采场底部8m高的矿石全部回采并出矿干净。清理底部空间，开始用充填料做底部出矿漏斗结构。用充填料做底部出矿漏斗结构是一个很复杂的过程。底部结构工程完成以后开始对上部施工硐室进行掘进，由上中段沿脉巷道掘进硐室进路(或直接利用过去所掘进的穿脉)到达矿体边界，开始掘进施工硐室拉底巷，拉底巷掘进完毕便可以扩帮形成硐室，支护后便完成了采场的所有采准切割工作，开始凿岩崩矿。在上部凿岩硐室用CS100L型潜孔钻机钻Φ＝110mm深孔穿通整个阶段，孔距2.5m，排距2.0m，边孔距离两帮充填体0.5m。以切割天井作为首次爆破的自由面和补偿空间，分次分层侧向爆破，爆破一次之后在底部出矿漏斗下方进行出矿，如此一次一次的循环，将采矿矿石全部崩落。出矿设备采用2m³或3m³进口铲运机，全部矿石出矿完毕，清理采空区，对采空区进行嗣后充填。

V.C.R法于1982年在凡口矿试验成功后，通过设备的更新，目前工艺日益成熟，工人的操作水平不断提高，采场综合生产能力逐年有所增加，事实上，V.C.R法除要求矿体倾角在75°-80°以上外，还要求矿体厚大规整，矿体和围岩都有很好的稳固性，当矿体小于75°时，倾斜孔偏斜率大，盲孔爆破时爆破效果不好。目前矿山适合F.D.Q法的矿体很少，这样就大大限制了其使用范围。该方法在应用过程中经常出现爆下矿堆大块较多，采场漏斗卡结，超爆超采，两帮充填体塌落，而且采用大药量爆破对边界矿岩破坏很大，致使相邻间柱采场的回采极不安全，回采矿石底柱时顶板会存在残矿，因此该法在2005年已经停用。盘区机械化向上分层充填法，实际上是普通上向水平分层胶结充填法的盘区化，该方法在矿体产状复杂，厚度小的孤立小矿体和矿柱的开采中普遍使用。该方法采用浅眼落矿，工人劳动强度大，生产能力低，此外，由于人员和设备直接进入采空区作业，安全性差，几乎每年都出现片帮、冒顶类的工伤事故。

由凡口矿已有的地质资料可知，凡口矿现在有的矿体，有一部分矿体厚度在10m-30m，矿体和围岩中等及中等稳固以上，并且凡口矿已经引进了大量的先进采矿设备。目前凡口矿井下生产中段、采场个数较多，生产难以管理，安全难度大。为了减少井下采场个数，减小通风压力，提高单个采场综合生产能力，同时为了配合凡口矿18万t扩产需要，解决深部掘进废石的出路问题，决定试验高效采矿工艺，因此，开展无底柱深孔后退式采矿法研究对于凡口铅锌矿的稳产高产具有十分重要的意义。

【发明内容】

为了克服现有技术的上述缺点，本发明提供一种安全、高效、贫化损失小、底部结构简单、装药结构和起爆顺序技术先进的无底柱深孔后退式采矿方法。

本发明解决其技术问题所采用的技术方案是：一种无底柱深孔后退式采矿方法，该方法适合于阶段高度10～50m，采场长度40～80m，宽度7～9m，矿体倾角68～90度，底部出矿硐室高度2.5～3.5m，上部凿岩硐室高度3.4～3.8m，同时根据采场条件确定装药结构、起爆顺序、采场边帮和顶板控制，并采用遥控铲运机和遥控破碎台车的联合使用处理大块矿料进行出矿。

所述无底柱深孔后退式采矿方法的采切工程主要有底部出矿硐室、上部凿岩硐室和切割天井。

在采场的下部设计一底部出矿硐室，出矿硐室空高为3m，宽为采场宽度。

上部凿岩硐室布置在采场的上部，先在硐室内预留点柱，硐室掘进完成后根据实际情况决定是否保留，硐室在施工时应作成拱形，凿岩硐室高度3.6m。

切割天井布置在采场的前端，切割天井贯通上部凿岩硐室和底部出矿硐室，规格2.0m×2.0m。

利用潜孔钻机在上部凿岩硐室往下打Φ为110mm深炮孔穿通整个阶段，炮孔距2.2m，排距1.87m，8m宽的采场布置4排炮孔，共140个，边炮孔距离两帮充填体1.2m，将所有炮孔全部打完之后，在上部凿岩硐室对各排深孔分次装药，分次后退式崩矿，爆破采用非电爆破网路。

中间炮孔采用分层柱状正向装药，边炮孔采用空气间隔正向装药；中间炮孔先起爆，分多段雷管起爆，每段双发导爆管雷管加起爆弹起爆；边炮孔双导爆索起爆，以同列中间炮孔所爆空区为自由面，滞后同列中间炮孔起爆。

第一次爆破以天井为自由面侧向爆破，第一次爆破后的以后每次爆破均以前一次爆破后空场作为自由面侧向崩矿。

本发明的有益效果是：一是安全性高：采矿安全：上部硐室顶板和边帮均采用锚杆和铁丝网联合支护。确保人员在上部硐室凿炮孔和装药时的安全；铲矿安全：铲矿人员不进入爆破空场，铲矿人员在已经处理好的下部硐室处操作遥控铲运机铲矿，确保了铲矿过程的安全。二是回采高效性：根据统计和计算出来的采矿技术指标来看，该法较我矿的常规采矿方法的指标都优越，劳动生产率高，辅助作业少。三是大块率低：据采矿工区铲矿反映和统计，该采场的大块数仅300个左右，大块率仅为0.85％，矿石块度均匀。提高了铲矿效率；从而减少了空场暴露时间，提前交充填。符合“强采强出”的采矿原则。同时也加快了振动放矿，减少了因矿石块度过大而造成卡死出矿溜井，大大提高了电机车出矿效率。四是采矿机械先进：在全国内首次采用TORO-301超视距可视遥控铲运机铲矿，该机的遥控距离为300米，铲斗的斗容：3m³，芬兰山特维特公司生产，专门用于矿井恶劣环境和危险区域抢采矿产资源。操作人员可以在安全地带，通过视频对铲车进行操作，指令铲运机铲矿作业，避免了工人直接进入作业，有效保护作业人员的人身安全。采用SOLO5-5V遥控破碎台车处理大块，操作人员可以在安全地带，通过遥控对破碎台车进行操作，指挥台车进行大块破碎工作，改革了工人对大块处理采用二次爆破的传统模式。避免了工人用传统方法直接进入大爆破空场中对大块进行二次爆破，有效地提高了作业人员的安全性。该破碎台车处理大块还能避免了因对大块实行二次爆破而造成对采空区的顶板和边帮的振动，也减少因二次爆破带来的空场空气污染。五是回填能力大：该采场出矿完毕后，形成了一个巨大的采空区，能回大量的废石，大幅增加了废石回填量，减少了废石提出地表的成本，减少了充填成本，缓解了深部掘进渣的储存压力，加快了深部盘区采场的采准施工进度。并且大大地减少了主废石溜井的提升压力，而且有效地解决了采空区部分充填材料来源，降低了充填成本，取得了良好的经济效益，有利于矿山的可持续发展。减少了因提升废石堆积地表而造成占用土地并带来随之而来的环境污染。废石回填的效益主要包括节约的充填料浆成本和减少废石出窿提升的成本。主要费用有回填动力费用和设备损耗费。经计算，每回填1m³的废石可节约成本150元。因此该采场可为矿山节约150万元左右。六是贫化率低、损失率低：由于该采场的五次爆破的边孔均采用空气间隔光面爆破技术爆破，两帮的充填体控制的相当好，东头矿灰交界处、西头矿灰交界处，采用控制交界处炮孔的装药结构(见灰就不装药)。根据地质科统计计算得矿石损失率为1.7％，贫化率为6.61％，低于矿山贫化损失指标。

本发明具有采切工程量小，采切工艺简单，底部结构简单；凿岩效率高，爆破效果好的优点；出矿过程在底部出矿硐室完成，采用遥控铲运机出矿，采用遥控破碎台车处理大块，人员不进入爆破后空场，出矿过程安全高效。若在我国进行推广，将有效提高全国地下金属矿山厚大间柱回采的安全性；将提升我国地下金属矿山的采矿技术水平，促进全国地下金属矿山的采矿技术的发展；将有效改观全国地下金属矿山生产水平低下(特别是间柱回采)的被动局面；将降低全国地下金属矿山间柱采场的贫化率和损失率，促进金属资源最大化回收；将提升全国地下矿山采矿的机械化水平，进而促使提高国产采矿机械的革新与进步。

【附图说明】

图1是本发明的工艺流程示意图；

图2是图1中B-B的剖面示意图；

图3是图2中A-A的剖面示意图；

图4是本发明所述柱状分层正向装药结构示意图；

图5是本发明所述空气间隔正向装药结构示意图；

图6是本发明所述矿柱小孔光面孔装药结构示意图。

图中：1-沿脉无轨巷道，2-凿岩硐室进路，3-顶部凿岩硐室，4-出矿硐室进路，5-底部出矿硐室，6-矿堆，7-切割天井，8-残留炮孔，9-待爆炮孔，10-矿体边界，11-溜矿井，12-河砂，13-炸药，14-雷管加起爆弹，15-水泥塞，16-竹筒，17-双导爆管雷管，18-双导爆索，19-炮孔，20-炮泥，21-雷管，22-竹竿。

【具体实施方式】

下面结合附图和实施例对本发明进一步说明：

本发明所述采场采区范围揭露地层为泥盆系上统天子岭中亚组D3tb地层，围岩多为灰黑色瘤状灰岩夹薄层互层泥灰岩组成，具瘤状构造，层理清晰，岩石的抗压抗剪强度中等；其地质构造是：采区范围可见主要的控矿断裂发育，其中规模较大的有NNE走向的F3，倾向东，NE走向的F102，倾向西，倾角均在70°～80°之间，为平行右移逆断层，断层两侧均具明显的牵引挠曲，破碎带范围在0.5m～1.5m左右，破碎带出现构造角砾，主要成分为灰岩，胶结物为泥质或泥灰质，较为松散，揉皱现象明显，次级小构造也较为发育，多具剪切性，常造成矿岩内部结构的破碎；其矿体是：矿体主要为sh6a矿体和sh7a矿体，sh6a矿体依附在F102断层上盘，矿体形态较为规整，sh7a矿体依附在F3断层上盘，规模相对较小，矿体形态单一，但连续性较差，矿石的主要组成为块状致密状黄铁铅锌矿，松散黄铁铅锌矿在断层的破碎带中存在，块状黄铁铅锌矿平均体重4.0t/m3，围岩平均体重2.74t/m3，矿岩松散系数1.5～1.6。矿凿岩性等级为V～VI级，爆破性等级为IV-VII级，矿石为高硫矿石，易发热和结块，温度可高达40～45摄氏度。矿石品位：Pb：6.04％，Zn：10.70％，S：29.39％，Pb+Zn品位中等为16.74％；其采场周边工程是：回采范围南北两帮见N3#和N4#采场的充填体，西头见F102断层，断层东头至y＝718控制线以内，y＝718以东矿体采用分层采矿法找边回采。回采高度从-280m二分段到-240m中段平面，采场宽约为8m。-280m二分段以下为充填体，顶部-240中段平面到-240m一分段为8m厚矿石底柱，在-240m中段有一条假巷，有7条出矿进路，出矿进路里面为充填体。采切工程完毕后，由CS100L型潜孔钻机在上部凿岩硐室对矿体进行凿岩工作，整个采场的炮眼全部打完后，将潜孔钻机撤出凿岩硐室，装药人员进到硐室进行装药工作，分次装药，每一次分层崩矿。从切割天井往硐室入口后退式分次分层装药爆破，一次爆下矿石、通风后，工作人员遥控可视铲运机进到下部出矿硐室进行出矿，将矿石铲出倒入溜井。出矿完毕后便可以对下个分层进行装药爆破。

实施方案是：根据凡口矿试验矿块的特点，决定采用无底柱深孔后退式采矿法。该方法适合阶段高度10～50m，采场长度40～80m，宽度8m左右，矿体倾角70度左右。该方法不留底柱，底部出矿硐室高度3m左右，上部凿岩硐室高度3.6m左右，保证钻机能在顶部硐室作业。其特点是：无底柱后退式采矿法，采切工程量小，采切工艺简单；凿岩效率高，爆破效果好；出矿过程在底部出矿硐室完成，采用遥控铲运机出矿，人员不进入采场，出矿过程安全高效。

如图1、图2和图3所示，本发明采切工程主要有底部出矿硐室和上部凿岩硐室，在-280m二分段平面布置采场底部出矿硐室，从-280m二分段进路进入采场，以目前采场断面继续推进，采至y＝718以后出矿，出完采场内的矿石进行充填，充填至标高-261.0m，充填体质量3日强度不低于3MPa，充填到位后按设计尺寸切采，出矿硐室空高为3m，宽为采场宽度，充填后按斜向上方向采用分层采矿法回采y＝718以东的边界矿体。

上部凿岩硐室布置在-240m中段，从N4#川假巷进入拉底，拉底时首先将进路内的充填体掏掉，到位后按设计尺寸扩帮，拉底扩帮至N3#采场充填体边缘，为确保硐室安全，先在硐室内预留点柱，硐室掘进完成后根据实际情况决定是否保留，硐室在施工时应作成拱形，凿岩硐室高度3.6m。采准工程量见表1。

表1Sh-280mN3-4#采场采准工程量表

本发明所述施工顺序是底部硐室继续按照目前断面推进，出矿后充填至设计标高，再回采东部边界矿体；上部凿岩硐室掘进时先二次掘进原出矿进路中的充填体，然后按照设计尺寸拉底扩帮。

本发明所述回采工艺是：利用CS100L型潜孔钻机在上部凿岩硐室往下打Φ＝110mm深孔穿通整个阶段，孔距2.2m，排距1.87m(8m宽采场布置4排孔)，边孔距离两帮充填体1.2m，将所有炮孔全部打完之后，在上部凿岩硐室对各排深孔分次装药，每一次爆破分层后退式崩矿。爆破采用非电爆破网路。以原有天井(9-N4-02)作为切割天井，采用分段分层后退式深孔爆破采矿，每一次崩落矿石之后，由工人遥控TORO 301DL型遥控/可视铲运机进到底部出矿硐室进行出矿，将矿石倒入溜井溜到下部中段进行转运。遇到大块采用遥控可视破碎台车进入出矿地点对大块进行二次破碎。采场内所有矿石回采完之后，先对采场回填废石，再利用Sh-240中段充填系统进行一次性嗣后充填。其上部硐室施工是：先沿sh-240m水平N4#穿假巷拉掘进，每前进4米，则支护一段，采用锚杆铁丝网联合支护，然后继续向前推进，以确保安全施工。通风采用局扇通分。N4#穿假巷拉好后，再按设计对上部硐室的各进路的充填体进行二次掘进掏空。并按设计预留相应的矿柱。

本发明所述炮孔方案是：首先以东头的切割天井作为首次爆破的自由面和补偿空间，分次分层全孔侧向爆破，将8m宽的采场拉开，以后每次爆破均以前一次爆破面作为自由面侧向崩矿。炮孔布置为四排炮孔，共140个。在上部硐室的采场中间预留了四个保安矿柱，影响了正常排炮孔布置，使得附近的正常排孔必须凿斜孔，布孔原则是孔口离保安矿柱0.6m，孔口距保持2.20m，孔底(底部硐室顶板)保持1.87m×2.20m的孔网参数要求。为了控制矿柱区大块率，在矿柱区每下降4m作一个炮孔分布平面图，根据炮孔均匀分布的要求布置斜孔。

本发明所述炮孔的直径选择是：根据多年来凡口使用小直径深孔爆破采矿方法的经验，小直径深孔具有很好控制边界，防止充填体塌落等优点，因此选用了Φ＝110mm炮孔，钻孔设备采用CS100L型潜孔钻机。该机具有钻孔导向和液压接卸杆功能，结构紧凑，性能先进，高效低耗，可靠性指标高，操作和维护方便等特点，是国内领先的穿孔凿岩设备。最大优点是不受作业场地限制、自由旋转移动、凿岩效率高、成孔质量好。

本发明所述爆破方案是：全孔侧向崩矿。

全孔侧向崩矿是沿采场高度方向利用V.C.R法爆破形成竖向切割槽作为自由面，其余炮孔采用球形或柱状药包全孔一次侧向爆破。全孔侧向崩矿的特点是：一是爆破规模大，最大单响药量难以控制，爆破对采场稳定的破坏性大。二是爆破能量利用率高，爆破效果好，大块率低于3％。三是采场爆破频率低，采场爆破作业量小，爆破成本低。四是炮孔下部部分为挤压爆破，如果能合理选用雷管段数，就可以有效控制块度。五是能够达到后退式爆破的目的。

分段侧向崩矿：其崩矿顺序是先用V.C.R法爆破形成竖向切割槽，然后以切割槽作自由面，进行分段侧向崩矿，通过控制侧向崩矿的分段高度和崩矿步距来控制爆破规模。该爆破方式可有效地控制爆破规模，减少爆破对采场暴露边帮的破坏，减少爆破次数，提高爆破效率，降低爆破成本，并为采场边排孔实施控制爆破和留矿爆破创造优越的爆破条件，有利于维护采场稳定。

根据该采场现有技术条件，选用了全孔侧向崩矿方式。该方式能够达到后退式的目的，作业人员每次出矿均在经安全处理的底部出矿硐室下面控制遥控铲运机，提高了人员作业的安全系数。

本发明所述装药结构的选择：该试验采场选用的是无底柱后退式采矿法，崩矿方式为全孔侧向崩矿。爆破是深孔采矿技术最为关键的一个环节。效果好的爆破应实现即把设计范围内的矿岩全部崩落，块度均匀破碎，又使采场边帮矿岩或充填体不会垮落，故爆破效果的好坏直接影响到出矿效率的高低。作业安全条件的好坏，还影响到相邻采场能否正常进行生产。而装药结构直接导致爆破的效果，故合理的装药结构是试验成功的关键。

以前凡口使用的大爆破采矿法经常出现超爆超采，两帮充填体塌落严重，大块率较高等现象。根据各方面的理论和实际经验，本次爆破采用以下装药结构。中间炮孔(即2、3排)肩负着每次分段的拉槽区和为边炮孔创造自由面的功能。故必须保证其爆破效果。故中间炮孔和矿柱斜孔采用柱状分层正向装药结构，分多段雷管起爆，每段双发导爆管雷管加起爆弹起爆，如图4所示。

采场边孔爆破是影响采场边界规整程度的直接因素，并进一步影响到采场的整体稳定性，同时，为了充分利用爆破能量，改善爆破效果，目前小直径深孔采矿法矿房采场边孔实行不耦合装药光面爆破。光面爆破炮孔采用空气间隔不耦合装药结构，一方面减少了爆炸压力对孔壁岩石的破坏，另一方面又可降低炸药脉冲初始压力和延长爆破作用时间，并进而改善爆破效果和控制爆破边界。炮孔堵塞是影响光面爆破效果的一个重要因素。不耦合装药爆炸时，在岩体和炮孔堵塞物内同时产生应力波，为充分利用爆炸能量，堵塞物应在光面贯通裂缝形成之后完成炮孔堵塞材料的压缩过程。故本次设计的边炮孔和每次爆破最后一列炮孔均采用空气间隔正向装药，孔口用双发同段导爆管雷管加双导爆索起爆，以保护两帮的充填体和下一段的相邻炮孔质量；如图5所示。

矿柱小孔装药：因上部硐室留有4个矿柱；因此必须对矿柱实行打眼放炮处理。用本矿常用YT24型气腿式凿岩机凿直径为38mm的水平孔。为减少了爆轰波对上部硐室顶板的冲击。进而有利于控制好顶板岩石的稳定性，利用光面爆破技术爆破矿柱。其爆破参数如下：光面层爆破抵抗线：W＝800～900mm；光面层炮孔：a＝700～800mm；光面层厚度；b＝800～900mm；炸药采用岩石乳化炸药，药卷外径：27mm，药卷重量：150g。径向不耦合系数1.4。

以光面爆破技术要求布置好炮孔，其孔采用径向不耦合空气间隔正向的装药结构，采用炮泥堵塞炮孔。装药结构示意图如图6所示。

本发明所述的起爆顺序是：申请人极为重视本发明的起爆顺序，它关系到整个起爆效果和边帮顶板的控制。本发明分五次爆破整个采场。第一次爆破以东头Y＝718附近的天井为自由面侧爆，其余四次爆破均以前一次的爆破空区为自由面侧向起爆。每一次起爆中同列中间孔以前列爆破后空区或天井为自由面先起爆。边孔则以同列中间孔所爆空区为自由面，滞后同列中间孔起爆。矿柱区浅孔爆破滞后每次深孔爆破起爆，以深孔爆破后所形成的空区为自由面下向崩矿。由于选取上述起爆顺序和对边孔和矿柱浅孔均采用了光面爆破技术装药，爆破效果相当好，采场两帮的充填体和顶板均控制的很好，从现场看两帮充填体无较大的脱层情况，顶板亦无大的变化。

本发明所述爆破网络的选择是：申请人极为重视在深孔爆破采矿法所采用的起爆系统。主要有三种起爆系统，一种是传统的导爆管、导爆索加起爆弹的非电起爆系统，

另两种则是DHMS-1型低能导爆索滑块式微差起爆系统和电磁感应微差起爆系统。HMS-1型低能导爆索滑块式微差起爆系统主要包括低能导爆索、感爆元件和滑块式起爆器。其特点是，低能导爆索在传爆过程中不引爆与其装在一起的炸药，而能引爆滑块式微差起爆器。且具有良好的防水性能，在深水20m中浸泡24小时还能引爆。而电磁感应微差起爆系统主要包括专用高频起爆器、滑块式电磁雷管微差起爆器、检测仪表和普通电线。其特点是：应用电磁互感原理，在电雷管闭合的脚线砂上接一磁环，形成变压器耦合的二次绕组。一次电路导线穿过所有电磁雷管磁环中心，接于特制的高频交流起爆器上才能引爆电磁雷管。标准的50/60Hz交流电源和支流电源不能引爆电磁雷管。这种起爆系统可保证防止各种杂散电流和潮湿条件下的漏电。也可快速而准确地使炮孔组中的所有电雷管完全耦合，并且也易于仪器检查回路是否导通。因后两种起爆系统较为复杂，因此，逐渐被凡口铅锌矿所淘汰。故选择既安全又简单的传统的导爆管、导爆索加起爆弹的非电起爆系统。

本发明所述爆破前期准备工作是：一是扫孔：由深钻队对各次所需爆破的炮孔进行测孔，对已经被堵塞的炮孔进行清扫。以利于装药顺畅。二是补孔：因为某些炮孔没达到设计要求，并且前次爆破可能将后段的炮孔破坏。故每次需根据各次爆破设计审图要求和现场实际情况安排补打炮孔，以控制好炮孔间距，从而控制好爆破效果。三是爆破器材和辅助材料的准备：二工区负责提前将河砂、竹筒等材料的运至采场附近，以供爆破当天使用。深钻队负责爆破器材、竹筒的加工、炸药、通讯、照明等的准备工作。四是通风：由通风工区负责调节好该采场的通风系统。在sh-240mN3-4#上部硐室风门口加装一台风机，sh-280mN3-4#下部硐室进路口设置一临时风墙以防风路短路。本发明所述爆破施工作业程序是：爆破施工作业程序主要有测孔、堵孔、装药，连线、爆破。

一是测孔：主要为了测出所需爆破孔的孔深，工作人员利用测绳对每个所需爆破的炮孔进行测量，看炮孔是否符合设计要求是否堵。并由技术小组成员负责记录和核实。

二是堵孔和装药：首先用细铁丝吊放水泥塞放入孔内固定于设计位置，堵塞好炮孔后再按设计要求装药，将绑有铁环的炸药用带钩的尼龙绳吊入孔内，并装好填塞物。各分组技术员负责其各组炮孔的装药质量。

三是连线：待各孔内炸药全部装好后，由持有爆破安全作业证技术组人员对炮孔按设计要求联好起爆网络系统。

四是起爆：在每次爆破设计起爆网络连好并经过爆破总指挥确认，安全警戒组在所警戒的区域清场并站好岗后，由爆破总指挥在纪要所规定的放炮时间内下达点火命令，即可进行点火爆破。

本发明所述出矿流程是：矿石经遥控铲运机铲出采场后运至sh-280m二分段N5#溜井，矿由N5#溜井卸至sh-280m中段运输平巷矿车中，再经7t电机车卸至主溜井，最后由主井提升至地表。本发明所述大块处理是：遥控铲运机出矿过程中遇到大块，先将大块推在旁边，等到堆积一定量的大块之后，工作人员在安全区域遥控可视破碎台车进入出矿地点对大块进行二次破碎。

本发明所述地压管理：先对空区进行废石回填至H＝-240m，再对回填后采场先进行全尾砂充填废石空隙，拉平后再采用棒磨砂胶结充填，充填高度：0.7米，充填料的配比：棒磨砂∶尾砂∶水泥＝10∶2∶3。

本发明所述炸药及爆破器材消耗指标：

本次大爆破时所用炸药为柱状乳化炸药，柱状乳化炸药参数：长：75cm，直径：90mm。所用爆破器材有导爆索、导爆管、导爆管雷管、火雷管、起爆弹及导火索。

本发明的积极意义是：申请人现有采矿开采条件正逐步恶化，Sh-280mN3-4#无底柱后退式崩落法试验采场的成功，将大力推广到凡口矿安全难度大、矿体厚大的间柱采场中。对凡口矿的安全生产具有重要的意义：一是提高了间柱采矿的安全性，降低凡口矿的间柱采场的安全管理压力。二是提高了凡口矿的矿山生产能力，节约了采矿成本。三是提高了凡口矿的采矿工艺科研能力，提高凡口矿采矿技术人员的专业技术水平。四是降低凡口矿间柱采场的贫化率和损失率，从而提高凡口矿金属回收率。五是为凡口矿2009年实现年产18万吨金属的宏伟目标奠定了坚实的基础。

将该法推广到全国的地下金属矿山中去，也有不凡的意义：一是将有效提高全国地下金属矿山厚大间柱回采的安全性。二是将提升我国地下金属矿山的采矿技术水平，促进全国地下金属矿山的采矿技术的发展，三是将有效改观全国地下金属矿山生产水平低下(特别是间柱回采)的被动局面。四是将降低全国地下金属矿山间柱采场的贫化率和损失率，促进金属资源最大化回收。五是是将提升全国地下矿山采矿的机械化水平，进而促使提高国产采矿机械的革新与进步。

Claims (6)

1.一种无底柱深孔后退式采矿方法，其特征是：该方法适合于阶段高度10～50m，采场长度40～80m，宽度7～9m，矿体倾角68～90度，底部出矿硐室高度2.5～3.5m，上部凿岩硐室高度3.4～3.8m，同时根据采场条件确定装药结构、起爆顺序、采场边帮和顶板控制，并采用遥控铲运机和遥控破碎台车的联合使用处理大块矿料进行出矿；

中间炮孔采用分层柱状正向装药，边炮孔采用空气间隔正向装药；中间炮孔先起爆，分多段雷管起爆，每段双发导爆管雷管加起爆弹起爆；边炮孔双导爆索起爆，以同列中间炮孔所爆空区为自由面，滞后同列中间炮孔起爆；

第一次爆破以天井为自由面侧向爆破，第一次爆破后的以后每次爆破均以前一次爆破后空场作为自由面侧向崩矿。

2.如权利要求1所述的无底柱深孔后退式采矿方法，其特征是：所述无底柱深孔后退式采矿方法的采切工程主要有底部出矿硐室、上部凿岩硐室和切割天井。

3.如权利要求2所述的无底柱深孔后退式采矿方法，其特征是：在采场的下部设计一底部出矿硐室，出矿硐室空高为3m，宽为采场宽度。

4.如权利要求2所述的无底柱深孔后退式采矿方法，其特征是：上部凿岩硐室布置在采场的上部，先在硐室内预留点柱，硐室掘进完成后根据实际情况决定是否保留，硐室在施工时应作成拱形，凿岩硐室高度3.6m。

5.如权利要求2所述的无底柱深孔后退式采矿方法，其特征是：切割天井布置在采场的前端，切割天井贯通上部凿岩硐室和底部出矿硐室，规格2.0m×2.0m。

6.如权利要求1或2所述的无底柱深孔后退式采矿方法，其特征是：利用潜孔钻机在上部凿岩硐室往下打Φ为110mm深炮孔穿通整个阶段，炮孔距2.2m，排距1.87m，8m宽的采场布置4排炮孔，共140个，边炮孔距离两帮充填体1.2m，将所有炮孔全部打完之后，在上部凿岩硐室对各排深孔分次装药，分次后退式崩矿，爆破采用非电爆破网路。

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