CN102587916A - 一种崩矿嗣后充填采矿方法 - Google Patents
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Abstract
本发明公开了一种崩矿嗣后充填采矿方法，其步骤是：开拓；采准工作；切割工作：包括开挖集矿堑沟和切割天井，在凿岩硐室的一端部切割天井，切割天井采用垂直深孔落矿阶段矿房法，切割天井为回采工作提供足够的补偿空间；矿房回采工作：在凿岩硐室施工下向炮孔，装药爆破，炮孔全中段高一次装炸药，爆破采用一次性侧向爆破和出矿；充填养护：封闭空区与下部井巷相通的所有出口，埋设滤水管，从矿房上部引来充填管路，对矿房进行充填并养护；矿柱回采：矿房充填体养护后即回采矿柱，矿柱回采与矿房回采工作相同。本发明矿产资源回收率高，爆破冲击影响小，成本低，生产效率高。
Description
技术领域
本发明涉及非煤矿山的采矿方法，尤其涉及矿石和围岩中等以上稳固，厚度大于30米的矿体，以及倾角大于55°，厚度不小于20米的矿体采矿方法。
背景技术
非煤矿山，如开采金属矿石、放射性矿石以及作为石油化工原料、建筑材料、辅助原料、耐火材料及其它非金属矿物(煤炭除外)的矿山。非煤采矿工程从建设到投产分为四个步骤：开拓、采准、切割和回采。
1)开拓：从地表开挖一系列的井巷工程(如平硐、斜井、竖井、斜坡道中的一种或几种联合)通达矿体，使地表与井下待开采的块段间建立联络通道，以形成提升、运输、通风、排水、供水、供电、供风、充填八大系统，借此把人员、材料、设备、充填料、动力和新鲜空气送到井下，同时将井下的矿石、废石、井下涌水和污浊空气提升和排到地表。
2)采准：在已完成开拓工程的矿段，按选定的采矿方法划分回采单元，再掘进必要的井巷工程(如穿脉、天井、溜井、凿岩硐室、出矿巷道)，将开拓八大系统与拟回采区段建立联系，满足拟回采区段的人行、凿岩爆破、通风、运搬、充填等工作的需要。
3)切割：在已完成采准工作的区段，施工切割天井(天井为两端都有出口的井下垂直或倾斜井筒)和切割巷道，如切割沿脉和切割穿脉；切割巷道作用是为作业人员提供作业空间和加采爆破提供补偿空间，为大量回采提供爆破补偿空间；
4)回采：在完成采准、切割工作的回采单元中，进行采矿作业的工程称为回采，包括凿岩(即用凿岩机具施工钻孔，俗称打炮眼)、爆破、通风、矿石搬运、地压管理，这里地压管理是指撬浮石，对局部不稳固段进行加固，以及采矿结束后空场采矿法的采场封闭，崩落采矿法的放顶，充填法采场进行充填等工序。
通常采矿方法由采准切割和回采组成。
对于矿石和围岩中等以上稳固，厚度大于30米的矿体，以及倾角大于55°，厚度不小于20米的矿体，目前常用的采矿方法为垂直深孔球状药包落矿阶段矿房法，又称垂直深孔落矿阶段矿房法，简称VCR法(VertricalCrate Retreat Methood)，是阶段凿岩阶段出矿的阶段空场法的代表性采矿方法，主要特点为：使用潜孔凿岩机或牙轮钻机凿岩，大直径深孔(大直径深孔指直径超过150毫米，孔深30米以上)崩矿，全阶段一次凿岩，分段崩矿，减少采准工程量。VCR嗣后充填法是指采场采完后，及时对采空区进行充填处理，以防止大面积采空区引起的地表塌陷。
常见的崩矿嗣后充填采矿方法，又称VCR嗣后充填法，根据出矿方式的不同，主要分为2种，第1种为本中段出矿(第1种VCR嗣后充填法)，即凿岩水平、底部结构和出矿水平均在同一中段，如图1至图4所示；第2种为非本中段出矿(第2种VCR嗣后充填法)，一般为凿岩水平和底部结构在本中段，出矿水平在下个中段，如图5至图8所示。
VCR嗣后充填法综合应用了大直径深孔凿岩装备、球形药包爆破方法和大型出矿设备，适用于开采矿石和围岩中等以上稳固的厚矿体(厚度10～15米-40米范围内)和厚度大于40米的极厚矿体，以及范围是4米-10～15米的中厚，且倾角大于55°的急倾斜矿体，具有矿岩接触面爆破效果好，矿石大块率低，采场生产能力高，采矿成本低等优点；但是现有的VCR嗣后充填法也有其缺点，最明显的缺点表现为损失率大。如图1至图4所示，采场垂直高度为60米，其中顶柱高11米，底柱高15米，矿房高度仅为34米，即采场矿石回收率仅为56.7％。如图5至图8所示，上下中段两个采场共用一个阶段运输巷出矿，上部采场省去了一个底柱，但是下部采场的参数同样和图1至图4所示一样，也就是两个采场有2个顶柱和1个底柱。第2种非本中段出矿方法与第1种本中段出矿方法相比，虽然矿石回收率提高至69.2％，但是新增了一条溜井，并且第2种非本中段出矿方法需要多开拓一个中段，生产工期大大延长。
另外，常见VCR嗣后充填法多为下向崩矿，装药难度大，耗时长；且爆破时对下部三角矿柱的冲击力大，破坏严重；爆破产生的炮烟长时间存留在矿房内部，只能通过垂直炮孔扩散到上部凿岩硐室，威胁到凿岩作业工作人员的生命安全。分段崩矿时同一段高每个炮孔需多次装药、多次爆破，每次爆破后炮孔上口受冲击都有破坏，装药爆破人员需反复多次清理炮孔上口，工时耗用多，爆破材料耗用也多，成本高、效率低。另外，现有VCR嗣后充填法采用的吊罐法或普通法施工切割天井，需要有专用设备和人员，如吊罐法需要专门的吊罐和浅孔凿岩机，施工天井的凿岩爆破人员乘坐吊罐进行凿岩，而且另需有吊罐司机一人；普通法施工天井需有浅孔凿岩机、施工天井的凿岩爆破人员、天井支架架设人员，生产效率低，作业安全性差；用天井钻机施工天井，则需要有专门人员和设备，且设备购置价格较高，此外，钻进天井的费用也较高。目前，常用切割天井的钻凿方法多为两种：第一种是架设脚手架和平台板，采用YSP45浅孔凿岩机凿岩，多次爆破，在下部集中出渣，该方法工作条件差，劳动强度大，危险性高，生产能力较低；第二种是采用天井钻凿，该法安全性好，生产效率高，但是价格较为昂贵。
发明内容
本发明要解决的技术问题：提供一种矿产资源回收率高，爆破冲击影响小，成本低，效率高的崩矿嗣后充填采矿方法。
本发明的技术解决方案是：一种崩矿嗣后充填采矿方法，其步骤是：
(1)开拓：
从地表开挖井巷，使地表与井下待开采的块段间建立联络通道；
(2)采准工作：
开挖包括阶段运输巷道、脉外运输平巷、出矿平巷、出矿进路、拉底巷道、溜矿井、凿岩硐室；
(3)切割工作：
包括开挖集矿堑沟和切割天井，
a.拉底巷道完成后，在拉底巷道内上向钻凿扇形炮孔，扇形炮孔填充炸药，爆破出矿后形成集矿堑沟，
b.在凿岩硐室的一端部切割天井，切割天井采用垂直深孔落矿阶段矿房法，切割天井为回采工作提供足够的补偿空间；
(4)矿房回采工作：
a.凿岩：在凿岩硐室施工下向炮孔，
b.装药爆破：炮孔全中段高一次装炸药，炸药是从炮孔底部到炮孔顶部通过空气间隔装药，爆破采用一次性侧向爆破，
c.出矿：每层爆破后，运出部分矿量，其余矿量暂留矿房内，待整个采场采完后出矿；
(5)充填：封闭空区与下部井巷相通的所有出口，埋设滤水管，从矿房上部引来充填管路，对矿房进行充填并养护；
(6)矿柱回采：矿房充填体养护后即回采矿柱，矿柱回采与矿房回采工作相同。
在步骤(3)的切割工作中，所述切割天井采用的垂直深孔落矿阶段矿房法为下向采用孔径为165毫米的大直径和孔深为30米的深孔，中间掏槽孔与不装炸药的空孔间距为1米，掏槽孔间距2米，周边孔和扩边孔中心距为3米，采用由下而上的顺序逐段爆破，每次爆破5米高，形成切割天井，再采用全中段一次性爆破方式向两侧扩到矿块边界，形成切割立槽。
在步骤(4)矿房回采工作中，所述凿岩是在凿岩硐室施工直径165毫米下向炮孔，炮孔在凿岩硐室内按3米×3米的网度布置；所述运出部分矿量为总矿量的40％，
所用炸药的圆柱状药包的长度与直径比为5比1。
本发明的技术效果：本发明回采工作阶段采用高阶段大直径深孔侧向崩矿嗣后充填采矿法。本发明方法与现有技术的区别主要有：其一是竖向切槽方式，其二是全高一次起爆。
现有技术是以矿块底部的集矿堑沟为爆破自由面和补偿空间，全段高分5～6次爆破完毕。装药在上部凿岩硐室内进行，装药前先要测孔，确保全孔无破损、无掉渣堵孔情况出现，然后人工堵好炮孔底部，将一个药卷与两条导爆索绑紧制成起爆药包装入炮孔底部，再装入一个药卷(每个药卷长750毫米，重6千克)，接着装入一节长1.5米的竹管，再装入二个药卷，再装竹管，依次进行，第一次爆破装药高度在5～7米，第二次7～10米，第三次10～15米，以后均按此高度进行爆破，但最后一次的高度不少于10米。
本发明方法是将竖向分次爆破调整为侧向一次爆破，增加侧方的爆破自由面和补偿空间，即需要在矿块的端部施工一条天井，切割天井的施工也采用大孔爆破的方式形成，目的是减少作业人员和设备，只是炮孔间距较小，天井的施工由于缺少侧向自由面，采用VCR法，分次爆破形成。天井形成后，正式采矿采用侧向崩矿，即一次只爆破3～5排炮孔，每个炮孔在全高度上一次装药、一次爆落。
本发明与现有技术相比虽然增加了竖向切割井，但切割井的施工采用VCR法施工，没有增加设备和人员；本发明竖向一次装药，一次爆破，爆落矿石对集矿堑沟两侧的冲击只发生一次，而现有方法需要冲击5～6次，因此，本发明方法减少了对集矿堑沟的冲击破坏；现有方法每个炮孔的上口在每次爆破后均有不同程度的损坏，下次装炸药前需人工清孔、测孔，工作量大，每次装炸药前均需要堵孔，加工起爆炸药包，人员工作量大，同样一次爆落矿石2万吨，现有方法需要有20人装药，本发明方法侧向崩矿只需8人即可完成，提高了工作效率；原来的爆破材料(除炸药外的其他材料，如导爆管、非电雷管、导爆索的消耗量是本发明的侧向崩矿的5～6倍。
另外，本发明采用的高阶段是一个阶段相当于现有技术的两个中段，高度达到120米，因受凿岩设备钻凿深度的限制及矿体形态变化原因的影响，在高阶段的中间位置加一层凿岩水平，这样，同一矿块的凿岩水平分成两个，同一垂直面内的两段可连续崩矿，出矿底部结构只设一个，在底部结构内对崩落矿石集中运出。一个高阶段矿块出矿结束后再进行集中充填。
因此，本发明方法与现有崩矿嗣后充填采矿方法相比具有如下技术效果：
1、矿石回收率由原来的69.2％(第2种非本中段出矿方法)提升至本发明方法的85％以上，矿产资源回收率有较大提高。
2、本发明方法的采场底部结构能够适应矿房和矿柱回采时的爆破冲击，充填体强度不需要额外提高。
3、本发明侧向全段高采用一次性爆破，每个炮孔只需装药一次、爆破一次，节省了反复清孔的工时耗费，起爆器材量也大幅度降低，成本低，效率高。
4、本发明采用的VCR法切槽采用大孔施工，分段爆破形成切割天井，不需要单独的设备和作业人员，安全可靠，效率高、造价低。切割天井施工只需由施工大孔采矿人员和设备进行施工，与现有采矿相比在炮孔间距和爆破方式存在差别，切割天井效率大大提高。而现有的采用吊罐法或普通法施工切割天井，需要有专用设备和人员，生产效率低，作业安全性差；用天井钻机施工天井，则需要有专用人员和设备，且设备购置价格较高，此外，钻进天井的费用也较高。
附图说明
1、图1为现有第1种VCR嗣后充填法施工剖视图，也是图3的A1-A1向剖视图。
2、图2为图1的A2-A2向剖视图。
3、图3为图1的A3-A3向剖视图。
4、图4为图1的A4-A4向剖视图。
5、图5为现有第2种VCR嗣后充填法施工剖视图，也是图7的B1-B1向剖视图。
6、图6为图5的B2-B2向剖视图。
7、图7为图5的B3-B3向剖视图。
8、图8为图5的B4-B4向剖视图。
9、图9为本发明实施例铁矿-230米中段矿房现有采矿方法剖视图，也是图11的C1-C1向剖视图。
10、图10为图9的C2-C2向剖视图。
11、图11为图9的C3-C3向剖视图。
12、图12为图9的C4-C4向剖视图。
13、图13为本发明实施例的-350米和-410米中段矿房开采施工图，也是图15的D1-D1向剖视图。
14、图14为图13的D2-D2向剖视图。
15、图15为图13的D3-D3向剖视图。
16、图16为图13的D4-D4向剖视图。
17、图17为本发明实施例的-350米和-410米中段矿柱开采施工图，也是图19的E1-E1向剖视图。
18、图18为图17的E2-E2向剖视图。
19、图19为图17的E3-E3向剖视图。
20、图20为图17的E4-E4向剖视图。
21、图21为本发明实施例的-230米和-290米中段矿柱开采施工图，也是图23的F1-F1向剖视图。
22、图22为图21的F2-F2向剖视图。
23、图23为图21的F3-F3向剖视图。
24、图24为图21的F4-F4向剖视图。
25、图25为本发明实施例的-230米和-290米中段矿柱回采施工图，也是图27的G1-G1向剖视图。
26、图26为图25的G2-G2向剖视图。
27、图27为图25的G3-G3向剖视图。
28、图28为图25的G4-G4向剖视图。
29、图29为本发明实施例的-290米中段矿房开采施工图，也是图31的H1-H1向剖视图。
30、图30为图29的H2-H2向剖视图。
31、图31为图29的H3-H3向剖视图。
32、图32为图29的H4-H4向剖视图。
33、图33为本发明实施例切割天井施工图。
在图1至图4中：1-1、阶段运输平巷，1-2、脉外运输平巷，1-3、回风巷道，1-4、凿岩硐室，1-5、出矿平巷，1-6、出矿进路，1-7、拉底巷道，1-8、矿房，1-9、矿柱，1-10、三角底柱，1-11、充填体，1-12、切顶矿柱，1-13、顶柱，1-14、充填挡墙，1-15、溜矿井，1-16、底柱，1-17、炮孔；
在图5至图8中：2-1、阶段运输平巷，2-2、脉外运输平巷，2-3、回风巷道，2-4、凿岩硐室，2-5、出矿平巷，2-6、出矿进路，2-7、拉底巷道，2-8、矿房，2-9、矿柱，2-10、三角底柱，2-11、充填体，2-12、切顶矿柱，2-13、顶柱，2-14、充填挡墙，2-15、溜矿井，2-16、炮孔；
在图9至图12中：3-1、阶段运输平巷，3-2、-230米脉外运输平巷，3-3、-185米脉外运输平巷，3-4、凿岩硐室，3-5、出矿平巷，3-6、出矿进路，3-7、拉底巷道，3-8、矿房，3-9、矿柱，3-10、三角底柱，3-11、充填体，3-12、切顶矿柱，3-13、顶柱，3-14、充填挡墙，3-15、溜矿井，3-16、底柱，3-17、炮孔，3-18回风巷道；
在图13至图16中：4-1、阶段运输平巷，4-2、-395米脉外运输平巷，4-3、回风平巷，4-4、凿岩硐室，4-5、切顶矿柱，4-6、出矿平巷，4-7、出矿进路，4-8、拉底巷道(集矿堑沟巷道)，4-9、-350米中段矿柱，4-10、-350米中段矿房，4-11、-410米中段矿柱，4-12、-410米中段矿房，4-13、炮孔，4-14、溜矿井，4-15、充填挡墙，4-16、充填体，4-17、崩落矿石，4-18、斜坡道(-410米至-395米)；
在图17至图20中：5-1、阶段运输平巷，5-2、-395米水平脉外出矿平巷，5-3、回风平巷，5-4、凿岩硐室，5-5、切顶矿柱，5-6、出矿平巷，5-7、出矿进路，5-8、拉底巷道(集矿堑沟巷道)，5-9、-350米中段矿柱，5-10、-350米中段已采矿房，5-11、-410米中段矿柱，5-12、-410米中段已采矿房，5-13、炮孔，5-14、溜矿井，5-15、充填挡墙，5-16、充填体，5-17、崩落矿石，5-18、斜坡道(-410米至-395米)；
在图21至图24中：6-1、阶段运输平巷，6-2、-290米水平脉外出矿平巷，6-3、回风平巷，6-4、凿岩硐室，6-5、切顶矿柱，6-6、出矿平巷，6-7、出矿进路，6-8、拉底巷道，6-9、-230米中段矿柱，6-10、-230米中段矿房，6-11、-290米中段矿房，6-12、-290米中段矿柱，6-13、炮孔，6-14、溜矿井(至-350米阶段运输平巷)，6-15、充填挡墙，6-16、充填体，6-17、矿石，6-18、-350米阶段运输平巷；
在图25至图28中：7-1、阶段运输平巷，7-2、-290米水平脉外出矿平巷，7-3、回风巷道，7-4、凿岩硐室，7-5、-350米阶段运输平巷，7-6、出矿平巷，7-7、出矿进路，7-8、拉底巷道，7-9、-230米中段矿柱，7-10、7-11、-230米中段矿房，7-11、-290米中段矿房，7-12、-290米中段矿柱，7-13、充填体，7-14、溜矿井(至-350米阶段运输平巷)，7-15、充填挡墙；
在图29至图32中：8-1、阶段运输平巷，8-2、-290米脉外运输平巷，8-3、-245米脉外运输平巷，8-4、凿岩硐室，8-5、出矿平巷，8-6、出矿进路，8-7、拉底巷道，8-8、矿房，8-9、矿柱，8-10、三角底柱，8-11、炮孔，8-12、切顶矿柱，8-13、顶柱，8-14、充填挡墙，8-15、溜矿井(至-350米阶段运输平巷)，8-16、-350米阶段运输平巷。
在图33中：0孔为空孔；1/1d、2/3d、3/2d、4/4d、5/5d、6/5d、7/5d、8/5d为掏槽孔；9/7d、10/6d、11/7d、12/6d、13/7d、14/6d、15/7d、16/6d为周边孔；其余为扩边孔。在孔编号中：分子为炮孔编号，分母为炮孔爆破段数，如在8/5d中，分子“8”为第8炮孔，既是炮孔编号，也是起爆顺序号，分母“5d”为第5爆破段数。
在图1至图33中，标注的尺寸单位均为米。
具体实施方式
下面结合附图以一个铁矿作为实施例，进行详细说明。
本实施例矿块布置与结构参数：
阶段高度：120米，包括上下两层凿岩水平；
矿块长度：矿体厚度平均70米，即矿房垂直走向距离：
矿块宽度：36米，矿块又分为矿房和矿柱，回采时分两步回采，各宽18米；
顶柱厚度：0米；
底柱高度：15米。
实施例铁矿的主要开采对象是矿权范围内-170～-410米水平间部分。
实施例铁矿采用竖井开拓。共布置七条竖井，即主井、1号副井、2号副井、南辅助提升井、北辅助提升井、北风井和南风井。主要开拓巷道为-170米、-230米、-290米、-350米、-410米五个中段，在主井、南辅助提升井和北辅助提升井井下分别设粗破碎硐室。其中-170米中段主要作为井下回风主巷，-290米和-410米中段为有轨运输中段。
本发明实施例一种崩矿嗣后充填采矿方法，其步骤是：
(1)开拓：
从地表开挖井巷，井巷包括平硐、斜井、竖井、斜坡道，通达矿体，使地表与井下待开采的块段间建立联络通道，以形成提升、运输、通风、排水、供水、供电、供风、充填八大系统，借此把人员、材料、设备、充填料、动力和新鲜空气送到井下，同时将井下的矿石、废石、井下涌水和污浊空气提升和排到地表。
(2)采准工作：
包括开挖阶段运输巷道、脉外运输平巷、出矿平巷、出矿进路、拉底巷道、溜矿井、凿岩硐室；
a.在上述脉外运输平巷上，每隔36米掘进一条穿过矿体的出矿平巷；
b.在上述出矿平巷上每隔10米掘进一条8米的出矿进路；
c.在上部阶段运输平巷上每隔36米掘进一条垂直于矿体走向的巷道，到达矿体后再掘进水平设置的凿岩硐室，凿岩硐室高3.6米～4米，凿岩硐室中留设切顶矿柱来支撑顶板，切顶矿柱的宽度为2米，长度与凿岩硐室长轴相同，中间可局部连通，为防止上部垮塌，先施工矿房凿岩硐室，后施工矿柱凿岩硐室；
d.在下部阶段运输巷道上每隔72米上向掘进一条溜矿井与上部脉外运输平巷相通，可供相邻的两个矿房和两个矿柱回采时使用。
(3)切割工作：
包括开挖集矿堑沟和切割天井；
a.拉底巷道完成后，在拉底巷道内上向钻凿扇形炮孔，扇形炮孔填充炸药爆破出矿后形成集矿堑沟；
b.切割天井的施工采用垂直深孔落矿阶段矿房法，(又称VCR法，VERTICAL CRATER RETREATER的缩写)，即在凿岩硐室的一端部施工下向孔径为165毫米的大直径和孔深为30米的深孔，炮孔布置比现有采矿孔间距要小，本发明中间掏槽孔与不装药的空孔间距为1米，掏槽孔间距2米，辅助孔(周边孔和扩边孔)中心距3米。采用由下而上的顺序逐段爆破，每次爆破5米高，形成切割天井，再采用全中段一次爆破方式向两侧扩到矿块边界，形成切割立槽。
如图33所示为本发明高阶段大直径(直径165毫米)深孔(孔深为30米)侧向嗣后充填采矿方法切割天井施工方法图。0号孔为空孔，位于天井中央，用来提供爆破补偿空间。1至16号孔为切割天井的炮孔，其中1至8号孔为掏槽孔，9至16号孔为周边孔。其余号孔为扩边孔。
切割天井采用的炸药为普通乳化炸药，采用人工间隔装药，孔间、排间微差爆破，每段间隔0.5秒，先爆破掏槽孔，后爆破周边孔，每次爆破垂直高度为5米，单中段多次爆破即可形成切割天井。切割天井形成后，再爆破扩边孔，仍采用乳化油炸药间隔装药，孔间、排间微差爆破，不同的是由于切割天井已经形成，拥有足够的补偿空间，采用单孔一中段同时爆破，孔间、排间微差爆破。扩边孔爆破完成后，采场在宽度方向上补偿空间已经形成，可为回采工作多排炮孔侧向一次爆破提供足够的补偿空间。
(4)矿房回采工作：
当扩边孔爆破完成后，即可进行正常生产爆破，每次爆破3排炮孔，炮孔的孔间距和排距为3米，每排炮孔长度为矿房宽度，爆破高度为45米，每次爆破矿量为18×9×45＝7290m3。炮孔采用T-150潜孔凿岩钻机钻凿，炮孔直径为165毫米。
凿岩：在凿岩硐室采用高风压潜孔钻机施工直径165毫米下向大直径深孔，通常在集中时间内一次施工完所有炮孔，炮孔在凿岩硐室内按3米×3米的网度布置；集中时间一次施工完所有炮孔，目的使同一作业过程集中进行，减少设备调运时间，作业效率更高，同时也是为了防止施工炮孔与爆破作业的互相干扰。
装药爆破：采用全中段高一次装炸药，装炸药是从炮孔底到炮孔口，控制装炸药量是通过空气间隔不耦合装药，即在炸药包与炸药包之间加竹筒，通过控制竹筒的加入量来调整炮孔内的装炸药量，人工堵好炮孔底部，将一个炸药卷与两条导爆索绑紧制成起爆药包装入孔底，再装入一个炸药包(又称炸药卷，每个炸药卷长750毫米，重6千克)，接着装入一节长1.5米的竹管，再装入二个炸药卷，再装竹管，依次进行。本实施例采用双导爆索起爆，即两根导爆索并联进行起爆，用双导爆索绑炮孔底部的第一个炸药包，炮孔内其余炸药包与导爆索贴在一起，导爆索依次连接导爆管和起爆器，用起爆器起爆导爆管，导爆管引爆两根并联的导爆索，导爆索起爆炸药。
本发明爆破采用一次爆破，每次爆破3～5排，也可根据距离主要建、构筑物远近适当调节一次爆破排数和炸药量。
出矿：本实施例采用铲运机出矿，每层爆破后，铲装运出40％矿量，其余暂留矿房内，待整个采场采完后大量出矿；
下部中段爆破出矿结束后再爆破相邻上部中段，全部采出结束后空区形成。
充填：在充填前先做充填准备，封闭好空区与下部井巷相通的所有出口，埋设好滤水管和滤水管设施。充填用尾砂与水泥、水组成的充填料浆，在地表充填站搅拌成固化物含量70％(重量比)的浆体，从矿房上部引来充填管路，经管道输送到井下待充填工作面，对矿房进行充填，充填体自然沉降后有水渗出或溢出，为滤水，滤水管将充填滤水自充填工作面导出。充填工作分多次进行，保证期间有良好的滤水及接顶效果，充填到最后时，充填料浆滤水后形成的充填体直达原来采矿后形成的空区顶板处，中间无缝隙。
矿柱回采：矿房回采完毕后要对矿房充填体养护，养护期间充填体表面不碾压，附近无作业，等充填体达到可承受2Mpa压力的强度后，即可回采矿柱，矿柱回采方式与矿房相同。
本发明实施例将中段回采顺序调整为上行式，先采-410米中段和-350米中段，后采-290米和-230米中段，采用两个中段合并开采，共用一个出矿水平，在下部回采完毕并将采空区充填养护后，再开采-290米中段和-230米中段，-410米和-350米中段联合采出的矿石可通过溜井下放到-410米水平运出，本发明方法可节省采切工程，少留-350米中段的顶柱、底柱和-410米中段的顶柱，减轻掘进工作的压力，有利于生产的接续。
对于-350米～-410米中段矿体的回采见图13至图16，矿房垂直于矿体布置，采用T-150高风压潜孔钻机在-290米和-350米水平的凿岩硐室内钻凿下向深孔，孔间距2.8米，排距3.0米，钻孔直径165毫米。凿岩硐室断面尺寸为18米×4米(宽×高)，长度为矿体宽度。炸药为普通乳化油炸药，采用人工间隔装药，孔间、排间微差爆破，VCR法切槽，侧向挤压爆破崩矿，开采顺序由下向上。
对于-350米～-410米中段矿柱的回采见图17至图20，待矿房内充填体养护28天，混凝土结构达到终强，矿柱进行回采，回采方式与矿房的回采方式相同。本发明对底部结构进行了优化。现有方法的底部结构如图5至图8所示，该布置方式在对矿房回收时，矿石通过矿柱内的出矿平巷和出矿进路回收，作业能够正常进行；但在回采矿柱时，出矿巷道和出矿进路需要布置在已经充填完毕的矿房充填体内，这种情况要求充填体的强度足够高，能够保证在矿柱回采过程中大爆破冲击时不致损坏，这大大提高了充填时的胶凝材料添加量，致成本大幅度增高；另外，矿柱回采时爆破冲击小，对正常充填的充填体不造成破坏，这就要求矿柱回采时不再采用大炮孔，当然就不再有较高的效率，同时还要增加补充很多的采切工程和成本。这两种情况都对矿山的生产组织不利。
本发明的底部结构如图18所示，将矿房和矿柱的宽度均由原来的15米调整为18米，在矿房内施工拉底巷道，并在此基础上形成集矿堑沟，在矿柱内(贴矿房矿柱界线)施工出矿巷道，施工矿房出矿底部结构，矿房采矿、出矿、充填工作均结束后，再在矿柱内施工出矿巷道和出矿进路，原矿房回采的出矿巷道变成拉底巷道，在此拉底巷道的基础上形成集矿堑沟，以服务于矿柱回采。其他凿岩爆破均与矿房回采时相同。该底部结构能够取得良好的效果。
本发明的理论回收率达85％，提高了资源利用率和企业效益。
-350米中段和-410米中段回采完成后，再回采-290米中段和-230米中段的残留矿体。仍然利用本发明的高阶段大直径深孔侧向崩矿嗣后充填采矿法。一步采是回采-230米中段和-290米中段的矿柱，如图21至图24所示，由于-230米中段矿体回采时，矿房和矿体的宽度已经定格在15米，采完充填后如图25至28所示。
下一步是回采-290米中段的矿房，采矿方法为VCR嗣后充填法，如图29至图32所示。
本发明采矿方法适合矿石和围岩中等以上稳固的厚和极厚矿体(厚度大于30米)，以及中厚(厚度不小于20米)急倾斜(倾角大于55°)的矿体。在本发明中，暴露面积在50～200m2的矿体为中等稳固矿体，暴露面积在200～800m2的矿体为稳固矿体，暴露面积在800m2以上的矿体为极稳固矿体，中等稳固矿体、稳固矿体和极稳固矿体合称中等稳固以上矿体。
本实施例圆柱状药包的长度与直径比不大于6，能形成爆轰的药包，本实施例的圆柱状药包的长度与直径比为5比1。
Claims (4)
1.一种崩矿嗣后充填采矿方法，其步骤是：
(1)开拓：
从地表开挖井巷，使地表与井下待开采的块段间建立联络通道；
(2)采准工作：
开挖包括阶段运输巷道、脉外运输平巷、出矿平巷、出矿进路、拉底巷道、溜矿井、凿岩硐室；
(3)切割工作：
包括开挖集矿堑沟和切割天井，
a.拉底巷道完成后，在拉底巷道内上向钻凿扇形炮孔，扇形炮孔填充炸药，爆破出矿后形成集矿堑沟，
b.在凿岩硐室的一端部切割天井，切割天井采用垂直深孔落矿阶段矿房法，切割天井为回采工作提供足够的补偿空间；
(4)矿房回采工作：
a.凿岩：在凿岩硐室施工下向炮孔，
b.装药爆破：炮孔全中段高一次装炸药，炸药是从炮孔底部到炮孔顶部通过空气间隔装药，爆破采用一次性侧向爆破，
c.出矿：每层爆破后，运出部分矿量，其余矿量暂留矿房内，待整个采场采完后出矿；
(5)充填养护：封闭空区与下部井巷相通的所有出口，埋设滤水管，从矿房上部引来充填管路，对矿房进行充填并养护；
(6)矿柱回采：矿房充填体养护后即回采矿柱，矿柱回采与矿房回采工作相同。
2.根据权利要求1所述一种崩矿嗣后充填采矿方法，其特征在于：在步骤(3)的切割工作中，所述切割天井采用的垂直深孔落矿阶段矿房法为下向采用孔径为165毫米的大直径和孔深为30米的深孔，中间掏槽孔与不装炸药的空孔间距为1米，掏槽孔间距2米，周边孔和扩边孔中心距为3米，采用由下而上的顺序逐段爆破，每次爆破5米高，形成切割天井，再采用全中段一次性爆破方式向两侧扩到矿块边界，形成切割立槽。
3.根据权利要求1所述一种崩矿嗣后充填采矿方法，其特征在于：在步骤(4)矿房回采工作中，所述凿岩是在凿岩硐室施工直径165毫米下向炮孔，炮孔在凿岩硐室内按3米×3米的网度布置；所述运出部分矿量为总矿量的40％，
4.根据权利要求1、2或3所述一种崩矿嗣后充填采矿方法，其特征在于：所用炸药的圆柱状药包的长度与直径比为5比1。
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