CN105041315B - 一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法 - Google Patents

Abstract

本发明公开了一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，包括采用诱导冒落法开采挂帮矿，以及将挂帮矿分为诱导冒落区与崩落回采区，通过调控诱导工程的布置形式、回采顺序与回采跨度、以及崩落回采工程的放出矿石量，使采空区冒透地表后形成的塌陷坑的容积足够容纳边坡塌落与滑落的散体，由此引导边坡岩移的方向，使其指向塌陷坑，而不滑落于露天坑底的露天采场，由此保障露天延深开采不受挂帮矿采动岩移危害。本发明特别适用于厚大矿体露天转地下开采的金属矿山，为露天地下协同开采提供了保障生产安全的关键技术。

Description

一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法

技术领域

本发明涉及金属矿床地下采矿技术领域，具体是一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法。

背景技术

我国约90％的国营露天铁矿山均已进入深凹开采，许多深凹露天铁矿正在陆续转入地下开采，在露天转地下开采的过渡期，边坡岩移危害是造成露天地下同时生产相互干扰的主要因素之一，直接制约着过渡期的产能与生产安全条件。由于这一问题一直没有得到很好地解决，致使过渡期的安全生产条件差、产量衔接困难，许多矿山出现减产或停产过渡现象，制约了矿山企业的经济发展。

发明内容

本发明的目的在于提供一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，使采空区冒透地表后，形成适宜位置与大小的塌陷坑，该塌陷坑能够容纳边坡塌陷与滑移的全部矿岩，使其不落于露天坑底的露天采场，从而消除挂帮矿地下开采对露天生产的影响。

为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：

通过研究挂帮矿开采引起边坡矿岩冒落与滑落的规律，发现在采空区冒透地表的塌陷范围内，当边坡岩体向下塌落位移达到一定值时，可使塌陷区四周岩体向塌陷区滑落，而不向露天坑底滑落。通过将此现象与诱导冒落法采矿工艺有机结合，研究出一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法。该技术通过控制诱导工程的首采部位与采空区有效跨度(采空区等价圆短轴长度)来控制采空区冒透地表的部位与冒透时间；通过控制采空区高度，来控制边坡岩体的塌落位移，使边坡塌陷区及其周边滑移的岩体全部向塌陷坑滑落，而不落入露天坑底的露天采场，避免对露天采场的危害。

一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，包括采用诱导冒落法开采挂帮矿，以及将挂帮矿分为诱导冒落区与崩落回采区，通过调控诱导工程的布置形式与回采顺序、以及崩落回采工程的放出矿石量，使采空区冒透地表后形成的塌陷坑的容积，足够容纳边坡塌落与滑落的散体，由此引导边坡岩移的方向，使其指向塌陷坑，而不滑落于露天坑底的露天采场。

作为本发明进一步的方案：所述采空区高度按下式计算：

式中：

a＝a₀+h cotβ；

b＝b₀+h cotβ；

l₁＝(h-h₀)(cotα₁+cotβ)；

h₁＝(h₀ cotα₁+h₀ cotβ+b₀)tanα₁；

l₂＝(h-h₀)(cotα+cotβ)；

h₂＝(L+b₀)tanα；

其中，H₀—采空区高度，单位为m；a₀,b₀—采空区等价圆的长半轴与短半轴，单位为m；η—冒落与滑落岩体的碎胀系数，一般η＝1.10～1.30；α—露天边坡角，单位为°；β—岩体滑落角，单位为°；L—采空区顶板到露天边坡的水平距离，单位为m；α₁为滑落散体坡面角，单位为°。

作为本发明进一步的方案：岩体滑落角β为65°～80°。

作为本发明进一步的方案：根据计算得出的采空区高度H₀，确定同时回采的分段数；当计算得出的空区高度大于一个分段回采空区净高度时，则用2个或2个以上分段回采与放矿空间满足采空区高度要求，此时上分段回采工程面超前下一分段5～10m的距离退采，并使采空区形状保持等价圆形状均匀扩大，以确保生产安全。

作为本发明进一步的方案：最下一个分段的回采工作面，在回采过程中保进路端部口不敞空，以保障工作面作业人员安全。

作为本发明进一步的方案：在采空区高度达到计算高度之前，控制采空区等价圆短轴的长度，使其小于临界持续冒落的半跨度；当在采空区高度达到计算高度时，快速增大采空区等价圆短轴的长度，使其大于临界持续冒落的半跨度；临界持续冒落的半跨度l按照下式计算：

式中：T为顶板岩体单位面积上所能承受的极限压力，单位为t；l为临界持续冒落的半跨度，单位为m；γ为上覆岩层容重，单位为t/m²；h为空区高度，单位为m；H为空区顶板最小埋深，单位为m；α为露天边坡角，单位为°。

作为本发明进一步的方案：岩体的持续冒落的半跨度b为临界持续冒落的半跨度l的1.25～1.65倍。

作为本发明进一步的方案：所述诱导工程采出矿石量与其下回采进路放出矿石量的总和，折算成实体矿石的高度，需不小于计算值H₀。

与现有技术相比，本发明的有益效果是：本发明特别适用于露天转地下开采的大型金属矿床，在露天地下同时开采期间，该技术将以往维护边坡稳定性保护露天采场安全转变为允许边坡破坏、控制其向塌陷区冒落或滑落，由此可消除露天与地下开采的相互干扰，使露天与地下开采工艺优势得到充分发挥，为露天地下协同高效开采矿提供了安全保障。

附图说明

图1是一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法的采空区高度计算图；

图2是一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法的诱导工程与布置示意图；

图3是一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法的诱导工程回采顺序图；

图中：H₀-采空区高度、a₀,b₀-采空区等价圆的长半轴与短半轴、η-冒落与滑落岩体的碎胀系数、α-露天边坡角、β-岩体滑落角、L-采空区顶板到露天边坡的水平距离、α₁-滑落散体坡面角；1-露天边坡；2-滚石防护坝；3-措施平硐；4-诱导工程；5-回采进路；6-回采方向；7-岩体滑移线。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例及附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

请参阅图1～2，本发明实施例中，一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，包括采用诱导冒落法开采挂帮矿，以及将挂帮矿分为诱导冒落区与崩落回采区，通过调控诱导工程的首采部位与采空区有效跨度(采空区等价圆短轴长度)来控制采空区冒透地表的部位与冒透时间；通过控制采空区高度，来控制边坡岩体的塌落位移，使边坡塌陷区及其周边岩体，向塌陷坑滑落，而不落入露天坑底的露天采场，由此保障露天延深开采不受挂帮矿采动岩移危害。

采空区高度按下式计算：

式中：

a＝a₀+h cotβ；

b＝b₀+h cotβ；

l₁＝(h-h₀)(cotα₁+cotβ)；

h₁＝(h₀ cotα₁+h₀ cotβ+b₀)tanα₁；

l₂＝(h-h₀)(cotα+cotβ)；

h₂＝(L+b₀)tanα；

其中，H₀—采空区高度，单位为m；a₀,b₀—采空区等价圆的长半轴与短半轴，单位为m；η—冒落与滑落岩体的碎胀系数，一般η＝1.10～1.30；α—露天边坡角，单位为°；β—岩体滑落角，单位为°，一般取65°～80°；L—采空区顶板到露天边坡的水平距离，单位为m；α₁为滑落散体坡面角，单位为°。

根据计算得出的采空区高度H₀、诱导工程回采高度、回采工程分段高度与可放出冒落矿石高度等，确定同时回采的分段数。当计算得出的空区高度大于一个分段回采空区净高度时，则用2个或2个以上分段回采与放矿空间满足采空区高度要求，此时上分段回采工程面超前下一分段5～10m的距离退采，并使采空区形状保持等价圆形状均匀扩大，以确保生产安全。

作为诱导工程4的回采进路5，与露天边坡1平行布置，并采用从分段中部向四周退采的回采顺序，使采空区冒透地表时形成塌陷坑的位置有利于接收边坡滑移岩体。

在采空区高度达到计算高度之前，控制采空区等价圆(宽度不小于临界冒落跨度的椭圆)短轴的长度，使其小于临界持续冒落的半跨度；当在采空区高度达到计算高度时，快速增大采空区等价圆短轴的长度，使其大于临界持续冒落的半跨度。在地下回采出足够量矿石形成足够高度的采空区之后，按等价圆形状均匀扩大采空区面积，诱导顶板矿岩按零星冒落形式完成初始冒落过程，以保障地下回采工作面不受冒落冲击危害。集中回采限制采空区等价圆扩展的部位，快速增大采空区有效跨度，使其达到岩体持续冒落跨度，诱导顶板围岩快速冒透地表。

研究得出，挂帮矿持续冒落跨度为临界持续冒落的跨度的1.25～1.65倍。为确定岩体持续冒落的跨度，先按下式计算出临界持续冒落的半跨度l：

式中：T为顶板岩体单位面积上所能承受的极限压力，单位为t；l为临界持续冒落的半跨度，单位为m；γ为上覆岩层容重，单位为t/m²(平面问题)；h为空区高度，单位为m；H为空区顶板最小埋深，单位为m；α为露天边坡角，单位为°。在此基础上，根据l值估算岩体持续冒落的半跨度b：

b＝(1.25～1.65)×l；

式中，l为临界持续冒落的半跨度，单位为m。

为促使采空区顶板围岩按零星冒落形式完成初始冒落，诱导工程4应布置在挂帮矿位置较低的分段，其位置越低，回采面积就越大，越有利于按等价圆扩展采空区。但在诱导工程4的下部，需留有1～2个分段的回采工程，以充分接收诱导冒落的矿石。最下一个分段的回采工作面，在回采过程中保进路端部口不敞空，以保障工作面作业人员安全。

本发明采用崩落法或诱导冒落法开采挂帮矿。在矿体之外靠近矿体的位置，从靠近露天底部的台阶掘进措施平硐3，穿过受露天开采影响强度弱化的岩层，进入较稳定的岩层后，掘进采区斜坡道，通达挂帮矿采场的各个分段，进而掘进诱导工程4与回采进路5等各分段的采准工程。

采准巷道的轴线与边坡面平行。首先回采诱导工程4，按回采方向6所示的方向从分段的中部向四周均匀退采，以保持均匀扩展采空区面积，促使顶板矿岩按零冒落形式完成初始冒落过程。在诱导工程4的上部矿岩开始冒落后，便可回采其下的回采进路5。由回采进路5放出的矿石量，需满足诱导高度H₀的要求，即在每一部位，由回采进路5放出的矿石量与诱导工程4采出矿石量的总和，折算成实体矿石的高度，需不小于计算值H₀，以满足控制边坡岩移方向的要求。

各分段的回采工艺过程，与无底柱分段崩落法相同。采出的矿石，可通过地下运输系统运走，也可通过措施平硐3运至露开采场，经过倒装由露天运输系统运走。

请参阅图3，接下来以某矿露天转地下开采为例，对本发明方法进行进一步说明：某矿山露天开采境界设计为0m水平，0m以下设计为地下开采。地下设计阶段高度120m，一期开采0m、-120m与-240m三个中段，其中0m中段用于开采东端帮的挂帮矿。东端帮的挂帮矿体主要为富矿体，采用诱导冒落法开采，诱导工程4设计在+60m分段，用+45m与+30m分段的回采接收冒落矿量。

在露天采场+36m台阶掘进措施平硐3，配合主斜坡道工程，完成端部矿体的前期采准与回采工作。诱导工程4(+60m分段)按Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ区的顺序回采，其中Ⅰ区为诱导矿石冒落区，Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ区为诱导上覆岩层冒落区，在Ⅰ区回采完成后，方能进入Ⅱ区回采，依此类推。

由计算得出，满足边坡岩移控制需要的采空区高度为27m，需利用诱导工程(+60m分段)与+45m回采工程计两个分段的采出矿量满足采空区高度要求。在诱导工程的Ⅰ区回采结束后，上覆矿石发生了大量冒落，此时开始回采+45m分段，按采空区高度要求大量放出冒落矿石，+45m分段的回采工作面，滞后于+60m分段4～5个步距。+45m分段退采到+60m分段回采界线后，又向上盘退采10～15m，达到持续冒落跨度，诱导上覆围岩安全冒透地表，形成的塌陷坑有效控制了边坡岩移的方向。

本发明特别适用于露天转地下开采的大型金属矿床，在露天地下同时开采期间，该技术由以往维护边坡稳定性保护露天采场安全转变为允许边坡破坏、控制其向塌陷区冒落或滑落，由此可消除露天与地下开采的相互干扰，使露天与地下开采工艺优势得到充分发挥，为露天地下协同高效开采矿提供了安全保障。

对于本领域技术人员而言，显然本发明不限于上述示范性实施例的细节，而且在不背离本发明的精神或基本特征的情况下，能够以其他的具体形式实现本发明。因此，无论从哪一点来看，均应将实施例看作是示范性的，而且是非限制性的，本发明的范围由所附权利要求而不是上述说明限定，因此旨在将落在权利要求的等同要件的含义和范围内的所有变化囊括在本发明内。

此外，应当理解，虽然本说明书按照实施方式加以描述，但并非每个实施方式仅包含一个独立的技术方案，说明书的这种叙述方式仅仅是为清楚起见，本领域技术人员应当将说明书作为一个整体，各实施例中的技术方案也可以经适当组合，形成本领域技术人员可以理解的其他实施方式。

Claims (7)

1.一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，包括采用诱导冒落法开采挂帮矿，以及将挂帮矿分为诱导冒落区与崩落回采区，其特征在于，通过调控诱导工程的布置形式与回采顺序、以及崩落回采工程的放出矿石量，使采空区冒透地表后形成的塌陷坑的容积，足够容纳边坡塌落与滑落的散体，由此引导边坡岩移的方向，使其指向塌陷坑，而不滑落于露天坑底的露天采场；

所述采空区高度H₀按下式计算：

$H_0\≥\frac{1}{{\mathrm{\πa}}_0{b}_0}\[V_0(\mathrm{\η}-1)+{\mathrm{\ηV}}_2-V_1\];$

式中：

$V_0=\frac{\mathrm{\π}}{2}{h}_0\[a_0{b}_0+(a_0+h_0\cot \mathrm{\β})(b_0+h_0\cot \mathrm{\β})\];$

$V_1={\∫}_{h_0}^{h_1}(\mathrm{\π}ab-2a{\∫}_0^{l_1}\sqrt{1-\frac{y^2}{b^2}}dy)dh+2{\∫}_{h_1}^{H_1}{\∫}_0^{l_1}a\sqrt{1-\frac{y^2}{b^2}}dydh;$

$V_2={\∫}_{h_0}^{h_2}(\mathrm{\π}ab-2a{\∫}_0^{l_2}\sqrt{1-\frac{y^2}{b^2}}dy)dh+2{\∫}_{h_2}^{H_2}{\∫}_0^{l_2}a\sqrt{1-\frac{y^2}{b^2}}dydh;$

a＝a₀+h cotβ；

b＝b₀+h cotβ；

$h_0=\frac{L}{\cot \mathrm{\α}+\cot \mathrm{\β}};$

l₁＝(h-h₀)(cotα₁+cotβ)；

h₁＝(h₀ cotα₁+h₀cotβ+b₀)tanα₁；

$H_1=\frac{h_0({\mathrm{cot\α}}_1+\cot \mathrm{\β})+2b_0}{{\mathrm{cot\α}}_1-\cot \mathrm{\β}};$

l₂＝(h-h₀)(cotα+cotβ)；

h₂＝(L+b₀)tanα；

$H_2=\frac{L+2b_0}{\cot \mathrm{\α}-\cot \mathrm{\β}};$

其中，H₀-采空区高度，单位为m；a₀，b₀-采空区等价圆的长半轴与短半轴，单位为m；η—冒落与滑落岩体的碎胀系数，η＝1.10～1.30；α—露天边坡角，单位为°；β—岩体滑落角，单位为°；L—采空区顶板到露天边坡的水平距离，单位为m；α₁为滑落散体坡面角，单位为°；h为空区高度，单位为m。

2.根据权利要求1所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，岩体滑落角β为65°～80°。

3.根据权利要求1所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，根据计算得出的采空区高度H₀，确定同时回采的分段数；当计算得出的空区高度大于一个分段回采空区净高度时，则用2个或2个以上分段回采与放矿空间满足采空区高度要求，此时上分段回采工程面超前下一分段5～10m的距离退采，并使采空区形状保持等价圆形状均匀扩大，以确保生产安全。

4.根据权利要求3所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，最下一个分段的回采工作面，在回采过程中保进路端部口不敞空，以保障工作面作业人员安全。

5.根据权利要求1所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，在采空区高度达到计算高度之前，控制采空区等价圆短轴的长度，使其小于临界持续冒落的半跨度；当在采空区高度达到计算高度时，快速增大采空区等价圆短轴的长度，使其大于临界持续冒落的半跨度；临界持续冒落的半跨度l按照下式计算：

式中：T为顶板岩体单位面积上所能承受的极限压力，单位为t；l为临界持续冒落的半跨度，单位为m；γ为上覆岩层容重，单位为t/m²；h为空区高度，单位为m；H为空区顶板最小埋深，单位为m；α为露天边坡角，单位为°。

6.根据权利要求5所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，岩体的持续冒落的半跨度b为临界持续冒落的半跨度l的1.25～1.65倍。

7.根据权利要求1所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，所述诱导工程采出矿石量与其下回采进路放出矿石量的总和，折算成实体矿石的高度，需不小于计算值H₀。