安全控制上盤破碎層的采礦工藝技術研究

李正燦，于向波，李國光，徐善程

(山東黃金礦業(鑫匯)有限公司， 山東 青島市 266715)

0 前 言

鑫匯金礦深部礦體賦存于1號蝕變帶中，而1號蝕變帶的產狀嚴格受斷裂帶控制，礦體形態變化復雜，礦化不均勻。礦體為斷裂形成的硅質碎裂巖，其厚度較大，一般為數米至十數米不等，圍巖主要是斜長角閃巖、花崗片麻巖、角閃斜長片麻巖，礦體和上、下盤圍巖穩固性中等，上盤近礦位置局部現厚度1～2 m不等的不穩固含碳碎裂巖，上盤破碎加礦體產狀復雜，造成的開采技術難度主要體現在如下幾方面：

(1) 礦體空間形態變化復雜。由于礦體嚴格受破碎蝕變帶控制，在蝕變帶內礦體邊界完全由取樣分析品位確定，且蝕變帶巖體的含礦品位變化極不穩定，導致圈定礦體邊界、礦體內夾石的復雜多變，造成開采邊界的掌控難度大增，采礦損失和貧化控制較難把握。

(2) 礦體和圍巖穩固性較差。礦化蝕變帶巖體嚴格受Ⅰ號斷裂帶控制，整個蝕變帶巖體為節理裂隙非常發育的碎裂巖組成，礦體根據礦化強弱不同而發育其中，特別是越接近上盤，巖體穩固性越差，局部還發育有不穩固的含碳質泥巖，嚴重影響采場暴露巖壁的安全性和回采作業的順利進行。

(3) 深部礦巖體地壓增高，采場應力環境復雜。隨著開采深度的增加，地應力有明顯增大的趨勢，可確定為處于正常應力區向巖爆區發展的過渡地帶，應力環境變得復雜，采動地壓和冒落風險增大，大大增加采場地壓管理與控制的難度。

由此，采場內的安全保障、地壓控制和貧化損失問題的解決關鍵是控制上盤破碎巖層的垮落，必須采用合適的聯合控頂的預加固技術。

1 礦體開采技術條件及巖體分級

深部復雜礦位于礦床深部標高-500 m以下，礦體呈層狀和似層狀產出，頂板圍巖大都為黑云變粒巖，斜長角閃片麻巖等，巖體整體性較好，裂隙不發育，其堅固程度較好。礦巖硬度系數f=8～10，其整體性一般較好。礦脈受構造控制，其下盤傾向為101°，傾角16°，上盤傾向為87°，傾角19°。礦體厚度2～14 m，平均水平厚度4.5 m,礦體平均品位2.71 g/t，礦石體重2.56 g/t。

巖體力學測試結果和巖心RQD值統計結果顯示：從鉆孔地質編錄資料來看，礦體頂底板的巖石質量指標RQD值平均為85%，礦體RQD值多為100%。礦體頂板發育花崗質、大理巖質碎裂巖，局部見碳質斷層泥，總體看礦體頂底板工程地質條件較好，適合開挖。直接近礦圍巖和礦體局部較破碎，力學性質較差，特別是1～2 m的近礦石墨化碎裂巖極其破碎，完全沒有自穩能力。綜上所述，礦區屬工程地質條件中等類型，礦體水文地質條件簡單類型。巖體物理力學參數和初步分級結果見表1。

2 采礦工藝技術研究

采礦方法為上向分層充填采礦法，沿走向每30～40 m劃分礦塊，礦塊高為中段高度，寬為礦體水平厚度。沿礦體傾斜方向劃分分段(分層)，分段高度內的礦體實行分層回采和充填，采用淺孔分層爆破落礦，鏟運機分層出礦，回采后采用分層尾砂充填，相鄰采場間采用鋼構包土工布成墻隔離。由于上盤破碎，所以關鍵點是上盤留厚度1～1.5 m臨時礦壁和加樹脂錨桿進行聯合控頂護頂，采場內依據頂板暴露面積和頂板穩固程度考慮留設部分小型礦柱用以控制頂板和確保采場回采期間安全，自下而上分層回采分層充填直至全礦塊回采和充填完畢。分段(分層)間聯系由采區斜坡道和脈內充填回風井承擔。

表1 采場內各巖組的物理力學參數

2.1 采準工程布置

采準工程有下盤斜坡道、穿脈聯巷、5個分層聯絡巷、脈內通風充填天井和拉底切割平巷。施工步驟為先在-571 m水平穿脈內緊貼礦體下盤脈內向南北兩側施工拉底巷道。二是北拉底巷端部，且在礦體下盤脈內向上施工一條斷面為1.8 m×1.8 m、傾角為16°的通風行人充填天井，上至該采場最上一分層聯絡巷道并與現有采場斜坡道貫通。天井貫通后試驗采場可開始采礦作業，每分層高度為3 m。

在采場單分層回采暴露面積達到一定程度后預留礦柱用于支撐頂板，該采場內在第一分層穿脈巷道南北各預留一個3 m×3 m的點柱。在上盤設計邊界處采用鉆機垂直方向鉆探護頂層的厚度，以確定在礦體上盤留設1～1.5 m厚的礦壁，后采用4 m長的樹脂錨桿進行支護，實現對上盤破碎巖體的聯合支護控制。待該分層全部回采結束后，一次性爆破崩落整個1.5 m的護頂層，崩落護頂層高度有控制要求，后迅速出礦、清理工作面、架設充填擋墻，而后膠結充填第一層，充填至頂板留0.5 m空間位置處。待充填體膠結后即可開始第二分層巷道的施工和回采，以上分層充填采用尾砂非膠結充填，每分層必須靠上盤留設1.5 m的護頂層。

2.2 支護方式及支護參數

依據礦山目前常用的支護方式，主要采用樹脂錨桿進行支護，在前期該類型支護方式取得了比較好的效果，所以此次采場內上盤支護繼續采用該類型支護方式，關鍵問題就是合理確定支護參數。

2.2.1 支護參數確定

根據初步巖體系統分級的結果，無支護的最大跨度D與巖體質量Q有如下關系：D=2×ESR×Q0.4，ESR為開挖體的“支護比”，礦山巷道的支護比可取ESR=1.6～2，而對于臨時性的礦山巷道，如采場，可取ESR=3～5，根據礦巖的分類結果，取ESR=3，得出礦巖的無支護最大跨度為D=15.0 m。采場頂板的最大暴露面積推薦控制在400～600 m2以內。采用經驗公式計算得出礦體頂板的支護參數為：錨桿長度必須大于2.1 m，錨桿間距1.05 m，錨桿直徑為19 mm。以此為參考進行采場支護設計和確定施工參數，實際工作中可以依據工作上的便利選擇比計算參數稍大一點的錨桿。對于礦體上盤的樹脂錨桿參數則以此為參考進行計算，上盤有2 m厚的不穩定層，留1.5 m厚的護壁，錨桿打入基巖0.5 m，則計算上盤錨桿長度為4 m。其余參數一致。錨桿布置形式見圖1。

圖1 錨桿支護布置形式

2.2.2 施工工藝作業要求

(1) 設計上盤支護采用現有加長樹脂錨桿，錨桿單長2 m，直徑18 mm，錨桿施工孔深3.5～4 m，要求單孔內安裝2根錨桿，錨桿間采用現場焊接或增加連接套筒相連。錨桿必須確保質量，安裝時要求應盡可能與巖體構造面垂直布置，錨桿孔與構造面的夾角不得小于60°，錨桿不得沿構造面布置，要求確保錨桿底部穿透碎裂巖栓緊在上盤的穩固巖體內。錨桿網度根據現場情況確定，支護網度不大于1.2 m×1.2 m。如有特別破碎錨桿間距應縮減至0.8 m，并增加鋼帶加固支護，錨桿一定要安裝墊片并緊貼巖壁擰緊。

(2) 樹脂錨桿規格：直徑22 mm螺旋鋼，長2.2 m；托盤規格：厚度6 mm，15 cm×15 cm；螺母為卡錨桿螺紋螺母，無需盤絲；金屬網鋼筋直徑不小于6 mm，鋼帶鋼筋直徑不小于12 mm。

3 結 論

(1) 通過采用留礦壁和錨桿支護的聯合控頂方式，使用錨桿穿透上盤碎裂巖層栓緊在上盤穩固巖體內，有效控制了回采期間上盤含碳碎裂巖的穩定，確保了采場回采期間的安全。

(2) 大大降低了回采期間的貧化損失率，使得貧化率由原來的10%～12%降低至6%～8%，出礦品位有原來的2.1 g提高至2.43 g；損失率由原來的12%～14%降低至 8%～10%。

(3) 大大提高了采場的安全出礦效率。