深部金屬礦山卸壓開采中礦體安全回采方案研究

高文哲

（甘肅能源化工職業學院，甘肅 蘭州 730207）

由于深部金屬礦山卸壓開采，具有緩傾斜礦床復合和多層礦床的變形特征，礦體間的圍巖會發生顯著變形，產生作業面和邊坡穩定性差的現象，易發生應力集中等安全問題，為礦體回采帶來諸多困難，因此對礦體安全回采方案進行研究，具有重要意義[1]。國外卸壓開采技術較為成熟，將卸壓開采機理分為局部性卸壓和區域性卸壓，通過合理的開拓巷道和布置井筒，提高礦體回采的穩定性，并對地下硐室結構進行優化，在采空區充填卸壓長巷，通過人為的鉆鑿鉆孔，降低沖擊地壓高危區域的圍壓，在地下局部應力集中區域，充填頂板、采空區和礦體圍巖，進而降低回采擾動影響。國內卸壓開采技術，同樣取得較大進展，通過爆破卸壓，促使作業面的高應力深部轉移，形成的壓力卸載區，以此改變作業面圍巖物理化學性質，同時爆破工作面和圍巖，控制作業面圍巖變形，使應力集中區域向圍巖深部轉移，進而改變圍巖應力狀態，并采用裂隙補償空間和支護阻力等方式，在作業面圍巖內掘進巷道，避免礦體回采擾動[2]。在以上理論的基礎上，提出深部金屬礦山卸壓開采中礦體安全回采方案研究。

1 深部金屬礦山卸壓開采中礦體安全回采方案設計

1.1 確定礦體安全回采參數

確定合理的礦體安全回采參數，包括采場結構參數、鑿巖爆破參數、預留礦體層厚度等。首先布置礦體回采的采準切割工程，具體流程如下圖所示：

圖1 礦體采場采準切割流程

采場布置完畢后，設置采場結構參數，結構參數與采場穩定性、采礦生產能力緊密相關，把底柱礦體實體厚度作為采場高度，將其控制在8m 左右，將底柱礦體的走向長度作為采場長度，控制在20m～50m，同時在回采一定距離后充填采空區，將該距離作為合理的礦塊長度，避免回采過程中頂板充填體發生較大崩落，采場寬度同樣控制在8m 左右[3]。然后設置爆破參數，采取扇形排列的中深孔排列形式，該形式具有采準工作量小和炮孔布置靈活的特點，能夠集中進行裝藥和爆破作業，減少鉆機移動次數，保證巷道作業條件的安全，根據鑿巖臺車技術能力、及重金屬礦山的礦體實際情況，選擇50mm 炮孔，根據鉆孔直徑、巖石破碎程度、巖石特性和炸藥性能，確定一個炮孔能爆下礦石所需要的炸藥量，爆破抵抗線W 計算公式為：

其中p 為裝藥密度，m 為炮孔密集系數，q 為單位炸藥消耗量[4]。將炮孔密集系數與W 相乘，得到炮孔間距，并將其分為孔底距和孔口距，分別控制孔口部分的炸藥分布，以及控制同排炮孔的密集程度，避免爆后粉礦過多。至此完成礦體安全回采參數的確定。

1.2 優化礦體安全回采方案

選擇礦體安全回采的掏槽方式，布置掏槽炮孔，優化礦體安全回采方案。掏槽方式決定了爆破成井的成功與否，選取與裝藥孔平行的空孔作為自由面，使所有炮孔全部裝藥，并將掏槽形式分為斜眼掏槽和直眼掏槽，朝底部自由面爆破，克服底部巖石的拖拽作用，使成為倒置漏斗狀槽腔，以此抵消天井高度的限制，在此基礎上選擇掏槽爆破成井工藝，掌握掏槽孔角度、布置和起爆順序，在應力波的作用時間內，確保介質最大運動速度，對重金屬礦體進行爆破[5]。然后對掏槽炮孔進行布置，將礦體頂部作為充填體，預留0.3m 相當于緩沖墊層的礦體，設置單位炸藥消耗量為0.4kg/t，根據采場礦巖性質進行適當調整，再通過礦體回采的炮孔直徑，確定炮孔填塞長度，進一步減少崩落礦石的飛石和大塊。最后提高孔內部分沖量，疊加高應力波傳向自由面，保證爆轟波在巖石中具有較長的作用時間，起爆方式選取孔內微差起爆，控制每次爆破的最大段藥量，選取孔底起爆的起爆順序，先對每排中間組的炮孔進行起爆，然后爆破兩側組炮孔，最后對導爆索進行起爆，保證保護層礦體能冒落，降低崩落礦石的大塊率，確保礦體回采的安全性。至此完成礦體安全回采方案的優化。

2 實驗論證分析

進行對比實驗，將此次設計的礦體安全回采方案記為實驗組，傳統深部金屬礦山卸壓開采中礦體安全回采方案，記為對照組。選擇深部金屬礦山的底柱采場，作為卸壓開采中礦體安全回采方案的試驗采場，礦體約4420t，主要為獅嶺南礦段礦體，緩傾斜至傾斜，整體呈條帶狀，下盤斜傾角約為50°，釆場中間局部有NE 向張性斷裂，礦體厚度約為5.5m，受層間壓性構造斷層控制，東陡兩緩，炭質頁巖穩定性較差。由于覆巖層層間距較小，因此實驗組將礦體分為三層回采，根據孔底距布置炮孔，控制礦體回采邊界，其炮孔參數如下表所示：

表1 排炮孔參數設置

采用從上向下的回采順序，在近礦體側布置卸壓短巷，使用噴錨支護，支護厚度為290mm，錨桿直徑為35mm，長為1900mm，卸壓短巷的巷道深為4.5m，寬度為4.5m，利用卸壓鉆孔對巷道進行卸壓，其中孔深為30m，與水平夾角均為65°，分別布置在垂直礦體傾向拱頂、沿礦體傾向側幫、沿礦體傾向拱頂、垂直礦體傾向側幫。比較不同距離下，兩組礦體回采方案的卸壓巷垂直偏移量，其實驗對比結果如下表所示：

表2 卸壓巷道垂直偏移量對比結果

由上表可知，實驗組卸壓巷道垂直偏移量的平均值為1.55mm，對照組平均偏移量為3.53mm，相比對照組，實驗巷道垂直偏移量減少了1.98mm，降低幅度達56.09%。綜上所述，此次設計方案相比傳統方案，減少了卸壓巷道的垂直偏移量，有效解決了卸壓頂板高應力區域的應力集中現象，保證了卸壓巷道的穩定性，使礦體回采更加安全穩固。

3 結束語

此次設計方案減少了卸壓巷道的垂直偏移量，保證了礦體回采的安全性。但此次研究仍存在一定不足，對弱結構面的多層礦體回采研究不足，在今后的研究中，會針對巖體包含的節理、斷層和裂隙等弱結構面，進行進一步深入研究。