缓倾斜中厚矿体高效开采技术研究

董凯程，汪海峰，于永纯，施仁智，蒋志明

(1.矿冶科技集团有限公司，北京 100160；2.云南黄金矿业集团股份有限公司，昆明 650224；3.长沙理工大学，长沙 410114)

金厂河多金属矿缓倾斜中厚矿体开采技术难度大、开采成本高、充填工艺复杂，是国内外公认的难采矿体[1-3]。需要开展矿山岩石力学、采矿方法及充填工艺研究，提出适合矿山开采条件的先进工艺技术。在开展现场、室内试验的基础上，结合矿山开拓系统现状，制定金厂河多金属矿合理的采矿方法。通过现场回采工业试验验证优化矿山开采工艺及结构参数，确定矿山整体回采顺序，实现矿山开采地压有效管理，实现该类矿体的高效精细化开采，为矿山顺利投产达产、安全高效开采提供技术支撑，提高矿山综合效益。

1 矿山工程地质情况

矿区铜铅锌铁矿体属隐伏矿体，矿体总体走向为北东-南西向，沿走向总体矿化带长达1 000 m，倾向总体缓倾向东，沿倾向矿化带总长为1 500 m，矿体形态呈波状起伏，层状、似层状产出，在金厂河隆起中心部位矿化较强，矿体厚度大，向四周矿化减弱。

矿体呈透镜状、似层状、层状以密集群、带产于矽卡岩中。矿体倾角约5°～15°，厚度5～40 m不等，属于典型的缓倾斜中厚矿体。围岩主要为大理岩、矽卡岩及大理岩化灰岩、钙质板岩、辉绿辉长岩等。

从现场矿岩揭露情况来看，顶底板大理岩节理构造较为发育，稳定性较差。矿体强度高、稳固性较好。对矿体、矿体上下盘围岩进行岩石力学试验，获取其关键岩石力学参数，为后续岩体质量分级、采矿方法的研究制定及稳定性分析提供基础参数。矿岩关键岩石力学参数如表1所示。

表1 岩石物理力学数据表

岩体是在自然环境下形成的不均匀体，岩石力学强度指标在一定程度上能够反映岩体稳定性。但综合考虑岩体工程环境、构造发育、构造产状等岩体质量分级指标因素，能够相对较为合理地反映岩体的综合质量，为岩体稳定性分析提供依据[4-6]。

根据《工程岩体分级标准》GB/T 50218—2014的规定，对矿山已揭露工程岩体进行岩体质量评价，通过测定得到的岩体坚硬性程度及岩体完整性结果，结合公式即可对各岩组的基本质量BQ进行分级，并对岩体质量进行修订，得到修正后的岩体质量参数[BQ]，详细计算结果见表2。

表2 首采区岩体质量分级结果

根据分析结果，矿区调查区域内顶板大理岩为Ⅲ～Ⅳ级岩体，为坚硬岩且较破碎—破碎岩体，结合国标及现场情况并保证安全生产，建议将顶板大理岩定为Ⅳ级。矿体质量级别为Ⅲ级岩体，为坚硬岩，可基本稳定。底板大理岩为Ⅳ级岩体，岩体为较坚硬岩且较为破碎。总体来说，该矿体顶底板稳定性较差，矿体岩体质量较好，生产中应对顶板进行相应的支护。

2 采场孔网参数确定

采场炮孔参数的确定对采场回采具有非常重要的意义，一方面能够保证采场顺利落矿，同时能够确保采场落矿的块度，保障后续出矿、提升等作业的平稳性。炮孔参数一般是通过现场爆破漏斗试验及理论计算的方式进行确定，结合采矿工艺方案确定最佳的孔网参数[7-8]。

2.1 爆破漏斗试验方案

金厂河多金属矿爆破漏斗试验需同时满足Φ70 mm中深孔和Φ165 mm大孔爆破的生产需求，且中深孔爆破与大孔爆破区域的矿岩性质存在一定的差异，具体的爆破漏斗试验基本方法如下：

1)综合考虑不同岩性，通过单孔爆破漏斗试验寻求药包最佳埋深Lj；

2)以药包最佳爆破埋深Lj进行变孔距同段爆破漏斗试验，确定孔间距，计算单位炸药消耗量；

3)采用柱状连续装药结构进行单孔斜面台阶爆破，求得最大抵抗线W；

4)根据试验结果与理论分析结果，确定中深孔与大孔凿岩爆破参数。

2.2 爆破漏斗现场试验

根据现场情况，确定在15#采场底部切割巷道开展一系列的爆破漏斗试验。在统筹考虑大直径深孔与中深孔爆破参数的基础上，分别在试验区域施工Φ105 mm和Φ70 mm炮孔。以Φ105 mm孔径为主，在获取基本的爆破漏斗试验参数后，结合不同的矿岩类型进一步的优化调整，进而确定大直径深孔与中深孔爆破参数。

2.2.1 大直径深孔爆破漏斗试验

选择15#采场进行单孔系列爆破漏斗试验，炮孔布置于15#采场切割巷道帮壁，垂直巷道凿岩。所有炮孔均位于巷道中腰线高度，炮孔中心高度大致为1.3 m，炮孔直径为105 mm。为保证各炮孔爆破后形成的漏斗不互相干扰，试验炮孔的间距为3.5 m。炮孔布置如图1所示。

图1 试验炮孔布置图Fig.1 Test hole layout

矿山开采爆破通常采用多孔起爆方式，炮孔间距的大小直接影响爆破效果。为提高大直径深孔爆破效果，在大直径深孔系列爆破漏斗试验获得最佳比例埋深与最佳比例半径的基础上，进行变孔距多孔同段爆破模拟试验，以寻求炮孔间距与最佳爆破漏斗半径之间的关系。

在15#采场设计一组共5孔间距2.4～3.0 m不等的试验炮孔，炮孔直径为Φ105 mm，药卷直径为Φ90 mm，长度520 mm。每个炮孔内装2#岩石乳化炸药4.6 kg。炮孔装药后以炮泥堵塞至孔口，炮孔距离巷道底板的高度约1.25 m，采用3段非电毫秒雷管齐发爆破，爆破后测量爆破形态。爆破沟槽实测轮廓线图见图2。

图2 爆破沟槽实测轮廓线图(单位：m)Fig.2 Measured contour diagram of blasting groove(Unit：m)

通过变孔距多孔同段爆破模式试验过程中的现场观察，爆破后平均块度偏大，且存在节理构造控制形成的个别特大块。因此在生产爆破时应采用合理的装药结构与崩矿方式，适当提高炸药单耗控制大块的产出。

按球状药包计算，对于Φ165 mm的孔径，采用Φ150 mm的药包直径，其单层装药量Q为25～30 kg，药包长度1.0～1.2 m，长径比为6.67～8.0，则有：

1)炮孔间距a

当分层装药量为25 kg时：

a1=(1.6～1.8)brj×Q1/3

=(1.6～1.8)×0.622×251/3

=2.91～3.27 m

当分层装药量为30 kg时：

a1=(1.6～1.8)brj×Q1/3

=(1.6～1.8)×0.622×301/3

=3.09～3.48 m

式中：a—炮孔间距，m；brj—最佳比例半径，m；Q—装药量，kg。

2)排间距b

根据类似矿山的爆破实践以及单孔爆破漏斗试验结果，取中间炮孔排距b=2.8 m，边孔排距加密至2.6 m，以控制爆破有害效应、维护相邻采场矿柱的稳定性[9]。

2.2.2 中深孔爆破漏斗试验

为研究中深孔爆破抵抗线合理的参数，据此设计斜面台阶爆破试验，通过对斜面台阶的最小抵抗线由小到大连续变化对矿岩破坏程度的研究，可以确定合适的最小抵抗线。共布置18～21号四个炮孔做为试验炮孔，如图3所示。

图3 爆破炮孔布置图Fig.3 Blasting holes layout

参照单孔系列爆破漏斗试验成果，根据爆破漏斗相似律，可求得Φ70 mm炮孔爆破漏斗的临界埋深为1.09 m，最佳埋深为0.76 m。在15#采场1 750 m出矿水平出矿进路间柱中分别布置4个炮孔水平倾角为45°、孔深2.5 m、孔径Φ70 mm的斜面台阶爆破试验炮孔。

试验过程中对各项技术参数进行现场的测量与统计，具体的爆破参数见表3。

表3 单孔斜面台阶爆破试验结果Table 3 Blasting test results of single hole inclined step

参考其他矿山生产经验，一般双孔斜面台阶爆破试验的最小抵抗线均可提高约10%～15%。考虑到金厂河多金属矿生产采场扇形中深孔同排同段起爆的爆破的群孔加强效应，实际确定炮孔排距时可考虑1.10～1.15的增强系数。

当采用Φ70 mm孔径且单位炮孔装药量(线装药密度)为3.10 kg/m时，在采用卷装炸药不耦合装药的情况下，对于矿石致密坚硬区段，确定最小抵抗线(排距)为1.4 m；对于矿石破碎疏松区段，确定其最小抵抗线(排距)为1.6 m。

2.3 采场孔网参数优化

按照初步设计规划，金厂河多金属矿大直径深孔采场的宽度为15 m，中深孔采场的宽度为10 m。根据前期爆破漏斗试验等研究结果，对采场的孔网参数设计进一步优化。在充分考虑试验数据的基础上，对采场大规模揭露后矿体节理裂隙发育、爆破块度控制难的现状，对炮孔布置参数进行适当的调整，为采场的精细化开采创造条件。

大直径深孔开采采场的炮孔直径为165 mm。一步骤矿房采场共布置炮孔6排，中间排的排距为3.0 m、边孔与中间孔的距离为2.5 m，边孔距离控制线0.5 m，炮孔间距为2.8 m(垂直排线方向)。

中深孔孔径70 mm，炮孔的排距为1.4～1.6 m，孔底距为1.8～2.4 m。施工过程中根据矿岩节理裂隙发育情况进行适当的调整。

3 中厚矿体采矿方法

根据矿体开采技术条件，研究制定相应的采矿方法方案。并对厚大矿体和中厚矿体部分采取不同的方案，保障开采安全的同时，提高采场回采各项技术经济指标。

3.1 厚大矿体采矿方法

金厂河多金属矿地表不允许崩落，矿体厚大区域为矿山主要产量分布区，因此应研究选用高效的充填采矿法开采。对于厚大矿体(厚度大于30 m)而言，尽可能选择高效的大直径深孔或中深孔嗣后充填采矿方法。在初步设计及国内外类似矿山开采技术调研的基础上，研究采用大直径深孔空场嗣后充填采矿法开采。

矿房、矿柱按15 m宽垂直矿体走向方向依次布置，采用“隔三采一”的方式。长度为倾向长度，高度为矿体厚度。根据矿山开拓系统现状，在矿体底部布置铲运机斜坡道及回风斜坡道，矿体中施工穿脉联通矿体两端斜坡道。矿体上部布置人行斜坡道，设置充填、通风水平。矿体上、下部斜坡道及充填、通风水平形成采场人行、通风、充填等系统工程，采场形成回采条件。

通过前述分析及研究成果可知，采场顶板为不稳固大理岩。采场上部设置凿岩硐室，因凿岩硐室跨度较大且顶部为稳固性较差的围岩，因此硐室顶板除采用锚索喷浆支护外，还应预留临时点柱或条柱。另外，结合硐室顶板矿体及围岩赋存情况，预留部分矿体保护硐室顶板。底部阶段设计穿脉出矿巷道、装矿进路及受矿硐室等，如图4所示。

图4 大直径深孔空场嗣后充填开采示意图Fig.4 Schematic diagram of large diameter deep hole open stoping with subsequent filling mining

采用非电环形起爆系统，可靠程度较高的毫秒微差雷管起爆。出矿选用2～3 m3的铲运机，从装矿进路中装矿经穿脉出矿巷道运至端部溜矿井；受矿硐室的残矿采用遥控铲运机清理，应避免人员直接进入受矿硐室作业。

采场崩落矿石出矿完毕后，应及时对采空区进行充填。矿房采场回采后进行胶结充填，尾砂灰砂比为1∶4～1∶10；矿柱采场采后用废石或尾砂非胶结充填。

3.2 中厚矿体采矿方法

金厂河多金属矿中部区域矿体厚度中等(厚度5～30 m)，矿体顶板为不稳固大理岩，本研究采用中深孔空场嗣后充填采矿法开采方案。

矿房、矿柱按12～15 m宽垂直矿体走向依次划分，长度为矿体南北宽度，分段高度即矿体厚度约20 m。矿块实行“隔三采一”回采顺序，分矿房、矿柱两步骤回采。由于矿体顶板为不稳固大理岩，因此采场顶板预留1～2 m矿体不予回采，以保证回采过程中采场顶板的稳定。

凿岩采用中深孔台车从凿岩巷道凿上向扇形孔，孔径Φ65～100 mm。炮孔的孔底距与排距在爆破漏斗试验结果的基础上调整，以克服构造对爆破后大块形成的作用。推荐的孔底距为1.8 m，排间距为1.4 m。在切割平巷中以切割天井为自由面自下而上进行爆破拉槽，切割槽形成后用中深孔以槽区为补偿空间实行分段侧向爆破，从中间槽区向矿体上下盘后退分次侧向崩矿回采。爆破用乳化炸药、起爆药包、导爆索、毫秒微差雷管及导爆管等，采用装药车(或装药器)装药。为使侧向崩矿有足够爆破补偿空间，侧向崩矿开始后即可进行大量出矿。出矿选用2 m3的柴油铲运机，从装矿进路中装矿经穿脉出矿巷道运至脉外溜矿井；受矿硐室的残矿采用遥控铲运机清理，避免人员直接进入受矿硐室作业。采场全部回采结束后对底部结构残矿布置浅孔，回收底部结构部分残矿，提高采场总体回采率。如图5所示，根据矿山的开采技术条件，针对缓倾斜中厚矿体，研究采用大直径深孔空场嗣后充填法和分段空场嗣后充填法开采。根据顶板及矿体稳固性采取一定的支护措施，采用硐室加强支护及预留矿柱等方式，实现对不同类型矿体的高效开采与顶板精细化控制。

图5 分段空场嗣后充填开采示意图Fig.5 Schematic diagram of sublevel open stope subsequent filling mining

4 工程实践

4.1 试验采场选择

金厂河多金属矿矿体总体呈现“东厚西薄”的特点，东部开拓系统建设相对完善，因此选择在东部采区开展采矿方法工业试验。东部采区矿体厚度较大，采用大直径深孔空场嗣后充填采矿法开采。按照“隔三采一”的总体原则，选取15#、19#、23#三个采场开展采矿方法现场工业试验。通过现场的工业试验，进一步优化各项技术参数及工艺方案，为矿山后续大规模生产提供技术支撑。

4.2 试验方案

东部区域采用大直径深孔空场嗣后充填采矿法开采，以19#采场重点介绍采场工业试验方案。如图6所示，19#采场矿体厚度约35 m，矿体倾角较缓。沿采场长度方向，共布置炮孔36排，矿柱位置布置斜孔，控制炮孔爆破抵抗线及爆破落矿的块度。

图6 19#采场工程及炮孔布置图Fig.6 19# stope engineering and hole layout drawing

19#采场利用穿脉巷道后退式扩刷形成凿岩硐室，条柱布置在凿岩硐室中部，条柱宽度3 m，条柱间进行开口形成多个不连续条柱。顶板采用喷锚网+长锚索支护。其中长锚索长度为6～8 m，间距为3 m×3 m。采场底部采用堑沟结构，高度8～10 m。底部结构采用中深孔爆破施工，在堑沟巷道中部施工切割井及切割横向，通过爆破形成切割槽，作为正常中深孔排爆破自由面，最终形成堑沟底部结构。

采场孔径为165 mm，采场宽度方向共布置6排炮孔。炮孔排距为2.6～2.8 m，边孔距离采场边界0.5 m，中间孔间距为3 m，边孔与中间孔间距2.5 m。靠近凿岩硐室矿柱位置布置斜孔，确保爆破质量及块度。拉槽区布置在采场靠近中部区域，采用VCR法拉槽，在正常炮孔设计的基础上，布置4个加密炮孔。

采用“VCR”拉槽及倒梯段侧向分段崩矿回采工艺。首先进行“VCR”法拉槽分层爆破，每次爆破高度3 m左右，采场顶部剩余6～8 m，一次爆破后形成切割空间。其余炮孔已切割空间为自由面，侧向崩矿。为有效控制爆破振动对采场顶板等的影响，侧向崩矿最大单响药量控制在300 kg以下。同时，为控制边孔爆破对采场帮壁的影响，边孔采用空气间隔不耦合装药。

4.3 开采试验效果分析

2018年6月，完成15#、19#、23#三个采场的单体设计工作，并同步开展采准工程及炮孔施工。2020年6月15日，15#、19#、23#三个采场完成工业试验回采工作。其中，19#采场共进行18次爆破，崩矿量87 474.8 t，炸药单耗0.35 kg/t。采场回采结束后，对采场采空区进行三维激光扫描，获取采场回采采空区的三维空间形态及相关信息特征。由三维模型分析可知，采场回采的边界规整，采场顶板及两侧帮壁未发生明显的破坏及变形，采空区稳定性良好，总体达到了研究设计的预期要求。

图7 19#采场采空区Fig.7 19# stope goaf

根据现场生产统计数据，采场出矿能力达到500 t/d以上，采矿爆破炸药单耗0.35～0.38 kg/t。以19#采场为例，实际采矿贫化率为8.72%，损失率11.07%。采场破顶后，采场两帮及顶板未发生明显的变化，局部位于大理岩层内顶板产生冒落。

总体说明，采矿方法工业试验形成的采空区稳定性较好，技术指标达到预期效果。从三维模型(图7)分析来看，一步骤采场回采后，炮孔爆破存在一定超挖。建议后期开采将边孔距离调整为0.7 m。

5 结论

文章在对比分析不同矿体开采技术条件的基础上，针对矿体破碎顶板稳固性差的现状，研究提出厚大矿体及中厚矿体采矿方法方案。开展了爆破漏斗试验研究，确定采场爆破孔网参数，并通过工业试验研究进一步优化采矿方案，获取贫化损失率等技术经济指标，为矿山的大规模开采提供支撑。

破碎顶板下的中厚矿体安全高效开采技术，利用顶板加固支护或矿体护顶方式实现对顶板的控制，利用大直径深孔及中深孔对矿体进行高效开采。该技术安全性好、回采效率高、经济指标好，对类似矿体地下开采具有很好的借鉴意义。