馬姣陽 任鳳玉 張慶嵩 閆喜明

（1.華北理工大學礦業(yè)工程學院，河北 唐山063210；2.東北大學資源與土木工程學院，遼寧 沈陽110819；3.雙鴨山建龍礦業(yè)有限公司，黑龍江雙鴨山155126）

采礦方法選用不當、空場法開采后未進行空區(qū)處理、開采過程中受地壓等因素影響，使得礦山在實際生產(chǎn)中極易形成空區(qū)?？諈^(qū)長期存在，導致礦山開采條件惡化，引起礦柱變形、相鄰作業(yè)區(qū)采場及巷道維護困難、井下大面積冒落、巖移及地表塌陷等，給礦山生產(chǎn)構成嚴重威脅，并造成環(huán)境惡化、礦產(chǎn)資源嚴重浪費，亟需研究在安全的前提下，消除空區(qū)隱患、回收周邊資源的空區(qū)處理方法。

空區(qū)大小、形狀、空間分布規(guī)律、賦存狀態(tài)不同，空區(qū)處理方法也不同。常用的空區(qū)處理方法分為封閉隔離法、崩落法、充填法、支撐法［1］。單一常規(guī)的空區(qū)處理方法存在一定局限性，為此，各礦山根據(jù)空區(qū)賦存條件及空區(qū)處理目的采取了聯(lián)合治理措施。排山樓金礦采用留礦柱控制冒落與廢石充填技術進行采空區(qū)綜合治理，避免了空區(qū)冒透地表帶來的陷落危害［2］。東升廟鉛鋅礦采用充填較大空區(qū)和崩落頂板圍巖處理較小空區(qū)，排除了安全隱患［3］。符山鐵礦通過地表鉆井，下放廢石、尾砂充填尾礦庫下方2 個民采空區(qū)，消除了安全隱患［4］。某石膏礦對穩(wěn)定區(qū)域、不穩(wěn)定區(qū)域的采空區(qū)分別采取了封閉、崩落頂板方式，消除了重大安全隱患［5］。沙特阿拉伯某銅鋅礦提出了5種可能性的采空區(qū)治理方案，通過專家打分法進行篩選，明確了采空區(qū)治理意圖與實現(xiàn)途徑［6］。聯(lián)合法克服了常規(guī)方法的局限性，對礦山安全生產(chǎn)起到了很大的作用，但成本較高，且不能通過一種技術將空區(qū)直接內嵌入礦山開采布局中，對其進行有效利用。為降低成本，李俊平等［7］提出了控制爆破局部切槽放頂技術、切頂與礦柱崩落法、V 型切槽上盤閉合法。此外，控制頂板釋放的誘導冒落技術被應用于采空區(qū)處理，取得了顯著效果，如：西石門鐵礦采用階梯狀工作面過新、老空區(qū)交界部位的方法，誘導頂板圍巖自然冒落，保障了回采安全［8-9］。桃沖鐵礦分兩步逐條進路貫通民采空區(qū)，達到了處理空區(qū)、安全回采周邊殘留礦量的目的［10］。書記溝鐵礦在預留散體墊層的前提下，崩落兩空區(qū)之間巖柱，達到了不影響生產(chǎn)、空區(qū)大冒落零事故的目的［11］。廣西大廠銅坑礦采取從一端拉槽、削幫，兩側預裂，中部強制崩頂誘導的方案，誘使頂板可控崩落，改善了地下開采的安全環(huán)境［12］。誘導冒落技術在空區(qū)方面的應用表明：空區(qū)逐漸擴大時，頂部圍巖變化存在一定的規(guī)律。為將采空區(qū)作為開采空間進行有效利用，陳慶發(fā)等［13］從協(xié)調資源開采的角度提出了“協(xié)同利用”采空區(qū)處理技術，將中小規(guī)模采空區(qū)作為開采系統(tǒng)中的部分切割工程、自由爆破空間等加以利用，成功處理了空區(qū)隱患，實現(xiàn)了隱患資源的安全開采，降低了空區(qū)處理成本。協(xié)同利用采空區(qū)的治理思想可將采空區(qū)有效地融入采礦工藝中，但該技術僅對空場類采礦法調節(jié)空區(qū)的開采布局進行了介紹，而在近礦體小空區(qū)誘導冒落、協(xié)同利用、采礦環(huán)境再造耦合作用形成的空區(qū)處理技術方面的研究鮮有成果報道。

雙鴨山鐵礦北區(qū)屬急傾斜破碎中厚礦體，實際生產(chǎn)中采用階段礦房法開采，因切割空間不夠，形成了多個形狀各異的小空區(qū)，造成大量礦石損失，給回采工作造成了很大的壓力。為此，本研究結合雙鴨山北區(qū)空區(qū)現(xiàn)存情況，基于誘導冒落和協(xié)同作用思想，在分析礦巖可冒性的基礎上，結合采場結構參數(shù)，采用“崩、冒”耦合作用效應，再造開采環(huán)境，將近礦體小空區(qū)作為后續(xù)適應礦體條件的進路誘導冒落法回采的補償空間，研究空區(qū)處理新方法。

1 礦體及空區(qū)賦存狀態(tài)

雙鴨山鐵礦為沉積變質磁鐵礦床，北區(qū)礦體呈層狀產(chǎn)出。礦體為磁鐵石英巖，以條帶狀磁鐵礦為主，含微量的赤鐵礦，平均品位30.79%，礦石密度3.56 t/m3，碎脹系數(shù)為1.75。上盤圍巖主要為石英片巖及片麻巖，下盤圍巖主要為石英片巖及大理巖，巖石密度2.7 t/m3，松散系數(shù)為1.5；上覆巖體平均密度為2.5 t/m3。礦體破碎，節(jié)理裂隙發(fā)育，穩(wěn)定性較差，回采過程中，形成了多個形狀各異的小空區(qū)。隨著時間積累、巖層擾動、地應力作用，采空區(qū)有拓展趨勢，易造成礦石損失。北區(qū)170 m 中段S3號采場就存在這一典型空區(qū)，該采場所屬礦體平均厚度約11 m，礦體傾角約75°?，F(xiàn)場調研得出：采場上部220 m 水平已回收完殘礦。采場內開掘采準工程過程中，形成了約15 m 高的冒落空間，停滯一段時間后，由于礦體節(jié)理裂隙發(fā)育，空區(qū)出現(xiàn)了階段性局部冒落：空區(qū)上、下盤側先后發(fā)生過3 次冒落，最終形成了尺寸約10 m×9 m×15 m（長×寬×高）的空區(qū)，見圖1。

2 近礦體小空區(qū)處理措施

若直接利用約15 m 高的冒落空間作為切割槽，切割空間不能滿足爆破需要，即爆破高度達不到預定要求，影響后排炮孔的爆破效果，因此，需要考慮小空區(qū)如何改造利用。上盤繞道相比其它現(xiàn)有巷道更靠近空區(qū)，相比下盤重新開掘沿脈巷，可減少開掘工程量及降低開采環(huán)境的復雜程度?？諈^(qū)上部礦體處于受拉區(qū)，賦存礦量較多，有利于炮孔布置與爆破施工，因此，利用上盤繞道作為擴寬空區(qū)的輔助工程較為有利?；诖?，本研究提出了“崩、冒”耦合作用的近礦體小空區(qū)處理方法，即在分析礦巖可冒性的基礎上，結合采場結構參數(shù)，利用現(xiàn)有的上盤繞道進行空區(qū)擴寬爆破，通過崩落部分礦體，增加空區(qū)高度，擴展空區(qū)跨度，從而增加有效暴露面積，控制礦體冒落至回采高度，滿足后期開采補償空間要求，從而達到處理和利用小空區(qū)的目的。

2.1 可冒性分析

北區(qū)礦體有風化現(xiàn)象，部分節(jié)理有少量大理石充填，使其整體呈現(xiàn)軟弱特性，受F5逆斷層及小破碎帶作用，節(jié)理裂隙發(fā)育，不穩(wěn)固巖體所占比例較大。沿礦體走向的地壓顯現(xiàn)形式以冒落拱形式為主，垂直于礦體走向以頂板下沉、片幫為主?，F(xiàn)有的下盤運輸?shù)勒w穩(wěn)定性好，局部巷道受破碎帶影響，直墻擠裂破壞。其地壓顯現(xiàn)位置主要發(fā)生在礦體與近礦圍巖附近，破壞范圍主要受重力場影響，此外，還有上部中段殘礦回采后引起的應力集中、周邊礦塊開采產(chǎn)生的爆破震動的影響。

RMR（Rock Mass Rating）是由南非學者Bieniawski 提出，隨后根據(jù)實踐經(jīng)驗修正、完善的巖體質量評價指標，并在采礦、邊坡穩(wěn)定、隧道等領域得到了廣泛應用。本研究根據(jù)結構面調查及點荷載試驗結果，對各項因素進行打分［14-16］，從而計算出礦巖體的RMR 值，結果見表1。由表1可知：礦體屬易崩，且崩落礦塊較破碎，上、下盤圍巖中等可崩，崩落礦塊中等破碎。

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在礦巖體質量評價的基礎上，結合冒落拱原理［17］、Mathews 穩(wěn)定圖法［18］、Laubscher 崩落圖法［19］、Barton 經(jīng)驗公式法［20］、Pakalnis 臨界跨度圖法［21］5 種臨界冒落跨度計算方法進行對比分析。5 種方法計算的礦體與圍巖的冒落跨度見圖2。由該圖可知：礦體的臨界冒落跨度為4.4～6.8 m，持續(xù)冒落跨度為17.9～36.1 m；上盤圍巖的臨界冒落跨度為13～21.5 m；下盤圍巖的臨界冒落跨度為14.1～28.4 m。

結合回采進路開掘過程中的地壓顯現(xiàn)情況，當回采進路為3～4 m（設計值2.8 m）時，由于支護不及時發(fā)生了較大規(guī)模冒落，可得出臨界冒落跨度的實際值接近4 m。圖2得出的礦體臨界冒落跨度理論取值范圍為4.4～6.8 m，根據(jù)冒落拱原理計算的結果更接近實際臨界冒落跨度值，其計算的礦體持續(xù)冒落跨度為24 m，位于持續(xù)冒落跨度范圍（17.9～36.1 m）內，可作為回采過程中冒落規(guī)律分析的參考值，而Mathews 穩(wěn)定圖法的計算值相對保守。此外，Barton、Pakalnis 經(jīng)驗法計算的臨界冒落跨度為5.8～6.5 m，適合此類礦體。由于上、下盤巖體整體呈現(xiàn)中等穩(wěn)定，Barton、Pakalnis 臨界跨度圖法計算的上、下盤臨界冒落跨度值不計入臨界冒落范圍。上、下盤圍巖臨界冒落跨度理論值應大于軟弱特性條件下的冒落跨度值，因此，上盤圍巖臨界冒落跨度為15～20.2 m，下盤圍巖臨界冒落跨度為20.1～28.4 m。通過整體比較，礦體的最大臨界冒落跨度值小于頂板圍巖的最小臨界跨度值，即誘導冒落區(qū)礦石先于圍巖冒落于崩落區(qū)（出礦后形成的空區(qū)）。通過上述分析，可知礦體具有良好的可冒性。

2.2 進路誘導冒落法

為了更適應礦體條件和滿足生產(chǎn)需求，開采方法選擇階段回采的進路誘導冒落法，原理見圖3。為保障誘導冒落的礦石有足夠的空間可以容納，S3采場采用30 m 的崩落高度［22］。上、下盤側炮孔布置需同時滿足臨界冒落跨度、爆破后形成足夠寬度的崩落空間等要求，炮孔深度需要比設計值超深0.8～1 m，從而確保爆破后崩落的有效位置，崩礦步距為2～3.3 m。

2.3 冒落過程分析

開挖方式不同，應力分布狀態(tài)不同，冒落的形式也就不同。由于回采礦體長約200 m，回采方式類同，試驗采場上部已回采結束，由散體巖石替代，為此，可根據(jù)Mitchell 提出的典型失效模式下的極限平衡理論進行分析，即通過式（1）判斷急傾斜破碎中厚礦體頂板破壞方式是否符合冒落失穩(wěn)條件［23］，

式中，L 為采場寬度，m；γ 為覆蓋層廢石容重，kN/m3；σt為誘導區(qū)礦體受拉斷裂前的最大拉應力，此時可以近似等于礦體的最大抗拉強度，MPa。

根據(jù)廣義修整的Hoek-Brown 準則進行巖體力學參數(shù)估算：首先，根據(jù)式（2）、式（3）分別估算巖體參數(shù)m 與s；其次，將m、s 代入式（4）計算礦體的抗拉強度σt，其負號表示受拉［24］，

式中：mi為巖體的Hoek-Brown 常數(shù)；D 為巖體擾動系數(shù)；σci為巖石抗壓強度，MPa。

爆破強制崩落區(qū)會導致巖體發(fā)生中等程度破壞，巖體擾動系數(shù)D=0.7；井下礦石屬石英巖，巖體的Hoek-Brown 常數(shù)mi=24，礦石RMR=43.3，巖石抗壓強度σci=96.7MPa，將其分別代入上式（2）、式（3）和式（4），計算得到σt=0.0245。并將該值與γ=2.5 kN/m3、L=11 m 代入式（1），符合冒落失穩(wěn)條件，即遵循拱形冒落形式，從而也說明，在上部殘礦回采后，誘導冒落區(qū)選擇的高度保障了礦體不會發(fā)生彎曲、滑移、旋轉失穩(wěn)。

伴隨回采的進行，誘導區(qū)冒落高度會隨著回采長度的增大發(fā)生變化。根據(jù)以往使用誘導冒落法礦山的冒落情況及監(jiān)測結果，可得出回采進度與冒落高度的關系（式（5））［17］，并由此預測、分析冒落情況，及時采取輔助措施，調整回采順序。

式中，Tc為巖體極限抗壓強度，MPa；ρ 為上覆巖層密度，t/m3；Hz為空區(qū)底板到地表的有效高度，即空區(qū)底板至地表的高度與誘導區(qū)頂部埋深之差，m；L為采空區(qū)的實際跨度，m。

將上覆巖層密度ρ=2.5 t/m3（平面問題取2.5 t/m2）、Tc=0.718 3～1.063 7 MPa 代入式（5）得到：沿礦體走向方向，自切割處開始，伴隨回采的進行，已回采長度與冒落高度的關系見圖4。

根據(jù)上述分析，對于誘導冒落區(qū)的礦石冒落過程可進行如下分析［25-27］：①當開采長度小于5 m 時，誘導冒落區(qū)礦體起初是較穩(wěn)固的塊體，沒有明顯的冒落跡象，隨著開采的進行發(fā)生小范圍冒落；②當開采長度大于等于5 m、小于等于冒落跨度值8 m 時開始零星冒落，巖體的冒落線接近于拱型；③伴隨開采長度增大，由圖4 可以看出，冒落高度以一定斜率增長，即開采長度進入持續(xù)冒落階段；④拱面中心部分誘導冒落區(qū)礦體高度越來越小，拱頂塌透，此時，誘導冒落區(qū)礦體形成了類導流放礦條件，有利于上部中段剩余殘留體回收；⑤誘導冒落區(qū)礦體側向崩落并逐漸變小、失穩(wěn)，當開挖達到兩橫穿時，誘導冒落的礦體幾乎完全下落。

2.4 “崩、冒”耦合處理空區(qū)方案

基于上述冒落分析，在遵循冒落規(guī)律的前提下，結合空區(qū)大小和采場結構參數(shù)，通過崩落與冒落的耦合效應處理空區(qū)，使其滿足后期回采的補償空間?？諈^(qū)有效暴露面積（70.7 m2）大于礦體臨界冒落面積（50.3 m2），空區(qū)暴露面的最小邊長（9 m）也大于礦體理論計算的最大臨界冒落跨度（6.8 m），說明空區(qū)處于不穩(wěn)定狀態(tài)?？諈^(qū)頂板巖體隨著時間推移發(fā)生蠕變，加之震動、擾動效應，隨時都會發(fā)生冒落，且冒落有向上盤圍巖發(fā)展的可能，影響礦石回收和安全生產(chǎn)。

空區(qū)高度已達到15 m，而設計的崩落區(qū)高度為30 m，基于崩落、冒落耦合效應處理空區(qū)的理念，即崩落部分礦石，利用礦體易冒的特點，使其“崩、冒”總高度達到約30 m 即可。對于可冒性良好的礦體，空區(qū)尺寸增大，冒落高度將逐漸增大。根據(jù)這一要點，參照擴寬爆破后的空區(qū)實際尺寸，分析其引起的冒落高度值，據(jù)此確定崩礦高度，從而達到“崩、冒”耦合效果，滿足正?；夭伤璧谋缆鋮^(qū)高度。結合圖4 分析得出：開采實際跨度為11 m，開采長度為9.6 m時，冒落高度約為10 m；而實際空區(qū)長×寬=10 m×9 m，擴寬爆破后，空區(qū)的實際尺寸變?yōu)殚L×寬≥11 m×9.6 m，即擴寬爆破后，冒落高度約為10 m。因此，將崩落高度定為20 m，即可滿足進路誘導冒落法崩落的正排炮孔所需的補償空間，進行正常的誘導冒落回采。若實際中仍然懸頂，可從正面用深孔壓頂。

在上盤繞道內進行擴寬空區(qū)的炮孔布置工作，炮孔分布如圖5 所示。鉆鑿4 排炮孔，采用同次微差爆破，起爆順序為Ⅲ→Ⅱ→Ⅳ→Ⅰ排。每排的4個炮孔分兩段爆破，即1#炮孔先爆破（靠近空區(qū)側），其它3 孔（沿著炮排方向）后爆破，共需8 段雷管起爆。崩落炮孔高度約20 m，崩落礦石后形成的總的空區(qū)體積約2 120 m3，落入空區(qū)的崩礦體積約1 960 m3。由于空區(qū)與上盤繞道之間的礦柱被崩落，空區(qū)頂部即誘導冒落區(qū)的礦體處于拉應力區(qū)，礦石最大抗拉強度為8.3 MPa，形成的巖體平衡拱受到干擾，發(fā)生冒落，充滿剩余空間。伴隨放礦的進行，冒落的散體支撐上盤巖壁，空區(qū)頂部將再次出現(xiàn)冒落現(xiàn)象，直至第二次拱形成。

3 試驗分析

本研究方法實施過程中，由于在進行鑿巖作業(yè)之前空區(qū)已存在一定時間，且上盤繞道內礦體較破碎，鑿巖作業(yè)中出現(xiàn)夾鉆現(xiàn)象，造成部分原設計炮孔鉆鑿到空區(qū)內部，影響了鑿巖工作進行，延長了空區(qū)的存在時間，致使空區(qū)內部相繼冒落兩次，說明空區(qū)形成的平衡拱非常不穩(wěn)定。為了保證爆破質量，對部分炮排進行了補孔作業(yè)。為防止炮孔進一步變形破壞影響爆破效果，補孔結束后立即進行裝藥爆破。利用裝藥器進行裝藥作業(yè)，部分透孔的孔底先裝填一卷φ80 mm 藥卷，再裝填粉狀藥。炸藥在裝填前先混合柴油，以增加炸藥濕度，降低返粉率。起爆采用孔底加導爆索，孔口加導爆管連接起爆藥包的雙起爆方式。裝藥所用炸藥為巖石膨化硝銨炸藥，炮排炮孔合計深度為141.5 m，實際裝藥深度117.7 m，總裝藥量為500 kg，平均裝藥量為4.248 kg/m，裝藥密度0.668 g/cm3。

空區(qū)爆破后效果如圖6所示。據(jù)現(xiàn)場觀察可知，爆破后礦石堆滿進路口及上盤側繞道，從礦堆看，爆破效果較好，礦石塊度較小。出礦過程中，崩落、冒落的礦石隨底部礦石的運出而流出，堵塞巷道口，看不到內部情況。但根據(jù)前期出礦過程中的礦石流動情況推測，內部礦石較多，礦堆有一定高度。出礦期間，該回采進路頂部右側（圖6（a）右側）發(fā)生冒落現(xiàn)象，冒落形成寬約2 m 的空洞。從現(xiàn)場冒落觀察可知，冒落部位為空區(qū)右上側位置，冒落塊度適中，僅出現(xiàn)一個1.5 m×0.6 m×0.6 m（長×寬×高）的大塊，冒落后礦石幾乎堆滿整個回采進路，說明爆破實施效果較好。

為不影響后續(xù)出礦作業(yè)，封堵新冒落洞口，保證出礦作業(yè)安全進行，隨后出礦約403.2 t。根據(jù)端部出礦時的放出高度H 與放出量Q 之間的關系（式（6））［28］，可得到“崩、冒”耦合作用形成的補償空間高度。

式中，H 為放出體垂直高度，m；α，β 為沿進路方向散體流動參數(shù)；A 為端壁切余系數(shù)，為垂直進路方向的散體流動參數(shù)；K為壁面影響系數(shù)。

將α＝1.673 4，β＝0.071 8，α1＝1.469 6，β1＝0.177 3，K=0.058 1，ω=1.571 5 等參數(shù)［29］代入式（6），可得到崩落與冒落形成的空區(qū)總高度約29 m，即可獲得后期回采需要的補償空間。

為驗證爆破補償空間是否滿足要求，爆破了兩排正排炮孔，前排抵抗線約3 m，后排為1.5 m，總計爆破長度4.5 m。前排實際裝藥量為7.23 kg/m，后排實際裝藥量為6.8 kg/m。對S3采場（S3號穿南側）出礦過程中的最大礦石塊度進行了跟班標定，按每車1.4 t 算，共計出礦量2 633.4 t。S3采場設計崩礦量為4 301.1 t，故至1 881 車時，出礦量為設計崩礦量的61.2%，滿足預留墊層厚度3.5 m 的要求［22］。從出礦情況分析，S3采場出礦過程中，礦石塊度基本較小，大塊率比較低，見圖7。出礦開始至702車時，掌子面粉礦較多，整體塊度很小，從掌子面判斷沒有發(fā)生混巖。當出礦至第974次車時，從掌子面判斷仍然沒有發(fā)生混巖，塊度比之前稍微增大，最大塊長40 cm 左右，20 cm 以下塊度較多。由圖7（a）可以看出上盤側（即巷道左側）受頂部礦石塊阻塞，礦石塊體滯留掌子面，礦石可順利流出，且以粉礦為主。針對粉礦分析有兩種可能，一是推測采場內頂部被大塊礦石阻塞無法流出，從而粉礦流出；二是采場內部流出的礦石仍然處于崩落粉礦區(qū)域，故粉礦較多。將采場內崩落礦石按塊度可分為3個區(qū)域，即粉礦區(qū)、塊石區(qū)、大塊區(qū)，結合掌子面左側流出塊石推測，此時采場內已出礦至塊石區(qū)域。隨著出礦的進行，期間放出大塊情況見表2。在出礦過程中礦石受沖擊容易破碎，如第1 225 車次，從頂板流出的較大礦石大塊受沖擊將其分裂成兩塊，最大塊度為1.2 m×0.7 m×0.6 m（長×寬×高），整體崩落塊度良好。S3采場礦石硬度較小，容易破碎，針對較大塊度，使用大錘敲擊即可破碎，二次破碎工作量小，說明空區(qū)處理效果良好，滿足后續(xù)回采補償空間的要求。

4 結 論

本研究采用“崩、冒”耦合方式處理小空區(qū)，充分利用了礦巖性質和現(xiàn)有的開采條件，節(jié)省了能耗，回采了大量礦石。取得了以下結論：

（1）通過臨界冒落跨度的5 種理論計算方法，并結合實際冒落情況分析得出：礦體的臨界冒落跨度為4.4～6.8 m，具有良好的可冒性，為“崩、冒”耦合處理近礦體小空區(qū)提供了前提條件。

（2）誘導冒落區(qū)礦體遵循拱形冒落形式，依據(jù)上盤繞道擴寬爆破后的空區(qū)實際尺寸，分析其引起的冒落高度值，確定擴寬爆破時的崩礦高度，可達到“崩、冒”耦合效果。

（3）根據(jù)出礦量估算的“崩、冒”高度總值接近崩礦高度，正排炮孔回采驗證表明塊度均勻，滿足了補償空間的要求，達到了有效處理小空區(qū)的目的。

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