范順剛 姜永恒 嚴 碩 聞博宇 任玉東

(1.云南黃金有限責任公司鎮(zhèn)沅分公司；2.長春黃金研究院有限公司)

緩傾斜薄礦體在我國金屬礦山中占有較大的比例，該類礦體由于傾角較小[1]，采場爆破的礦石不能借助自身重力運送到采場底部，需進行機械或人工運搬[2]。緩傾斜礦體的采場水平面積大，頂板管理困難，給生產(chǎn)帶來重大安全隱患，由于礦體較薄，所需的巷道較多，進而造成采切比較大，采礦直接成本高；同時，礦巖穩(wěn)固性較差，在回采過程中需要對頂板進行維護，在爆破中極易造成礦石的損失和貧化。因此，安全、高效開采緩傾斜破碎薄礦體對礦山的長遠發(fā)展具有重大意義。

1 工程概況

貴州某金礦礦體產(chǎn)于深部龍?zhí)督M地層之間破碎含金蝕變帶中，礦體產(chǎn)狀與巖層產(chǎn)狀基本一致，呈似層狀、鞍狀近水平產(chǎn)出，遠離背斜軸部則礦體消失，習稱樓下礦。按產(chǎn)出位置及垂向分布關系圈出6條工業(yè)礦體。其中，Ⅲ#、Ⅳ#、Ⅴ#3條礦體的平均品位較高，另外3條礦體的平均品位均低于5 g/t。Ⅲ#礦體較連續(xù)，平均產(chǎn)狀為169°∠25°，下盤為三疊系夜郎組地層(T1y1-1灰白色條帶狀粉砂巖)，上盤為二疊系大隆組地層(P3d灰黑色黏土巖)，節(jié)理、揉曲發(fā)育，具黃鐵礦化、方解石化、硅化，礦化不均勻。方解石呈細脈狀出現(xiàn)，黃鐵礦呈星點狀出現(xiàn)。Ⅲ#礦體平均厚約2.5 m，平均品位為2.68 g/t，礦體密度為2.87 t/m3，傾角平均為20°～35°，礦巖較為破碎，屬于難采礦體。

2 采礦方法比選

針對礦體的賦存狀態(tài)和礦山的實際生產(chǎn)情況，為了有效維護采場上盤圍巖，選取3種適合的采礦方法：錨桿護頂短壁式全面法、超前長錨索支護“V”形工作面推進全面法、液壓支柱護頂壁式崩落法。

2.1 錨桿護頂短壁式全面法

錨桿護頂短壁式全面法適用于緩傾斜薄礦體，礦體垂直厚度一般小于4 m，傾角小于35°。沿傾斜分成3個小分段，分段之間留有一定的礦壁，礦石回采后采用樹脂錨桿護頂，分段中崩落的礦石通過電耙巷道耙至溜井中，由溜井裝車沿著穿脈運輸巷道運出，采礦方法見圖1。

圖1 錨桿護頂短壁式全面法(單位：m)

采切工程長336 m，掘進工程量為1 626.24 m3，礦塊地質礦量約為22 750 t，礦塊實際采出量約為21 862 t，采切比為15.37 m/kt。采場生產(chǎn)能力為50 t/d，礦石損失率為11.43%，礦石貧化率為8.5%?；夭勺鳂I(yè)成本見表1。

表1 錨桿護頂短壁式全面采礦法回采作業(yè)成本

采切工程平均每米直接成本3 000元，分攤到每噸采出礦石的費用為46.11元，則采礦直接成本為85.84元/t。

2.2 超前長錨索支護“V”形工作面推進全面法

針對頂板圍巖成層狀，上部圍巖較為破碎的緩傾斜薄礦體在回采過程中原巖應力受到擾動后頂板層狀圍巖大范圍脫落導致礦石出現(xiàn)貧化大的情況，在原有全面采礦法基礎上改進。在礦塊回采前通過切割上山向礦體和上部圍巖打超前長錨索進行支護，以保證礦石回采后頂板圍巖不隨礦石而脫落。該方法應用于開采礦體厚度不大于5 m，礦體傾角為15°～30°的緩傾斜薄礦體，采礦方法見圖2。

圖2 超前長錨索支護“V”形工作面推進全面法(單位：m)

超前長錨索支護“V”形工作面推進全面法采切工程長280 m，掘進工程量為1 869.7 m3，礦塊地質礦量約為22 750 t，礦塊設計采出礦石量約為21 275.3 t，采切比為13.16 m/kt。采場生產(chǎn)能力為80 t/d，礦石損失率為12.6%，礦石貧化率為7%?；夭勺鳂I(yè)成本見表2。

表2 超前長錨索支護“V”形工作面推進全面法回采作業(yè)成本

采切工程平均每米直接成本3 000元，分攤到每噸采出礦石的費用為39.48元/t，則采礦直接成本為89.86元/t。

2.3 液壓支柱護頂壁式崩落法

液壓支柱護頂壁式崩落法是由普通壁式崩落法改進的。普通方法工作面支架一般采用木柱支護，回收困難，不能重復使用，而新方法采用液壓支柱護頂[3]，在工作面推進的過程中回收，可多次重復使用[4]，采礦方法見圖3。

圖3 液壓支柱護頂壁式崩落法(單位：m)

液壓支柱護頂壁式崩落法采切工程長76 m，掘進工程量為367.9 m3，礦塊地質礦量約為22 740 t，預計采出礦量為21 847.5 t，采切比為3.48 m/kt。采場生產(chǎn)能力為80 t/d，礦石損失率為10.5%，礦石貧化率為8%?；夭勺鳂I(yè)成本見表3。

表3 液壓支柱護頂壁式崩落法回采作業(yè)成本

采切工程平均每米掘進成本加上支護成本約3 000元，分攤到每噸采出礦石的費用為10.44元，則采礦直接成本為44.71元/t。

2.4 采礦方案對比選擇

錨桿護頂短壁式全面法(方法一)、超前長錨索支護“V”形工作面推進全面法(方法二)、液壓支柱護頂壁式崩落法(方法三)技術經(jīng)濟指標綜合對比分析見表4。

表4 主要技術經(jīng)濟指標

由表4可知，方法一工藝相對較簡單，但需要水平分段進行回采，采切工程量較大，每一分段需要留頂柱，礦石損失較大，需要使用錨桿護頂，綜合回采成本較高；方法二采礦工藝簡單，工人勞動強度較低，但需要對采場頂板進行超前錨索支護，支護工藝較復雜，采礦綜合成本高；方法三回采工藝相對較復雜，需要在采場內(nèi)搬運液壓支柱，但采切工程量較少，采礦損失率較低，液壓支柱可以回收再利用，回采綜合成本較低。綜上分析比較各方法優(yōu)越性，方法三>方法二>方法一。故選擇液壓支柱護頂壁式崩落法對礦體進行回采。

3 工程應用

3.1 礦塊結構參數(shù)

針對1 340 m中段67～71勘探線Ⅲ#礦體769采場，采用液壓支柱護頂壁式崩落法進行回采。礦塊沿走向長45 m，斜長約50 m，高度為礦體厚度，約為2.5 m，礦體傾角約為22°，采場沿斜長呈分段布置，上分段斜長35 m，下分段斜長15 m，兼作底柱，當上分段回采結束后，再進行底柱的回收。

3.2 采切工程

采準切割工程包括人行通風上山、電耙洞室、裝礦上山、切割巷道。首先在71勘探線內(nèi)向東沿著礦體掘進769III沿脈運輸巷道，東沿脈掘進至67勘探線；再在71勘探線和67勘探線處掘進人行通風上山與上中段巷道貫通，保證通風順暢，并兼作探礦上山；最后在71勘探線穿脈巷道內(nèi)向東掘進裝礦上山，并與769Ⅲ-1上山貫通，沿著礦體底板向東掘進切割巷道，并與769Ⅲ-2上山貫通，在切割巷道內(nèi)掘進電耙硐室，完成整個采場的采切工程。采切設計見圖4，采切工程量見表5。

圖4 769-Ⅲ采場采切設計

表5 769-Ⅲ采場采切工程量

3.3 回采工藝

礦塊整體沿礦體走向從一側向另一側進行條帶式、后退式回采，在每一條條帶內(nèi)沿礦體傾向方向進行逆傾斜回采，確保工人在液壓支柱支護范圍內(nèi)安全作業(yè)。

3.3.1 鑿巖爆破

切割巷道掘進完成后，首先對切割巷道和人行通風上山進行壓頂和起底作業(yè)，將礦體頂?shù)装逋耆衣逗笤俨傻V。先以切割巷道為自由面，回采出一定空間，利用液壓支柱支護，留出作業(yè)空間，再采用YT-28型氣腿式鑿巖機鉆鑿水平炮孔?；夭蓵r為了減小液壓支柱及鋼梁之間的暴露面積，鉆孔的有效長度為1.8～2 m，每次爆破5～7排，靠近頂板的一排炮孔距頂板保持0.3～0.5 m。

爆破采用2#巖石乳化炸藥，靠近頂板的一排炮孔使用φ28 mm乳化炸藥，不耦合裝藥，其余炮孔使用φ32 mm乳化炸藥，非電導爆管雷管排內(nèi)、排間微差順序起爆，每排炮孔首先起爆中間1～2個炮孔，然后起爆靠近頂?shù)装迮诳?。最小抵抗線為1 m，孔距為1～1.2 m，孔深1.8～2.0 m，每次爆破5～7排。采用控制爆破保證護頂層。

3.3.2 采場通風

采場設置局扇，將風流引入工作面，污風從上部壁柱的通風聯(lián)巷及崩落的巖石堆回風。新鮮風流在系統(tǒng)壓差的作用下由1 340 m中段71勘探線進入，從礦房一側的人行通風上山經(jīng)切割巷道進入采場，清洗作業(yè)面后，污風經(jīng)爆堆及放頂后的巖石堆進入1 365 m中段沿脈巷道，隨系統(tǒng)回風排出地表。由于采場通風為爆堆和巖石堆通風，效果不好，采用局扇加強通風。

3.3.3 采場出礦

每次采場落礦后，先采用30 kW電耙將礦石從傾斜工作面運送到切割巷道中，再采用30 kW電耙沿切割巷道耙至裝礦上山進行裝車。在電耙懸掛過程中注意操作安全，采場內(nèi)需要將電耙滑輪懸掛在掌子面處，切割巷道內(nèi)沿著巷道邊幫，將滑輪懸掛在切割巷道下側邊幫上。工作面耙礦過程中控制電耙運行的位置，使電耙盡量緊貼礦壁耙礦，以防止電耙耙礦過程中刮碰到液壓支柱。在對靠近液壓支護一側的礦石進行出礦時，控制電耙的運行速度，當?shù)V柱之間的礦石無法使用電耙出礦時，進行人工處理，減少礦石損失。

3.3.4 頂板管理與支護3.3.4.1 支 護

為了最大限度回收礦石，減少礦石的損失率和貧化率，同時保證采場作業(yè)安全，采用單體外注式液壓支柱及鋼梁支撐頂板，局部破碎應力集中區(qū)域采用錨網(wǎng)護頂。

根據(jù)礦巖條件并結合其他礦山經(jīng)驗，確定液壓支柱離工作面支護2排，間距為2 m，排距為1.5 m。液壓支柱采用交叉布置形式，頂梁使用液壓支柱配套鋼梁，單根頂梁長1.2 m，頂梁之間采用鉸連接[5]。在采場爆破前，采用廢棄皮帶和稻草簾子等對鄰近的液壓支柱適當保護，以防止因爆破飛石、電耙運行中的撞擊等造成液壓支柱卸壓，降低支護強度。

3.3.4.2 回收支柱及放頂

當回采工作面推進到規(guī)定的懸頂距時，一般2～3條條帶后，此時控頂距達到4～6 m，暫時停止回采，進行放頂及回收液壓支柱。在放頂區(qū)內(nèi)回收支柱，采用安裝在切割巷道電耙硐室內(nèi)的回柱絞車回收支柱，絞車功率為15～20 kW，鋼繩直徑為20～30 mm，平均牽引速度為8～10 mm/s?；刂樞蚴茄貎A斜方向自上而下，沿走向方向先遠后近。放頂區(qū)回柱后，頂板以切頂支柱為界自然冒落，如頂板不能及時自然冒落，則應預先在切頂支柱外0.5 m處逆推進方向打一排傾角約為60°的炮孔，孔深1.8～2 m，裝藥爆破，強制崩落頂板[6]。

3.4 應用效果

每次保證采場內(nèi)有2排液壓支柱支撐頂板，在放頂區(qū)內(nèi)直接對液壓支柱進行回收后，讓其自然冒落。液壓支柱的支護強度平均可以達到15 MPa，液壓支護對頂板提供了足夠的支撐力，防止頂板發(fā)生沉降、垮落。采場平均生產(chǎn)能力達到80～90 t/d，損失率為9.2%，貧化率為7.8%，現(xiàn)場應用效果較好。現(xiàn)場實施見圖5。

圖5 液壓支柱護頂現(xiàn)場

4 結 論

(1)通過對初選的3種技術方案進行綜合對比分析，確定采用液壓支柱護頂壁式崩落法對緩傾斜破碎薄礦脈進行開采。

(2)通過對液壓支柱護頂壁式崩落法進行回采試驗，液壓支柱對頂板的支撐強度可達15 MPa，安全有效支撐采場頂板，采場平均生產(chǎn)能力達到80～90 t/d，損失率為9.2%，貧化率為7.8%。

(3)通過采用液壓支柱護頂壁式崩落法對1 340 m中段769-Ⅲ采場緩傾斜破碎薄礦體進行回采，提高了采場生產(chǎn)能力，降低了采礦綜合成本，保證了工人作業(yè)安全。