摘要：作为不可再生资源的金属矿，主要是应用于工业生产中，是国家的重要资源，对其开采显得格外重视。金属矿的开采方式是多种多样的，地下开采作业环境复杂，不可预估问题多。本文对无底柱分段崩落采矿方法在破碎围岩缓倾斜中厚矿体中的应用分析探讨。
关键词：支护；缓倾斜中厚矿体；中深孔；采矿；
无底柱分段崩落采矿方法通常适用条件：允许地表崩落是使用的首要条件；要求矿体上部无较大的水体和流砂，若有，必须给予特殊处理；矿石不结块，不自然；多用于开采中等价值以下的矿石和品位不高的矿石；矿石稳固或中等稳固，上盘围岩不稳固（可自然冒落）的厚大矿体；急倾斜厚矿体或缓倾斜极厚矿体。本文探讨无底柱分段崩落采矿方法在破碎围岩缓倾斜中厚矿体中的应用。
一．地质概况
矿区出露地层比较单一，上太古界色尔腾山群分布广泛，主要岩性为斜长片麻岩类，其间夹鞍山式磁铁矿层及少量绿泥片岩、角闪岩夹层。由于地层普遍经受不同程度的混合岩化作用，区域内又形成一些混合杂岩，如均质混合岩，条带状混合岩等。
1.下部角闪斜长片麻岩：是本区的主要含矿层位，局部夹薄层绢云绿泥片岩、斜长角闪岩、角闪岩，矿区西部有少量斜长片麻岩分布。角闪斜长片麻岩是矿区常见岩石，不均匀粒状花岗变晶结构，片麻状构造，石英含量20～40%，斜长石20～40%，黑云母及角闪石10～15%，呈北西向延伸。
绢云绿泥片岩呈薄层状产出，与角闪斜长片麻岩呈渐变关系，其中绢云母、绿泥石含量占9０～95%。斜长片麻岩多分布在矿区西部，呈透镜状或不规则状产出，宽20～50m，最宽达100m。角闪岩分布在矿区西南及Ⅶ—Ⅸ线南部，呈似层状或不规则状产出，与角闪斜长片麻岩呈渐变关系。
2.中部斜长片麻岩，该层厚10～45m，向西厚度渐变薄。岩石特征是暗色矿物含量很少，以斜长石，石英为主，局部含钾长石，与角闪斜长片麻岩呈现渐变关系，多由混合岩化作用形成。
3.上部角闪斜长片麻岩，该层厚20～120m，以角闪斜长片麻岩为主，东部有少量斜长片麻岩分布。
上述片麻岩普遍经受不同程度的混合岩化作用，以顺层混合岩化为主，花岗质脉体呈条带状、条纹状、眼球状构造。钾长石交代斜长石，呈变余交代结构。局部混合岩化强烈地段形成混合花岗岩。
矿区混合岩化程度南强北弱，这种变化趋势可能是在区域混合岩化作用的基础上，又由于南部中粒钾长花岗岩的影响，迭加边缘混合岩化作用所致。
中元古界渣尔泰山群，分布在矿区西北角，厚度15～65m，与上太古界色尔腾山群片麻岩呈断层或不整合接触，接触带有3～10m的破碎带及断层角砾岩。岩性为石英岩，中—细粒结构，以石英为主，少量长石，尚有磁铁矿、赤铁矿等。
第四系沉积物，黄土及残坡积物分布于沟谷两侧的缓坡，厚度0～15m。冲积洪积层分布在山间沟谷中，由砂砾石组成是区内的主要含水层，厚度0.7～7.71m。
矿区总体构造为走向N60～70°W，倾向NE，倾角50～85°的单斜构造。矿区内较大断层按其分布方向，分为两组：一组走向N60～70°W，倾向北东，倾角55～80°；另一组走向为N40～60°E，倾向NW或SE，倾角40～82°，前者与地层产状一致，具层间滑动性质，钻孔所见矿层及顶底板围岩强烈糜棱岩化、片理化。
矿体形态较为复杂，沿走向呈似层状，沿倾向呈上大下小的楔状，部分地区有变化且变化多样，构造发育，矿体不连续。走向N60～70°W，倾向NE，倾角40～75°，倾角地表较陡向下变缓，以6～（14-1）线间厚度最大，两端逐渐变薄甚至尖灭。沿倾斜方向以矿体的中深部厚度最大，向下逐渐变薄至尖灭。矿体主要层位是在斜长片麻岩乌拉山群。主岩岩性为角闪（黑云）斜长片麻岩、大理岩、柘榴石黑云斜长片麻岩、长石石英砂岩及变粒岩等，其原岩为一套巨厚的粘土质、半粘土质岩及长石石英砂岩、碳酸盐岩等组成。矿体与围岩呈现断层接触关系，混合岩化作用明显，不整合接触带发育，围岩主要为脉状填充方式，层位同矿体基本一致，对采矿工程有指导意义，深部矿体伴有少量钾长石夹岩存在。
受上色尔腾山群影响，矿体构造发育，多为中小型断层，断距在50～80米之间。节理和小型断层错综复杂，整体性较差，破碎带密布，矿体工程地质条件较为复杂。
二、采准工程
1.采准设计说明
中段高度50m，分段高度16m，矿体厚度在20-30m，沿矿体走向布置两条近似平行凿岩巷，由于未进行生产探矿，对矿岩边界不是清楚，下盘凿岩巷沿矿体下盘布置自由巷，边探矿边施工。上盘凿岩巷依据下盘凿岩巷相对位置确定。巷道采用规格2.8*2.8m的三心拱，在凿岩巷的端部（矿体厚大部位）布置2*2*13.2m的切割井，切割巷道的规格和凿岩巷相同。在凿岩巷适当位置布置通风井，在采区斜坡道入段联巷处布置溜井。如图1-1：采准工程及排位设计图
采准工程及排位设计图1-1
支护图片1-2
2.施工难度分析及解决方法
由于未进行生产探矿，对矿岩边界不是清楚，上盘凿岩巷布置在矿体中可以常规方法进行掘支施工。下盘凿岩巷沿矿体下盘布置自由巷，边探矿边施工。下盘凿岩巷多数处在矿岩交接带，岩石破碎，跨冒严重锚网支护难以实施，岩石破碎对钻机钎杆夹制性强，施工困难，即使钻孔成型注入锚杆时也存在较大难度，极其破碎锚网喷砼支护效果不理想，经过研究对比后来采用超前导管+充填物+网片+钢拱架+喷浆这种联合支护方式，这种联合支护方式的应用成功的解决了巷道掘支的问题。为顺利完成凿岩巷道掘支及后续采矿工作提供了保障。如图1-2：支护图片
3.采准工程施工方法及技术质量要求
平巷掘进采用全断面凿岩，一次成巷施工方法。
1）布孔：平巷掘进面的炮孔按其位置和作用分为掏槽孔、辅助孔和周边孔，周边孔又分为顶孔、底孔和边孔。
掏槽眼采用桶形直线掏槽。掏槽孔深2.2m，比其它炮孔深0.2m。
周边孔的帮、顶孔在巷道轮廓线外边开眼，孔距取0.5m～0.6m，眼孔略向外倾斜3～5°，周边孔深度为2.0m。
辅助孔介于掏槽孔与周边孔之间，孔间距以0.5-0.7m为宜。辅助孔深度同样取2.0m。
2）凿岩：采用YT28气腿式凿岩机凿岩，钻杆采用φ22mm中空六角成品钎杆，L=2500mm，φ42mm一字型合金钻头。施工人员按设计尺寸标出开挖轮廓线及各炮孔位置；各炮孔除掏槽眼外，均钻到同一水平面上。
3）装药：选用φ32mm*200mm*150g乳化炸药，雷管选用全塑非电半秒延期导爆管雷管。
4）联线起爆网路：采用非电全塑导爆管起爆网路，导爆管雷管采用簇联式。作业面炮孔起爆导爆管按邻近分为五个区域，每个区域导爆管雷管簇联成一把，共三至五把，每把导爆管雷管簇联绑扎在2发一级传爆雷管上。一级传爆雷管簇联绑扎在1发二级传爆雷管上，二级传爆雷管接起爆电缆，起爆电缆引至巷道安全位置处，经起爆器激发起爆。
5）爆破：各类炮眼采用半秒微差爆破，非电导爆雷管起爆，远程电子引爆机引爆。
4.技术质量保证措施
1）编写作业指导书，强化质量培训，组织施工人员学习操作规程和质量标准。
2）要做好各项记录和原始检查记录，各种技术资料的收集整理工作，确保资料完整、及时、客观、准确，做到资料整理与工程进度同步。
3）施工前，进行详细的技术交底，施工人员应严格按规程、规范和技术交底进行施工。
4）强化工序管理，完善质量监督、检查体系。坚持班组自检、交接班互检和质检人员专检制度，各道工序都要树立下道工序就是用户和对用户高度负责的思想。
5）施工过程中严把“三关”。一是图纸关，用于现场施工的图纸必须经过严格审核，二是测量关，保证测量放线准确无误，符合设计要求，三是严把试验关，杜绝不合格材料及半成品进入工程实体。
6）认真贯彻执行国家有关质量的方针、政策和法令，全面推行质量管理体系，积极开展QC小组活动。
7）坚持质量“三检”（即班组自检、交接班互检、质检人员专检）和工序交接检制度，完善质量监督、检查体系。
8）严把原材料质量关，材料要有合格证，执行材料进场复检制度。
9）测量技术人员要及时给出巷道中腰线，中线每组间隔不超过30m，腰线每组间隔不超过15m。
10）巷道局部规格不符合设计要求的，及时处理至设计规格，确保巷道质量。
三、中深孔工程
1、中深孔设计
根据采场矿体岩的硬度系数f及最小抵抗线W及炮孔孔径d等参数，孔底距取2.2m～2.5 m；排间距取2.0～2.5m；如图1-1：采准工程及排位设计图。
2、施工难点分析及解决方法
因下盘凿岩巷布置在矿岩交接带，下盘凿岩巷施工的过程中由于掌子面处在矿岩交接带，岩石破碎，采用超前导管+充填物+网片+钢拱架+喷浆联合支护方式。因顶板是由钢拱架、网片、充填物、超前导管，交接带的破碎围岩组成，这些介质都严重制约了中孔施工，难以完成中深孔作业。给矿石回采造成了不可逾越的障碍。经过多次研究讨论对比在上盘凿岩巷内一次施工两条凿岩巷担负的中孔量是可行的。最终采取了此方案，合理避开下盘顶盘处的不良介质。如图：1-3炮孔布置图
3、中深孔施工技术质量要求
排距允许误差不得超过±50mm，排面垂直度、排位方位角度、炮孔角度允许误差不得超过±1度，炮孔深度不得小于设计深度，不得超过设计深度200mm及以上。
开孔时须小给压、轻推进；开孔后，钻进100mm左右必须检查矫正孔的方位和角度，保证孔口3m范围内孔壁光滑；记清孔内钻杆根数；每施工完一个孔须用风和水将孔内岩粉冲洗干净；发生故障时当班处理完毕，确实处理不完时要给接班人员交待清楚；由于各种原因，现场无法施工时，必须征得技术部门的解决方案后执行，不得更改设计，不得自作主张；填写岩粉记录要在现场准确进行填写，排位和孔号填写必须与设计相符；施工过程中，测量人员所放设的排位线应尽量保留，以备将来复查炮孔时使用，不得故意将排位线破坏。
四、爆破工程
每次爆破1~2排，采用孔内分段复试起爆，每个孔装一枚带两发相应段别导爆管雷管的起爆具，孔外各次连接管均采用一段导爆管雷管。
地震波、冲击波影响范围：
R地=（k/v）1/α×Qm
R冲=K冲×
k为与介质性质、爆破方法等因素有关的系数，取k=250；
v为爆破振动的质点安全振速，cm/s，根据该处岩石情况取v=20；
α为地震波衰减指数，取α=1.8；
Q为最大一响炸药量，Kg；
m为炸药指数，取1/3；
K冲为与爆破作用指数和破坏状态有关的系数，取K冲=5；
R地为爆破地震安全距离，m；
R冲为冲击波影响半径，m；
R地1=（k/v）1/α×Qm
R冲1=K冲×
通风时间及爆破通风时间的计算采用如下公式：
Q=25.5×
×÷15
T=Q÷（3600×vs）
式中：Q：爆破产生的气体量，m3；
A炸药总量，公斤；
V被爆矿岩体积，m3；
v为实测风速，m/秒；
s为有效通风断面，m2；
T通风时间，小时。
Q1=25.5×
×÷15
T1=Q1÷（3600×vs）
炮孔布置图1-3
五、出矿
采用2m³铲运机出矿至就近溜井，然后通过溜井底部放矿机放矿到矿车中，由电机车牵引至主溜井翻矿台，最后经主井提升至地表。
1、矿石质量保证措施
1）加强地质管理工作，保证所圈定的矿体准确无误；
2）地质人员进行刻槽取样对矿体界线及地质品位重新确认；
3）加强矿石取样、化验工作，范围要面面俱到；
4）配备先进、灵敏的化验设备，保证矿石化验数据的准确性；
5）爆破后采用爆堆取样进行品位化验，据此指导出矿配矿工作；
6）技术人员按重新圈定的矿体边界进行采矿设计；
7）凿岩作业时对炮孔岩粉进行取样化验，确定合理的爆破作业方案；
8）加强矿山岩体力学的研究工作，保证顶板的稳定，使矿山生产的各项工作均建立在科学基础之上；
9）采用科学的爆破方法，采用斜孔、半截孔、矿岩分爆等技术控制岩石混入，降低贫化率；
10）矿岩分界线处加强取样化验工作以确定合理的矿岩分装界限；
11）制定品位考核制度，以经济手段增强岗位人员的责任意识；
12）采用微差爆破方法，合理布孔，控制爆破质量；采用小孔径、小抵抗线爆破技术降低大块产出率；
13）实行孔中或孔底间隔装药等方法，严格控制爆破效果；
14）对炮孔深度、角度及孔间距进行严格的质量验收；
15）制定严格的矿石块度管理考核制度，以经济手段增强岗位人员的责任意识，控制大块产生；
六、主要技术创新点
1、沿矿体下盘施工自由凿岩巷，通过紧跟矿体边界减少了因矿体边界不清楚而造成损失贫化；
2、利用一条凿岩巷施工两条凿岩巷应该负担的中孔量；
3、下盘凿岩巷因支护虽不能施工中深孔，但是仍可以作为出矿巷道；
七、取得的主要成果和使用前景
通过沿矿体下盘施工自由凿岩巷，紧跟矿体边界，减少了因矿体边界不清楚而造成损失贫化；
利用上盘凿岩巷施工两条凿岩巷应该负担的中孔，解决不适合垂直走向布置凿岩巷道，沿走向布置一条巷道又无法达到回采宽度要求，沿走向布置两条近似平行巷道下盘巷道又无法施工中深孔的一系列问题。
国内贫矿相对较多，对于类似矿山开采可以推广使用，贫富兼采，最大可能的回收资源，具有较大的推广前景。
参考文献：
[1]王运敏主编的《现代采矿手册》冶金工业出版社
[2]王旭光主编的《爆破手册》冶金工业出版社
论文作者:泮志亮
论文发表刊物:《基层建设》2019年第8期
论文发表时间:2019/6/19
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