劉樹新 邢杰 宋德林 張娣 高旺

摘要：賦存于構(gòu)造蝕變破碎帶中的薄及中厚復(fù)雜傾斜礦體，具有蝕變較強，近礦圍巖破碎，穩(wěn)固性差等特點。針對白音哈爾礦的開采條件選擇分段留礦崩落采礦法開采。根據(jù)隨機介質(zhì)放礦理論對礦體流動參數(shù)進行了試驗測試與計算，結(jié)合放礦相似模擬試驗對采場結(jié)構(gòu)參數(shù)進行了分析。在巖石力學(xué)試驗和現(xiàn)場結(jié)構(gòu)面調(diào)查基礎(chǔ)上，對破碎巖體質(zhì)量指標(biāo)進行了評價和巖體力學(xué)參數(shù)分析，并對回采巷道支護效果進行了數(shù)值模擬。結(jié)果表明：采用分段留礦崩落采礦法開采時，回采炮孔最小邊孔角選擇45°，分段高度13m時崩礦步距為2m;回采時應(yīng)逐分段回采，避免多分段同時開采。研究結(jié)果可為白音哈爾礦安全高效開采提供理論支撐。

關(guān)鍵詞：薄及中厚礦體;傾斜礦體;破碎帶;分段留礦崩落采礦法;隨機介質(zhì)放礦理論;采場結(jié)構(gòu)參數(shù)

中圖分類號：TD353文獻標(biāo)志碼：A開放科學(xué)（資源服務(wù)）標(biāo)識碼（OSID）：

文章編號：1001-1277（2021）03-0037-06doi：10.11792/hj20210307

引言

薄及中厚破碎傾斜礦體是金屬礦山的難采礦體之一，由于采準(zhǔn)工程難以形成或形成后塌冒嚴(yán)重等，導(dǎo)致采場事故率高，采礦損失貧化大[1-2]。蘇尼特金曦黃金礦業(yè)有限責(zé)任公司白音哈爾礦（下稱“白音哈爾礦”）2號礦脈屬于薄及中厚破碎傾斜礦體，該礦體賦存標(biāo)高911～1257m（地表標(biāo)高1300～1400m），傾角57.0°～63.0°，平均傾角60.2°;1120m以上平均水平厚度1.80m，金平均品位3.83g/t;1120m以下，平均水平厚度4.00m，金平均品位6.86g/t。礦體產(chǎn)于二疊紀(jì)石英閃長巖的構(gòu)造破碎帶中，頂?shù)装鍑鷰r為二疊紀(jì)石英閃長巖，蝕變較強，近礦圍巖破碎強烈，大部分呈疏松土狀，穩(wěn)固性極差，破碎帶平均厚度5.51m。對于上部薄礦體，礦山采用淺孔留礦采礦法開采，而下部礦體開采時巷道冒落事故頻發(fā)，安全性差，巷道利用率低，亟需一種安全性好且適合破碎礦體開采的采礦方法。本文在對比目前該類礦體開采方法的基礎(chǔ)上，結(jié)合白音哈爾礦開采條件選取了分段留礦崩落采礦法作為下部礦體的開采方法，并根據(jù)放礦相似模擬試驗結(jié)果對采場結(jié)構(gòu)參數(shù)和回采方式進行了確定，同時制定了巷道支護措施并對回采巷道支護進行了數(shù)值模擬，以期為白音哈爾礦薄及中厚破碎傾斜礦體的安全高效回采提供理論支撐。

1采礦方法選擇

礦體屬薄及中厚破碎傾斜礦體，賦存于北東向構(gòu)造蝕變破碎帶中，近礦圍巖破碎，穩(wěn)固性差，根據(jù)國內(nèi)外該類破碎礦床開采技術(shù)現(xiàn)狀調(diào)查[3-6]，除上向水平分層充填采礦法外，部分礦山采用靜態(tài)留礦采礦法和低分段鑿巖階段空場采礦法開采。在充分考慮安全開采和節(jié)約采礦成本的基礎(chǔ)上，根據(jù)目前相關(guān)采礦方法的應(yīng)用情況、破碎礦體開采的技術(shù)難題及礦山生產(chǎn)組織管理現(xiàn)狀，針對該礦山破碎難采傾斜中厚礦體提出了7種可行的采礦方案，相關(guān)采礦方法及主要技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)見表1。

由于礦區(qū)周邊不具備充填料供應(yīng)條件，無法建立充填料生產(chǎn)系統(tǒng)，因此將充填采礦法方案排除。綜合考慮安全性及采場生產(chǎn)能力、采礦損失貧化、采切比等關(guān)鍵指標(biāo)，方案七——分段留礦崩落采礦法相對較優(yōu)。

2分段留礦崩落采礦法

采場沿礦體走向布置，按一定分段高度劃分若干回采分段，沿礦體下盤在礦體內(nèi)掘進鑿巖巷，在最低分段水平下盤施工出礦進路，與鑿巖巷貫通。各分段水平通過下盤脈外設(shè)備井連接，排險支護在落礦的脈內(nèi)巷內(nèi)進行，鏟運機階段出礦，依次將上分段礦石全部崩落，礦石充滿整個分段采場，部分暫不出礦，下分段回采方式與上分段相同，礦石崩落后，通過下分段出礦進路將整個階段礦石全部運出。如此，既對采場上部圍巖起到誘導(dǎo)冒落作用，又能對圍巖產(chǎn)生一定的支撐作用，同時也可減弱空場下礦巖冒落產(chǎn)生沖擊地壓的危害，在覆巖下放礦。分段留礦崩落采礦法見圖1。

2.1散體流動參數(shù)測定及采場結(jié)構(gòu)參數(shù)

放出體形態(tài)試驗是研究礦石散體移動規(guī)律的重要手段，可用來確定散體流動參數(shù)，以優(yōu)化采場結(jié)構(gòu)參數(shù)。根據(jù)放出體定義，達孔量的等值面即為放出體的外表面，測定散體堆體內(nèi)達孔量場，就可以繪制放出體的形態(tài)。在放礦試驗?zāi)Ｐ停ㄒ妶D2）中，逐層（間隔5cm）放置標(biāo)志顆粒，每一層借助定位板固定標(biāo)志顆粒的位置，由達孔量曲線確定每一層面達孔量相等的點，將這些點用光滑曲線連接起來，便可得放出體的縱剖面形態(tài)。如此繪制每個方位的放出體縱剖面圖，再由這些縱剖面圖繪制橫剖面圖，即可完整地揭示放出體形態(tài)。

由試驗所得達孔量曲線確定的放出體形態(tài)見圖3。

根據(jù)隨機介質(zhì)放礦理論，端部出礦時，由于出礦口有效流動尺寸與端壁面的雙重影響，沿進路方向與重直進路方向的散體流動參數(shù)值不等，此時放出體曲面方程[7]為：

y 2β1z α1+（x-Kz α/2） 2βz α1=（ω+1）ln（h/z）（1）

式中：ω=（α+α1）/2;h為放出體高度（m）;x為放出體高度方向坐標(biāo);y為放出體水平方向坐標(biāo);z為崩礦步距（m）;α、β為沿進路方向的散體流動參數(shù);α1、β1為垂直進路方向的散體流動參數(shù);K為壁面影響系數(shù)。

根據(jù)式（1）對圖3放出體回歸擬合，可得端部放礦的散體流動參數(shù)值：沿進路方向α=1.5905，β=0.1939;垂直進路方向α1=1.1613，β1=0.3627;壁面影響系數(shù)K=0.0841;放出體流軸與端壁的夾角（θ）為5°。α<1/ln2，α1>1/ln2，表明沿進路方向放出體下部較寬、上部較窄。采用低貧化放礦方式時，h=13m的進路間距合理值為12.2～13.4m，當(dāng)分段高度變化時，需根據(jù)散體流動特性適當(dāng)調(diào)整出礦進路的間距。根據(jù)礦石流動性，礦體開采時回采炮孔最小邊孔角選擇45°，計算得出分段高度13m時崩礦步距為2m。

2.2放礦相似模擬試驗及回采方式

模型按1∶50的比例進行設(shè)計，主要由以下幾部分組成：框架、炮孔邊孔角擋板、步距插板及回采進路（見圖4）。模型有2個出礦口，每個出礦口對應(yīng)的進路分為18個步距，它的內(nèi)部空間由前后兩側(cè)的板、上下盤邊壁和底部整平板合圍而成。上盤側(cè)板按預(yù)先設(shè)計切細(xì)縫，插入薄鋼板作為步距插板。進路口上方留有細(xì)縫，插入薄鋼板作為進路擋板。將礦巖破碎篩分后，根據(jù)所示的礦石級配數(shù)據(jù)確定試驗所需的最大礦石量和廢石量，試驗前保證模型底板水平，先裝下分段礦石，裝填前，將下分段進路放好并按要求將設(shè)計的步距插板插入。在裝填過程中，先稱量裝入步距內(nèi)的礦石，并記錄其質(zhì)量。待下分段礦石裝滿后，安裝上分段可拆卸的進路，并插入進路蓋板和上分段步距插板。將上分段礦石裝至提前標(biāo)記的高度后，再裝入廢石。根據(jù)上下分段放礦的順序，設(shè)置了不同工況下的放礦模擬試驗，對僅由一個分段放礦和上下分段在不同錯開步距下開采的礦石回采率數(shù)據(jù)結(jié)果整理對比，結(jié)果見圖5～7。

通過數(shù)據(jù)分析對比可知：僅由一個分段放礦時，分段高度20m比分段高度40m的礦石回采率明顯增加，平均增加了20百分點，廢石混入率明顯降低，平均降低了6百分點;可見小分段高度回采指標(biāo)要優(yōu)于大分段高度，因此適宜采用小分段高度進行回采。當(dāng)上下分段錯開不同的步距同時開采時，隨著上下分段錯開步距的變小，上、下分段礦石回采率均降低，廢石混入率均升高，而且對下分段的礦石回采率與廢石混入率的影響更為顯著，表明上下分段相錯間距越小，廢石引入下分段速度越快，致使下分段廢石混入率越高，礦石回采率越低;和僅由上分段放礦對比，當(dāng)上下分段錯開不同的步距同時開采時，上分段礦石回采率和下分段礦石回采率均有所降低，但上下分段廢石混入率變化不明顯。因此，回采時應(yīng)逐分段回采，避免多分段同時開采。

3巷道支護模擬

礦體頂?shù)装逦g變較強，近礦圍巖破碎強烈，大部分呈疏松土狀，穩(wěn)固性極差，對位于礦體中的巷道采用頂板注漿加固和錨桿支護，并配合金屬網(wǎng)與拱形支架的支護方式。在巖石力學(xué)試驗和現(xiàn)場結(jié)構(gòu)面調(diào)查基礎(chǔ)上，進行了破碎巖體質(zhì)量指標(biāo)評價和巖體力學(xué)參數(shù)分析，并對回采巷道支護進行了數(shù)值模擬。

3.1巖體力學(xué)參數(shù)

由于結(jié)構(gòu)面的存在，試驗測得的礦巖物理力學(xué)參數(shù)（見表2）比實際巖體的數(shù)值要大，所以要解決實際的工程問題，還需要對試驗測得的巖石力學(xué)參數(shù)進行折算，以貼近實際的巖體力學(xué)參數(shù)。

采用巖體綜合分類方法[8]，礦體總RMR評分值為35，圍巖總RMR評分值為60，按總RMR評分值確定的礦體級別為Ⅳ級，評價為質(zhì)量較差巖體;圍巖巖體級別為Ⅲ級，評價為質(zhì)量一般巖體。

3.2模擬及結(jié)果分析

礦體分類為Ⅳ級不穩(wěn)定圍巖，松動圈范圍為200～300cm，屬于大松動圈，應(yīng)采取必要的支護，以保證在鑿巖和出礦過程中的安全。

鑿巖巷道斷面為半圓拱形，跨度2.3m，高度2.8m，左側(cè)巷道位于靠近下盤圍巖的礦體中，右側(cè)巷道位于距左側(cè)巷道水平距離15m處的下盤圍巖中。數(shù)值計算模型見圖8。

巷道開挖后未進行任何支護時，巷道頂板及兩幫受到較大的應(yīng)力，發(fā)生較大的位移，由于礦體的內(nèi)聚力和強度較低，所以巷道頂板變形較嚴(yán)重，以至于在計算過程中由于變形大，網(wǎng)格畸變導(dǎo)致計算無法收斂。底板發(fā)生的位移較小，巷道開挖后整體垂直方向應(yīng)力與位移模擬結(jié)果見圖9、圖10。

巷道開挖后沒有進行及時支護，左右兩側(cè)巷道周邊在掘進后垂直方向都產(chǎn)生了一定的位移，其中拱頂處位移值最大，分別達到了24.84mm和12.08mm;從巷道拱頂?shù)絻蓚?cè)，位移逐漸減小，且左側(cè)巷道受到的應(yīng)力也較大，需要對巷道頂板重點加以支護。

對位于礦體左側(cè)巷道的頂板進行注漿加固和錨桿支護，并配合金屬網(wǎng)與拱形支架，模型見圖11、圖12，支護后拱網(wǎng)所受應(yīng)力與垂直位移見圖13、圖14。

由模擬結(jié)果分析可知：支護后，左側(cè)巷道拱部轉(zhuǎn)角處應(yīng)力較大，其中拱頂處位移值最大，分別達到了10.41mm和5.17mm，從巷道拱頂?shù)絻蓚?cè)，位移逐漸減小;左右兩側(cè)巷道周邊垂直方向的位移明顯減小，且左側(cè)巷道支護后，同時改善了右側(cè)巷道的受力狀況。

4結(jié)論

1）結(jié)合工程實例中薄及中厚破碎復(fù)雜傾斜礦體的開采技術(shù)難題，分析對比了相關(guān)可行的采礦方案及技術(shù)經(jīng)濟指標(biāo)，優(yōu)選出適宜于白音哈爾礦開采的分段留礦崩落采礦法。

2）在散體流動參數(shù)測定試驗和放礦相似模擬試驗基礎(chǔ)上，對礦體流動參數(shù)、采場結(jié)構(gòu)參數(shù)和回采方式進行了分析論證，采用低貧化放礦方式，分段高度13m時，進路間距的合理值為12.2～13.4m，礦體開采時回采炮孔最小邊孔角選擇45°，崩礦步距為2m。回采時依次將上分段礦石全部崩落，部分出礦，下分段回采方式與上分段相同，礦石崩落后，通過下分段出礦進路將整個階段礦石全部放出。

3）對礦巖質(zhì)量進行了綜合評價并分析計算了巖體力學(xué)參數(shù)，按總RMR評分值確定的礦體級別為Ⅳ級，評價為質(zhì)量較差巖體;圍巖巖體級別為Ⅲ級，評價為質(zhì)量一般巖體;且相對于礦體巖石力學(xué)試驗結(jié)果，其巖體力學(xué)參數(shù)明顯降低。

4）模擬計算了脈內(nèi)鑿巖巷錨桿與金屬支架聯(lián)合支護效果，結(jié)果表明支護后拱頂處位移值由24.84mm降到了10.41mm，且左側(cè)巷道支護后，同時改善了右側(cè)相鄰巷道的受力狀況。

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Abstract：Thethinandmediumthickcomplexinclinedorebodiesoccurringinthestructuralalterationbrokenzonehavethecharacteristicsofstrongalteration，brokensurroundingrockneartheore，poorstabilityandsoon.OnthebasisoftheminingconditionsofBaiyinhaerMine，sublevelshrinkagecavingminingmethodisselectedformining.Theorebodyflowparametersaretestedandcalculatedaccordingtotherandommediumoredrawingtheory，andbasedonthesimilarsimulationtestoforedrawing，thestopestructureparametersareanalyzed.Onthebasisofrockmechanicstestandonsitestructuralplaneinvestigation，thequalityindexofbrokenrockmassisevaluatedandtherockmassmechanicalparametersareanalyzed，andthesupporteffectofminingroadwayisnumericallysimulated.Theresultsshowthatwhenthesublevelshrinkagecavingminingmethodisadopted，theminimumsideholeangleoftheblastholeis45°，andthecavingstepis2mwhenthesublevelheightis13m;thesublevelminingshouldbedonestepbysteptoavoidmultistagesimultaneousmining.TheresearchresultsprovidetheoreticalbasisforsafeandefficientmininginBaiyinhaerMine.

Keywords：thinandmediumthickorebody;inclinedorebody;brokenzone;sublevelshrinkagecavingminingmethod;randommediumoredrawingtheory;stopestructureparameters