張東杰 拓明軒 劉樹新 王健多

(1.內(nèi)蒙古科技大學(xué)礦業(yè)與煤炭學(xué)院,內(nèi)蒙 古包頭 014010;2.中國(guó)石油遼河油田公司,遼寧 盤錦 124010)

急傾斜破碎中厚礦體開采易導(dǎo)致采場(chǎng)頂板冒落 及圍巖片落危害[1-4],以及礦石損失與貧化大等問題[5-7]。因此,需充分考慮礦巖條件,研究適宜的安全高效開采技術(shù)[8]。潘承武等[9]研究提出了無底柱中深孔分段鑿巖階段出礦空?qǐng)龇ㄩ_采技術(shù);馬姣陽(yáng)等[10]通過物理相似試驗(yàn)研究了急傾斜中厚破碎礦體誘導(dǎo)冒落法開采中最佳進(jìn)路位置的確定方法;馬元軍等[11]采用模擬環(huán)境再造的手段系統(tǒng)研究了某銻礦急傾斜中厚破碎礦體分區(qū)開采方案;趙鉞[12]通過物理相似試驗(yàn)系統(tǒng)研究了尖山礦區(qū)無底柱分段崩落法開采急傾斜中厚礦體中礦石損失貧化的內(nèi)在原因;羅周全等[13]從安全與經(jīng)濟(jì)角度利用多目標(biāo)決策理想點(diǎn)法優(yōu)化了某礦采場(chǎng)結(jié)構(gòu)參數(shù)。通過上述分析可知,現(xiàn)階段業(yè)內(nèi)對(duì)于這類礦體的研究主要集中于空?qǐng)龇氨缆浞ㄩ_采技術(shù),以及采場(chǎng)結(jié)構(gòu)參數(shù)優(yōu)化方面,對(duì)于礦巖可冒性、空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ㄩ_采工藝,以及頂板冒落沖擊災(zāi)害防控方面的研究涉及較少。

本研究針對(duì)急傾斜中厚破碎礦體條件,在前人研究成果的基礎(chǔ)上,以錫林浩特螢石礦為研究背景,針對(duì)原用淺孔留礦法存在的片幫冒落及礦石損失貧化大等問題,提出空?qǐng)鏊煤蟪涮罘ǜ倪M(jìn)工藝,并給出防治冒落沖擊災(zāi)害的安全散體墊層鋪設(shè)方法,以實(shí)現(xiàn)急傾斜中厚破碎礦體安全高效開采。

1 工程背景

錫林浩特螢石礦為中低溫?zé)嵋盒偷V床,螢石礦體呈脈狀、層狀—似層狀產(chǎn)出,礦巖接觸帶圍巖主要為蝕變閃長(zhǎng)巖,有0.6～1.2 m的蝕變現(xiàn)象,較為破碎,近礦圍巖主要為黑云母斜長(zhǎng)石花崗巖。螢石品位平均為63.21%,傾角為80°～90°,礦體平均厚7 m,沿走長(zhǎng)約480 m,屬于典型的急傾斜中厚破碎礦體,礦山采用兩翼豎井開拓方式,淺孔留礦法采礦,階段高度為40 m。

由于礦體較破碎,在礦巖接觸帶還存在一定厚度的蝕變區(qū)域,淺孔留礦法開采中,普遍存在著巷道片幫冒落情況(圖1)。一方面,對(duì)采場(chǎng)作業(yè)人員人身安全造成威脅;另一方面,導(dǎo)致礦石回采率低,貧化率高,回采率與貧化率分別為82.01%與17.98%。因此,需根據(jù)礦巖的穩(wěn)固性條件,改進(jìn)采礦方法與優(yōu)化采場(chǎng)結(jié)構(gòu),提高采礦安全作業(yè)條件。

圖1 邊壁巖體片落情況Fig.1 Spalling of the rock mass on the side wall

2 礦巖可冒性分析

巖體的冒落與開采跨度、礦體埋深、側(cè)壓力系數(shù)等因素密切相關(guān),并且冒落線的形狀能夠較好地接近于拱形[14],力學(xué)分析模型如圖2所示。

圖2 冒落拱力學(xué)分析模型Fig.2 Mechanics analysis model of caving arch

本研究以左半拱作為分析對(duì)象,根據(jù)力系平衡原理,得到的應(yīng)力關(guān)系表達(dá)式為

礦山采用淺孔留礦法開采時(shí),預(yù)留10 m厚頂柱,分層回采高度4 m,該中段采礦底板標(biāo)高位于+1 060～+1 090 m水平,礦體抗壓強(qiáng)度為14.67 MPa,礦石密度為3.18×103kg/m3,側(cè)壓力系數(shù)λ=0.16,代入式(6)得到極限冒落跨度值為5.4～6.4 m。由于螢石礦脈的平均厚度為7 m,大于極限冒落跨度,作業(yè)人員直接在頂板暴露下進(jìn)行采礦作業(yè)存在冒落事故風(fēng)險(xiǎn),需改進(jìn)采礦方法。

3 采礦方法改進(jìn)

3.1 采場(chǎng)結(jié)構(gòu)參數(shù)確定

根據(jù)礦巖可冒性分析結(jié)果,并結(jié)合礦山原采用的淺孔留礦法存在的不足,提出了以垂直深孔落礦階段礦房法為主的空?qǐng)鏊煤蟪涮罘?圖3),階段高度取80m,中段高度40m,分段高度20m。礦體沿走向長(zhǎng)約420 m,將整個(gè)礦體劃分為3個(gè)礦塊,礦塊間留2個(gè)7 m厚的間柱,每個(gè)礦塊分為3個(gè)采場(chǎng),即兩側(cè)大采場(chǎng)長(zhǎng)53 m,中間為小采場(chǎng)長(zhǎng)30 m,在階段頂板留10 m厚頂柱,用于防止頂板覆蓋層冒落。

圖3 空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V方法原理Fig.3 Principal of open stoping with subsequent filling mining method

為防止采場(chǎng)內(nèi)邊壁圍巖片幫造成較大的礦石損失與貧化,在階段回采過程中,采取分段鑿巖不出礦、只在中段及階段水平出礦的方式,這樣可以利用分段崩落的礦石散體支撐邊壁圍巖,利用散體的側(cè)向支撐作用限制邊壁圍巖的片幫發(fā)展[15],在此基礎(chǔ)上進(jìn)一步優(yōu)化采場(chǎng)結(jié)構(gòu)參數(shù),將礦石損失貧化降到最低[16-17]。由于巷道采取單沿脈布置方式,崩礦步距成為影響礦石損失貧化的最主要因素,故需進(jìn)行深入研究。

采用垂直深孔落礦時(shí),沿進(jìn)路方向的放出體方程式為

錫林浩特螢石礦散體流動(dòng)參數(shù),沿進(jìn)路方向α1=1.712,β1=0.125;放出體高度d=40m,夾角 θ=78°,松散系數(shù)k=1.5。根據(jù)式(9)計(jì)算得到合理的崩礦步距B=1.56 m。

3.2 采切工程布置

在980m階段水平,于礦體上盤掘進(jìn)階段脈外運(yùn)輸巷及階段出礦穿脈巷,在脈內(nèi)沿礦房長(zhǎng)軸方向掘進(jìn)脈內(nèi)拉底巷道,以該巷道為自由面進(jìn)行擴(kuò)幫,將礦房底部拉底至礦體兩側(cè)邊界。切割工程方面,各個(gè)分段的沿脈采準(zhǔn)工程完成后,以礦塊為單位,在每個(gè)采場(chǎng)端部開掘切割井,切割井規(guī)格為1.5 m×2.0 m,在切割天井兩側(cè)鉆鑿切割炮孔,每排布置5個(gè)炮孔(圖4),以切割天井為自由面拉開切割槽。

圖4 切割工程布置Fig.4 Layout of the cutting engineering

3.3 回采及充填

采場(chǎng)的回采順序?yàn)?第1步先開采礦塊中小采場(chǎng)(30 m長(zhǎng)的采場(chǎng)),采用尾砂膠結(jié)充填;第2步開采大采場(chǎng)(53 m長(zhǎng)的采場(chǎng)),進(jìn)行高濃度尾砂充填,采取按中段由下向上的回采方式?；夭蓵r(shí)應(yīng)注意當(dāng)小采場(chǎng)回采完準(zhǔn)備回采兩側(cè)的大采場(chǎng)時(shí),其回采順序應(yīng)從中間的小采場(chǎng)邊壁向兩端的間柱方向進(jìn)行退采,以避免分段脈內(nèi)崩礦巷道在開采過程中被封堵。當(dāng)整個(gè)采場(chǎng)回采完后,從中段穿脈巷道向下開掘一條充填斜井,將充填管道由此處下放至空區(qū)進(jìn)行充填接頂。

4 采空區(qū)頂板冒落危害防控措施

充填作業(yè)前,在預(yù)留的安全頂柱下方會(huì)形成一定規(guī)模的采空區(qū),由于空區(qū)預(yù)留頂柱上方積壓大量散體,在散體自重作用下,空區(qū)頂板礦柱突然大規(guī)模垮落,形成沖擊氣浪危害,故需采取相應(yīng)的管控措施消除空區(qū)存在時(shí)可能帶來的冒落沖擊危害[18-19]。

4.1 冒落沖擊風(fēng)險(xiǎn)分析

4.1.1 巖塊下落時(shí)沖擊氣流計(jì)算

采空區(qū)頂板巖塊冒落過程中將產(chǎn)生一定量的氣流,最大風(fēng)流速度計(jì)算公式為

式中,vmax為巖塊冒落產(chǎn)生的最大風(fēng)流速度,m/s;ρ為覆巖密度,kg/m3;v為巖塊冒落產(chǎn)生的風(fēng)流速度,m/s;C為空氣阻力系數(shù),取1.2;g為重力加速度,9.8 m/s2;S為冒落的等價(jià)圓面積,m2;A為下落巖塊最大面積,m2;h1為覆巖冒落高度,m。

通過對(duì)采空區(qū)的存在狀態(tài)進(jìn)行分析,錫林浩特螢石礦采空區(qū)寬8m,中段空區(qū)高度40m,將h1=40m,S=32.15 m2,A=1.5×2=3 m2,g=9.8 m/s2,C=1.2,代入式(11),計(jì)算得:vmax=6.96 m/s。

根據(jù)《金屬非金屬礦山安全規(guī)程》(GB 16423—2020)要求,井巷內(nèi)平均風(fēng)速最高不應(yīng)超過12 m/s。通過計(jì)算分析,單巖塊從母體脫離下落過程中所產(chǎn)生的風(fēng)流不會(huì)對(duì)人員造成傷害。

4.1.2 巖塊落地后沖擊氣流計(jì)算

將最大巖塊的幾何形狀簡(jiǎn)化為橢球體,則巖塊落地后沖擊氣流速度的計(jì)算公式為

式中:a為橢圓長(zhǎng)半軸,m;b為橢圓短半軸,m;hc為巖塊離地高度,m。

對(duì)于單個(gè)塊體零星冒落而言,將a=1.5 m,b=1 m,hc=1.5 m,h=40 m等參數(shù)值代入式(12),可得:u=28 m/s。

最終,巖塊下落形成的沖擊氣浪值由最大風(fēng)流速度值與沖擊氣流速度值兩者共同構(gòu)成,通過計(jì)算確定為34.96 m/s,遠(yuǎn)遠(yuǎn)超過了安全規(guī)程規(guī)定的數(shù)值,必須采取安全措施。

4.2 冒落沖擊防控方法

為防止采空區(qū)冒落沖擊危害的發(fā)生,需設(shè)置合理的安全墊層厚度。散體墊層主要由邊壁片落巖石構(gòu)成,當(dāng)墊層厚度不能滿足要求時(shí),需通過上階段水平充填斜井進(jìn)行廢石散體補(bǔ)充充填。針對(duì)采場(chǎng)出礦條件,可以分為2種散體墊層留設(shè)方式。當(dāng)采空區(qū)暴露跨度達(dá)不到極限冒落跨度時(shí),空區(qū)底板散體墊層厚度高出鑿巖巷道頂板一定高度即可(端部出礦口封堵),如圖5(a)所示。

圖5 散體墊層留設(shè)方式Fig.5 Layout method of the granular media cushion

當(dāng)采空區(qū)暴露跨度達(dá)到極限冒落跨度時(shí),空區(qū)底板散體墊層厚度必須將鑿巖巷道端部封堵。文獻(xiàn)[20]提出的空區(qū)底板合理散體墊層厚度的計(jì)算式公式為

式中,L為極限冒落跨度值,m;L0為散體墊層基礎(chǔ)穩(wěn)固性補(bǔ)償量,一般取1.5～2.0 m。

將L=6.4 m,h1=40 m,L0=2 m代入式(13),計(jì)算得到散體安全墊層厚度為3.3 m(圖5(b)),可以保障采場(chǎng)避免遭受冒落沖擊威脅。

5 現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)效果分析

通過現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn),回采礦石塊度均勻,采場(chǎng)安全作業(yè)條件良好。采礦方法改進(jìn)前后,礦石回采率與貧化率統(tǒng)計(jì)情況見圖6。采礦方法改進(jìn)后,礦石回采率為89.32%,貧化率為10.23%,回采率提高了7.31%,貧化率降低了7.66%,現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)試驗(yàn)取得了良好效果。

圖6 采礦方法改進(jìn)前后礦石回采率與貧化率變化情況Fig.6 Variation ore recovery rate and dilution rate before and after the improvement of mining method

6 結(jié) 論

(1)從可冒性角度出發(fā),構(gòu)建了巖體冒落力學(xué)模型,提出了以垂直深孔落礦階段礦房法為主的空?qǐng)鏊煤蟪涮铋_采工藝,給出了采場(chǎng)結(jié)構(gòu)布置及參數(shù)優(yōu)化方法,并提出了防治冒落沖擊災(zāi)害的安全散體墊層鋪設(shè)方法,有助于實(shí)現(xiàn)急傾斜中厚破碎礦體安全高效開采。

(2)通過可冒性分析,錫林浩特螢石礦礦體極限冒落跨度為5.4～6.4m,存在頂板冒落風(fēng)險(xiǎn)。據(jù)此改進(jìn)了采礦方法,確定的最佳崩礦步距為1.56 m,該參數(shù)可有效降低礦石損失貧化。在此基礎(chǔ)上分析了頂板冒落沖擊危害,確定的散體安全墊層厚度為3.3 m。通過現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)試驗(yàn),采場(chǎng)作業(yè)安全,回采率提高了7.31%,貧化率降低了7.66%,經(jīng)濟(jì)效益顯著。

(3)對(duì)于該類礦巖特性,進(jìn)行了可冒性理論分析,但對(duì)于冒落機(jī)理未進(jìn)行闡述,后續(xù)工作中將采用數(shù)值方法對(duì)其進(jìn)行深入研究,進(jìn)一步細(xì)化冒落發(fā)展特征,實(shí)現(xiàn)采空區(qū)冒落精準(zhǔn)防控。