脉外分段空场采矿法的制作方法

本发明涉及矿山采矿技术领域，特别地，涉及一种不稳固的极薄到中厚矿体脉外分段空场采矿方法。

背景技术：

不稳固的极薄到中厚矿体，这类矿体国内外多采用分层崩落法和下向充填法进行回采。

分层崩落法由于木材消耗量大、成本高、生产效率低、劳动强度大、作业条件差，国内外矿山均已很少采用。

对于采用下向进路充填法，根据类似矿体开采情况估计，生产能力在几吨到15t左右/天，生产效率极低，因此要满足矿山生产能力的要求，生产采场数极多，管理也复杂。回采工作全部为巷道型作业，通风条件差。下向充填法上分层充填体需作为下分层进路回采的顶板，充填强度要求高，一般采用钢筋混凝土进行构筑，构筑工艺复杂，成本高。该方案需要建设充填系统，建设投资大。

这类矿体开采，采矿工艺复杂、采矿效率低、采矿成本高、作业条件差、劳动强度大、新增投资大。其中对于品位较低的矿山仍然缺少安全高效，经济可行的采矿方法。

技术实现要素：

本发明提供了一种脉外分段空场采矿法，以解决现有针对不稳固的极薄到中厚矿体的采矿方法，采矿工艺复杂、效率低、成本高、作业条件差、劳动强度高和资源无法回采的技术问题。

本发明提供一种脉外分段空场采矿法，包括以下步骤：a、采场沿矿体走向布置，在采场高度上划分分段，采准工程设计在矿体外稳固的围岩内；b、施工采准工程，在矿体外围岩内掘进分段凿岩平巷；c、在分段凿岩平巷内向矿体施工呈扇形分布的中深孔；d、结合生产勘探以及中深孔凿岩过程中的矿体和围岩内的不同现象，进行矿体边界的二次圈定和矿体状态勘察；e、利用中深孔拉槽；f、分区回采出矿；g、重复步骤c-f；h、完成采矿作业。

进一步地，步骤a中，采场长度为≥20m，采场高度为30m～50m。采场留间柱和顶柱，不留底柱。间柱宽度根据矿体稳定性和厚度确定，间柱宽度为1m～10m。顶柱高度根据矿体稳固性和厚度确定，顶柱高度为1m～6m。根据围岩的稳固性，在采场高度方向上设置至少一个出矿水平。由于矿体不稳固，采场采用平底式底部结构，进路出矿，进路间距5m～15m。根据凿岩设备性能和矿体形态，沿采场高度方向划分分段，分段高度为6m～15m。

进一步地，步骤a中，阶段内不划分采场，回采时自矿体中部向矿体两翼后退式回采。

进一步地，步骤b中的采准，具体为：运输巷道布置在矿体下盘脉外，从运输巷道的一侧掘进人行材料井，人行材料井通至上阶段运输巷道。根据采用的凿岩设备，在人行材料天井内每隔6m～15m掘进分段凿岩巷道，分段凿岩巷道位于矿体外稳固的岩体内，分段凿岩巷道与矿体边界距离为≥3m。在出矿水平，沿采场长度方向，每隔5m～15m，在出矿巷道内向矿体掘进出矿进路，出矿进路长度满足出矿设备的最小工作长度。

进一步地，步骤b中的采准，具体为：运输巷道布置在矿体下盘脉外，从运输巷道向矿体施工穿脉巷道并揭露矿体止，然后在穿脉一侧距离矿体下盘一定距离施工人行材料井或斜坡道通至上阶段穿脉巷道。根据采用的凿岩设备，在人行材料天井或斜坡道内每隔6m～15m掘进分段凿岩巷道，分段凿岩巷道位于矿体外稳固的岩体内，分段凿岩巷道与矿体边界距离为≥3m。在出矿水平，沿采场长度方向，每隔5m～15m，在出矿巷道内向矿体掘进出矿进路，出矿进路长度满足出矿设备的最小工作长度。

进一步地，步骤c中，中深孔采用塑料管护孔或预装炸药护孔，以防止中深孔破坏。

进一步地，步骤c具体为：为防止中深孔破坏，中深孔采用塑料管护孔。当中深孔凿岩钻进工作完成后，在退钎过程根据中深孔孔深截取塑料管，退钎完成后立即安装。塑料管等于中深孔孔深加-1.3m～0.2m。管道壁厚根据孔内应力确定，一般为2mm～5mm。管道外径根据中深孔孔径确定，管道外径与中深孔孔径之差不大于25mm。可选的，在爆破前，中深孔无损伤，装药时取出护孔管。

进一步地，步骤c具体为：为防止中深孔破坏，中深孔采用预装炸药护孔。预装药卷采用竹片捆扎并利用竹片装入孔内，利用炸药的体积限制中深孔破坏，爆破时再装入起爆药包引爆。

进一步地，步骤d中，利用回采中深孔进行矿体边界的二次圈定；具体采用凿岩时岩浆颜色不同、岩浆品位检测、凿岩钻进速度变化、钻机冲击声音变化、凿岩岩音实时监测数据或其它可圈定岩体边界的技术手段。

进一步地，步骤d中，矿体状态勘察，具体为根据中深孔凿岩过程中揭露的现象，圈定矿体冒落范围，并确定中深孔施工范围和调整优化爆破参数。这些现象包括凿岩卡钎、凿岩不返浆、凿岩速度突然变快等。

进一步地，步骤e实施前，由于矿体内形成巷道工程困难，切割时以采场底部工程为自由面，利用中深孔进行分次微差爆破，从下至上依次进行，形成拉槽空间。

进一步地，步骤f中，中深孔内的装药结构：为了控制爆破崩落矿体的围岩造成的矿石贫化，只在中深孔的矿体段或矿体段的局部装填炸药，孔底进行堵塞或留空，孔口堵塞，以避免爆破损伤矿体上盘围岩和下盘围岩以及围岩冒落导致的贫化。为了控制爆破矿体崩落围岩造成的贫化，设计炸药装在矿体中央且偏下盘位置，距上盘围岩边界0m～1.5m，以及距下盘围岩边界0m～1.5m左右位置不装药。当下盘为坚硬矿岩时，炸药应装到矿岩边界位置。当矿体段炮孔孔深2.5m～3.0m以下时，根据情况调整装药段的长度和位置。

进一步地，步骤f中，由于不稳固岩体的离散特性，采用爆破参数动态调控技术。先按预估的爆破参数布置炮孔，每爆破3排～4排的中深孔后，再根据爆破效果调整排距和/或调整孔底距的孔网参数，以逐步获得本矿开采技术条件下的合理孔网参数。

进一步地，步骤f中的回采出矿的顺序，分段内回采采取自采场拉槽空间向两端后退回采的方式；分段之间，上部分段超前于相邻下部分段，或者上部分段与相邻下部分段平齐。步骤f中的回采出矿，回采采取至采场中间拉槽空间向两端后退回采的方式，具体为：在分段凿岩巷道内向矿体凿垂直扇形分布的中深孔，中深孔直径40mm～90mm，最小抵抗线为1.0m～3.5m，孔底距1.0m～3.5m。人工装卷装炸药或采用装药器装药，炸药单耗0.1～0.5kg/t。采场作业采取强采强出的作业制度，回采爆破后，待炮烟排除，解除安全隐患，立即进行出矿作业。采用机械化铲装设备出矿，包括铲运机、装渣机、装载机等，将矿石搬运至矿石溜井。

进一步地，步骤f中，沿采场长度方向将采场分为至少一回采分区，回采时从采场一端或中部的分区开始；根据矿体围岩的稳固性，当先回采分区围岩冒落不严重时，则继续回采相邻后续分区；当先回采分区围岩冒落严重，停止开采该分区，此时在相邻分区的已回采分区一侧留临时间柱支撑空区，在相邻分区重新拉槽独立回采。

进一步地，当采用塑料管方式护孔时，中深孔凿岩钻进工作完成后，在退钎过程中根据中深孔孔深截取塑料管，退钎完成后立即安装，塑料管防静电，在爆破前，中深孔无损伤，装药时取出护孔管；当采用预装炸药方式护孔时，预装药卷采用竹片捆扎并利用竹片装入孔内，利用炸药的体积限制中深孔破坏，爆破时再装入起爆药包引爆。

本发明具有以下有益效果：

本发明脉外分段空场采矿法，采准工程布置在矿体外较稳固的围岩内，在矿体外布置分段凿岩平巷，在分段凿岩平巷内向矿体施工呈扇形分布的中深孔，采准切割和回采工程均在矿体外较稳固的围岩内完成，安全性好，工程施工效率高，成本低。同时分段采切及联络工程布置在矿体外，避免采切工程布置在矿体内从而事先固定了采场长度的技术问题，采场长度可以根据围岩稳定性和同时回采的采场数等进行灵活调整，提高了采准效率、降低共用工程的成本分摊，并具有良好的适应性。采场划分分区回采，根据矿体的围岩稳定性，动态调控回采分区的长度，实现了采场顶板跨度的管控，解决了采场围岩大规模冒落造成的矿石贫化，甚至崩落矿石无法放出的技术难题。依据回采中深孔进行矿体边界的二次圈定，为矿体的回采爆破设计提供依据，提高了爆破可控性。装药时只在矿体段或矿体段局部装药，以控制爆破崩落矿体围岩造成的矿石贫化，能有效的降低贫化率和炸药单耗。采用中深孔大规模落矿，生产能力大、回采效率高。该方法适用于矿体稳固性不限，围岩中等稳固以上的极薄到中厚矿体开采；特别是矿体极不稳固，围岩中等稳固以上的矿岩界线清楚的矿体。

除了上面所描述的目的、特征和优点之外，本发明还有其它的目的、特征和优点。下面将参照图，对本发明作进一步详细的说明。

附图说明

构成本申请的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中：

图1是本发明优选实施例的脉外分段空场采矿法的步骤流程框图；

图2是本发明优选实施例的脉外分段空场采矿的结构示意图；

图3是图2的Ⅰ-Ⅰ剖面图；

图4是图3的Ⅱ-Ⅱ剖面图；

图5是本发明优选实施例的回采中深孔装药结构示意图。

图例说明：

1、分段凿岩巷道；2、人行材料井；3、中深孔；4、出矿进路；5、崩落矿石；6、间柱；7、顶柱；8、上阶段运输巷道；9、运输巷道；10、装药段；11、矿体边界。

具体实施方式

以下结合附图对本发明的实施例进行详细说明，但是本发明可以由下述所限定和覆盖的多种不同方式实施。

图1是本发明优选实施例的脉外分段空场采矿法的步骤流程框图；图2是本发明优选实施例的脉外分段空场采矿的结构示意图；图3是图2的Ⅰ-Ⅰ剖面图；图4是图3的Ⅱ-Ⅱ剖面图；图5是本发明优选实施例的回采中深孔装药结构示意图。

如图1所示，本实施例的脉外分段空场采矿法，包括以下步骤：a、采场沿矿体走向布置，在采场高度上划分分段，采准工程设计在矿体外稳固的围岩内；b、施工采准工程，在矿体外围岩内掘进分段凿岩平巷；c、在分段凿岩平巷内向矿体施工呈扇形分布的中深孔3；d、结合生产勘探以及中深孔3凿岩过程中的矿体和围岩内的不同现象，进行矿体边界11的二次圈定和矿体状态勘察；e、利用中深孔3拉槽；f、分区回采出矿；g、重复步骤c-f；h、完成采矿作业。本发明脉外分段空场采矿法，采准工程布置在矿体外较稳固的围岩内，在矿体外布置分段凿岩平巷，在分段凿岩平巷内向矿体施工呈扇形分布的中深孔3，采准切割和回采工程均在矿体外较稳固的围岩内完成，安全性好，工程施工效率高，成本低。同时分段采切及联络工程布置在矿体外，避免采切工程布置在矿体内从而事先固定了采场长度的技术问题，采场长度可以根据围岩稳定性和同时回采的采场数等进行灵活调整，提高了采准效率、降低共用工程的成本分摊，并具有良好的适应性。采场划分分区回采，根据矿体的围岩稳定性，动态调控回采分区的长度，实现了采场顶板跨度的管控，解决了采场围岩大规模冒落造成的矿石贫化，甚至崩落矿石5无法放出的技术难题。依据回采中深孔3进行矿体边界11的二次圈定，为矿体的回采爆破设计提供依据，提高了爆破可控性。装药时只在矿体段或矿体段局部装药，以控制爆破崩落矿体围岩造成的矿石贫化，能有效的降低贫化率和炸药单耗。采用中深孔3大规模落矿，生产能力大、回采效率高。该方法适用于矿体稳固性不限，围岩中等稳固以上的极薄到中厚矿体开采；特别是矿体极不稳固，围岩中等稳固以上的矿岩界线清楚的矿体。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤a中，采场长度为≥20m，采场高度为阶段矿块高度30m～50m。采场留间柱6和顶柱7，不留底柱。间柱6宽度根据矿体稳定性和厚度确定，间柱6宽度为1m～10m。顶柱7高度根据矿体稳固性和厚度确定，顶柱7高度为1m～6m。由于矿体不稳固，采场采用平底式底部结构，进路出矿，进路间距5m～15m。根据凿岩设备性能和矿体形态，沿采场高度方向划分分段，分段高度为6m～15m。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤b中的采准，具体为：运输巷道9布置在矿体下盘脉外，从运输巷道9的一侧掘进人行材料井2，人行材料井2通至上阶段运输巷道8。根据采用的凿岩设备，在人行材料天井内每隔6m～15m掘进分段凿岩巷道1，分段凿岩巷道1位于矿体外稳固的岩体内；在出矿水平，沿采场长度方向，每隔5m～15m，在运输巷道9内向矿体掘进出矿进路4，出矿进路4长度满足出矿设备的最小工作长度。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤c中，中深孔3采用塑料管护孔或预装炸药护孔，以防止中深孔3破坏。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤c具体为：为防止中深孔3破坏，中深孔3采用塑料管护孔。当中深孔3凿岩钻进工作完成后，在退钎过程根据中深孔3孔深截取塑料管，退钎完成后立即安装。塑料管长度等于中深孔3孔深加-1.3m～0.2m。管道壁厚根据孔内应力确定，一般为2～5mm。管道外径根据中深孔3孔径确定，管道外径与中深孔3孔径之差不大于25mm。可选的，在爆破前，中深孔3无损伤，装药时取出护孔管。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤c具体为：为防止中深孔3破坏，中深孔3采用预装炸药护孔。预装药卷采用竹片捆扎并利用长竹片装入孔内，利用炸药的体积限制中深孔3破坏，爆破时装入起爆药包引爆。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤f中，由于不稳固岩体的离散特性，采用爆破参数动态调控技术。先按预估的爆破参数布置炮孔，每爆破3排～4排的中深孔3后，再根据爆破效果调整排距和/或调整孔底距的孔网参数，以逐步获得本矿开采技术条件下的合理孔网参数。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤d中，利用回采中深孔3进行矿体边界11的二次圈定；具体采用凿岩时岩浆颜色不同、岩浆品位检测、凿岩钻进速度变化、钻机冲击声音变化、凿岩岩音实时监测数据或其它可圈定岩体边界的技术手段。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤d中，矿体状态勘察，为根据中深孔3凿岩过程中揭露的现象，圈定矿体冒落范围，并确定中深孔3施工范围和调整优化爆破参数。这些现象包括凿岩卡钎、凿岩不返浆、凿岩速度突然变快等。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤e实施前，由于矿体内形成巷道工程困难，切割时以采场底部工程为自由面，利用中深孔3进行分次微差爆破，从下至上依次进行，形成拉槽空间。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤f中，中深孔3内的装药结构：为了控制爆破崩落矿体的围岩造成的矿石贫化，只在中深孔3的矿体段或矿体段的局部装填炸药，孔底进行堵塞或留空，孔口堵塞，以避免爆破损伤矿体上盘围岩和下盘围岩以及围岩冒落导致的贫化。为了控制爆破矿体崩落围岩造成的贫化，设计炸药装在矿体中央且偏下盘位置，距上盘围岩边界0m～1.5m，以及距下盘围岩边界0m～1.5m左右位置不装药。当下盘为坚硬矿岩时，炸药应装到矿岩边界位置。当矿体段炮孔孔深2.5m～3.0m以下时，根据情况调整装药段10的长度和位置。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，步骤f中的回采出矿的顺序，分段内回采采取自采场拉槽空间向两端后退回采的方式；分段之间，上部分段超前于相邻下部分段，或者上部分段与相邻下部分段平齐。步骤f中的回采出矿，回采采取至采场中间拉槽空间向两端后退回采的方式，具体为：在分段凿岩巷道1内向矿体凿垂直扇形分布的中深孔3，中深孔3直径40mm～90mm，最小抵抗线为1.0m～3.5m，孔底距1.0m～3.5m。人工装卷装炸药或采用装药器装药，炸药单耗0.1kg/t～0.5kg/t。采场作业采取强采强出的作业制度，回采爆破后，待炮烟排除，解除安全隐患，立即进行出矿作业。采用机械化铲装设备出矿，包括铲运机、装渣机、装载机等，将矿石搬运至矿石溜井。

如图1、图2和图3所示，本实施例中，沿采场长度方向将采场分为至少一回采分区，回采时从采场一端或中部的分区开始；根据矿体围岩的稳固性，当先回采分区围岩冒落不严重时，则继续回采相邻后续分区；当先回采分区围岩冒落严重，停止开采该分区，此时在相邻分区的已回采分区一侧留临时间柱支撑空区，在相邻分区重新拉槽独立回采。

实施时，提供一种脉外分段空场安全高效采矿法，能够实现不或极不稳固的极薄到中厚矿体的安全高效低耗开采。该方法沿矿体走向布置采场，在采场高度上划分分段，主要采准工程布置在矿体外较稳固的围岩内。利用中深孔3凿岩过程中的不同现象进行矿体的二次圈定和矿体状态勘察，采用中深孔3控制爆破拉槽、落矿技术，分区动态调控技术。

实施例：

某矿，矿体厚度1～12m，矿体平均倾角72°，矿体不稳固，围岩中等稳固以上，矿体围岩边界清楚。

(1)矿块构成要素

阶段内沿矿体走向划分采场，采场长度为50m左右，采场高度为中段高度40m，采场宽度为矿体厚度。采场留间柱6和顶柱7，不留底柱。间柱6宽度为5m；顶柱7高度根据矿体稳固性和厚度确定，为4m～6m左右。阶段上划分为3个～4个分段，分段高度9～12m。

(2)采准切割

采准切割工程主要包括：人行材料天井、分段凿岩巷道1、出矿进路4。运输巷道9布置在矿体下盘脉外，从运输巷道9的一侧掘进人行材料井2通至上阶段运输巷道8，在人行材料天井内每隔9m～12m掘进分段凿岩巷道1，分段凿岩巷道1位于下盘稳固岩体内，巷道距离矿体下盘距离≥3m，断面2.5×2.5㎡。在出矿水平，沿采场长度方向，每隔5m～7m，在运输巷道9内向矿体掘进出矿进路4，断面为2.2×2.2㎡，出矿进路4长度应满足铲运机最小工作长度。

切割时，由于矿体内形成巷道工程困难，以采场中央两条进路为自由面，先爆破两条进路间的矿体，然后出矿至满足下一次爆破补偿空间的要求，再利用中深孔3爆破分次进行拉槽，爆破时从下至上依次进行，形成拉槽空间。

(3)回采出矿

回采顺序：分段内回采采取自采场拉槽空间向两端后退回采的方式。分段之间，上部分段超前于相邻下部分段，或者上部分段与相邻下部分段平齐。

凿岩设备及预估爆破参数：凿岩设备为YGZ-90机凿岩机，配备FJY22圆盘式钻架。在分段凿岩巷道1内向矿体凿垂直扇形中深孔3，炮孔直径50mm，最小抵抗线为1.2m～1.5m，孔底距1.2m～1.8m，人工装卷装炸药或采用BQF100装药器装药，炸药单耗0.3kg/t～0.5kg/t。但由于不稳固岩体的离散特性，采用爆破参数动态调控技术。先按预估的爆破参数布置炮孔，每爆破3排～4排的中深孔3后，再根据爆破效果调整排距和/或调整孔底距的孔网参数，以逐步获得本矿开采技术条件下的合理孔网参数。

由于矿体不稳固，出矿进路4揭露矿体后巷道顶板即发生冒落，在冒落矿石被放出后，冒落范围扩大，回采时，中深孔3的施工至最上一个分段向下施工，向下施工至揭露冒落体后停止施工。根据中深孔3凿岩过程中揭露的现象，圈定矿体冒落范围，并确定中深孔3施工范围，优化爆破参数。这些现象包括凿岩卡钎、凿岩不返浆、凿岩速度突然变快等。

中深孔3护孔措施：采用塑料管护孔。当中深孔3凿岩钻进工作完成后，在退钎过程根据中深孔孔深截取塑料管，退钎完成后立即安装。塑料管等于中深孔3孔深加-1.3m～0.2m。管道壁厚根据孔内应力确定，一般为2mm～5mm。管道外径根据中深孔3孔径确定，管道外径与中深孔3孔径之差不大于25mm。可选的，在爆破前，中深孔3无损伤，装药时取出护孔管。

控制爆破落矿：为了控制爆破崩落矿体的围岩造成的矿石贫化，只在中深孔3的矿体段或矿体段的局部装填炸药，孔底进行堵塞或留空，孔口堵塞，以避免爆破损伤矿体上盘围岩和下盘围岩以及围岩冒落导致的贫化。为了控制爆破矿体崩落围岩造成的贫化，设计炸药装在矿体中央且偏下盘位置，距上盘围岩边界1.2～1.5m，以及距下盘围岩边界1～1.5m左右位置不装药。当下盘为坚硬矿岩时，炸药应装到矿岩边界位置。当矿体段炮孔孔深2.5m～3.0m以下时，根据情况调整装药段10的长度和位置。

由于矿体极易冒落，未装药段矿体将在爆破破坏作用下，在出矿造成的矿石滑动和空区环境中，迅速产生自然冒落。回采过程中根据冒落情况确定中深孔3凿岩范围和爆破参数，可采取诱导崩落，只在矿体的局部装填炸药爆破获得崩落矿石5。

采场作业采取“强采强出”的作业制度，回采爆破后，待炮烟排除，解除安全隐患，立即进行出矿作业。

采用铲运机出矿，铲运机进入出矿进路4装矿，然后搬运至矿石溜井。

(4)通风与安全

新风由下部运输巷道9进入人行材料天井，再进入分段凿岩巷道1，清洗工作面后由回风天井进入上阶段回风巷。

主要巷道均布置在脉外较稳固围岩内，巷道一般不需支护，当稳固性较差时，采用木支护或锚网喷支护。

(5)贫化损失控制措施

加强生产勘探和地质取样等工作，搞清矿体形态、产状、空间分布情况、品位变化，使采准、切割落实到可靠的地质资料基础上。

在中深孔3凿岩时记录钻孔返浆情况，并结合凿岩钻进速度变化，钻机冲击声音变化等现象，确定矿体边界11，为回采爆破提供依据。

根据勘探资料和凿岩钻孔记录情况，二次圈定矿体边界11，爆破时只在矿体段或矿体段的局部装填炸药，控制爆破崩落围岩造成的贫化。

(6)矿柱回采及空区处理

采取自然冒落和爆破强制崩落相结合的方式处理空区。所留间柱6、顶柱7在其自然冒落或强制崩落后，在冒落的覆盖岩层下进行控制放矿，放矿至截止品位。

以上所述仅为本发明的优选实施例而已，并不用于限制本发明，对于本领域的技术人员来说，本发明可以有各种更改和变化。凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。