一种适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法

本发明属于开采控制技术领域，尤其涉及一种适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法。

背景技术：

目前，对于脉状金属矿床而言，随着开采深度的增加，岩体原生应力不断增大，围岩的赋存环境逐步恶化，尤其是矿岩接触带围岩多体现为软弱破碎，在矿体开采爆破振动和次生应力的影响下，上下盘围岩在矿体上采过程中出现不同程度的滑跨冒落，致使采场跨度不断扩大，顶板暴露面积逐渐增加，严重影响了矿脉安全回采。并且随着上采次生应力的不断集中，采场地压显现日趋恶化。目前，该现象已成为现有的多数破碎围岩采场的共性问题。这些采场难采矿体通常品位较高，矿量较大，对于储量日益下降的老矿山而言显得尤为重要。如何在保障安全的前提下，低贫损回收该类矿体是矿山迫在眉睫需要解决的问题。

采用留矿法回采的薄矿脉，上采过程中上下盘岩体在垂直于矿体倾斜方向受到采场中矿石的限制作用，不易产生移动，由于频繁放矿，采场内的矿石对上下盘岩体产生摩擦拖拽作用，从而引发围岩沿结构面滑脱，导致沿采场倾斜方向其上部围岩失去支撑，待作业空间暴露后，上下盘围岩呈板裂状垮落。同时，由于采场空间小，采场的爆破振动对上下盘产生的破坏作用也是围岩垮落的重要诱因。

目前急倾斜薄矿脉开采过程中采场的顶板及上下盘围岩极易发生垮冒，严重威胁作业人员的安全，主要的控制方法包括如下几方面。

(1)关键点横撑支柱

留矿法开采虽然依靠矿堆支撑上下盘岩体，但散体不同于连续岩体，同时放矿过程也是上盘岩体不断暴露的过程，采场长度越长，上盘暴露面积越大，在水平应力的作用下诱发板裂状岩体失稳滑跨。在整个采场上下盘的关键区域采用点式支撑，则相当于减小上盘暴露跨度，在一定程度上抵御了水平构造应力，保护了上盘岩体的完整性。实际回采过程中通常在上下盘之间采用预留原生矿柱的方法实施上下盘横向支撑，改善了上下盘岩体的拉应力分布区域。在一定程度上限制了上下盘岩体的滑垮。但该方法支撑矿柱在矿房上采过程中施工难度较大，所预留的矿柱在后续频繁放矿过程中极易损毁，从而失去支撑作用。同时，在矿房不同区域预留上下盘之间的原生矿柱增加了矿石损失率。

2、上下盘岩体锚杆支护

对于呈层状掉块或脱落，结构面发育较为破碎的围岩通常采用锚杆支护的方法，对上下盘岩体施工穿层锚杆，利用锚杆的组合梁作用增加上下盘岩体的承载厚度，从而提高岩体的自稳定能力。在锚杆锚固作用下，后续放矿过程的矿石与围岩的摩擦拖拽作用不能破坏围岩的完整性。但对于薄脉矿床开采空间狭小(采幅1～1.2m),通常施工上向钻孔实施采场上采，利用浅孔钻机施工垂直于上下盘岩体的锚杆钻孔难度较大，同时安装一定长度的锚杆施工难度大，且工时消耗较长，每一分层施工锚杆使得采场回采效率大为降低，同时增加了采矿支护的成本。

2、静态留矿法

采场上采过程中，每一分层爆破后，首先在矿房一侧人工架设木质溜井，利用电耙将本分层三分之一的矿石从木质溜井耙出，剩余三分之二的矿石留在静态留存在采场中，支撑上下盘围岩，接续完成上部分层回采，全部回采完毕后，矿房内的矿石由底部漏斗放出。该方法利用局部放矿代替整体放矿，减少了矿石反复流动对上下盘围岩的摩擦和牵动作用，防止了围岩放矿过程中的滑垮。但该方法由于利用电耙出矿，必须施工分层电耙硐室和专用电耙设备井，增加了采矿成本，每一分层上采必须移动电耙和预制人工溜井，回采效率降低，同时，由于围岩破碎，电耙硐室施工及支护难度较大。

通过上述分析，现有技术存在的问题及缺陷为：现有薄矿脉采用传统浅孔留矿法回采，采场爆破采用普通的z字形炮孔，爆破产生的振动作用对上下盘围岩破坏作用大，导致上下盘围岩沿结构面开裂，在每分层采场放矿过程中，随着矿石滑动，带动上下盘围岩滑动脱落，致使采幅不断扩大，顶板暴露面积不断增加，进一步诱发回采过程上下盘围岩倒帮，最终整个采场无法上采。增加了矿石损失率。

解决以上问题及缺陷的难度为：上述问题的主要难点在于回采采幅无法控制，主要原因包括两个方面，其一，围岩破碎，结构面发育，在采场爆破振动作用下引发围岩沿结构面开裂脱落。其二，放矿过程矿石对上下盘围岩的牵动作用使得破碎围岩沿采场倾向滑脱。由此，控制采幅的难点在于小采幅采场边界减震和沿采场倾向围岩的固定支撑。

解决以上问题及缺陷的意义为：通过控制采幅，可使得破碎围岩环境下采场上采高度大幅提高，采用高分段锚杆支护和空孔双控爆破可以有效控制采场顶板和边帮的地压活动，保证上采的安全性。由此提高了采矿回收率，降低了破碎围岩环境下薄矿脉上采的安全风险，实现了高安全且低损失回收矿体。

技术实现要素：

针对现有技术存在的问题，本发明提供了一种适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法。

本发明是这样实现的，一种适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法，包括：

采用高分段锚杆支护和空孔双控爆破进行破碎围岩协同控制方法。

进一步，所述适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法包括以下步骤：

步骤一，通过在采场上的不同高度设置分层斜角度锚杆支护，在垂直矿体倾斜方向加固岩体厚度，形成承载层，在矿体倾斜方向分段支撑围岩，限制围岩沿矿体倾向滑落；

步骤二，利用上下盘空孔光面双控爆破方法进行采场爆破，在上下盘岩体表面形成光面。

进一步，所述在采场上的不同高度设置分层斜角度锚杆支护包括：于采场自下部分层向上方向，每隔10m分层进行锚杆支护。

进一步，所述锚杆采用管缝式锚杆，锚杆排距3m，每排2根，分别布置在上下盘；锚杆长度1.8m，安装角度与两帮呈45°夹角。

进一步，所述利用上下盘空孔光面双控爆破方法进行采场爆破包括：

每分层回采由中间向采场两侧推进；

在采场中间复锥掏槽形成爆自由面，掏槽孔采用三级复锥掏槽；沿采场长度方向凿主爆孔和空孔，空孔沿采场两侧边界即上下盘岩体布置，中间为主爆孔，采用z字形布置。

进一步，所述利用上下盘空孔光面双控爆破方法进行采场爆破具体包括：

(1)侧帮空孔控制爆破：

在采场中部进行掏槽作业，共布置掏槽孔10个，中心布置4个掏槽孔即0#、1#，孔深为464.5mm；中间布置4个二级楔形掏槽孔即2#、3#，孔深1104mm；外侧布置2个三级楔形掏槽孔即4#、5#，孔深2128mm；炮孔孔径为38-40mm；

采场爆破的主爆孔采用之字形布孔，同时沿采场围岩布置2排空孔；

(2)掏槽孔毫秒微差爆破：

采用1系列毫秒延期导爆管雷管起爆，0#炮孔用1段管，1#采用5段管且延期110毫秒，2#采用9段管且延期310毫秒，3#采用12段管且延期550毫秒,4#与5#采用15段管且延期880毫秒，按矿山已有的爆破网路起爆；

(3)炮孔封堵与间隔装药：

炮孔装药参数如下：

1)中心掏槽孔：堵塞244.5mm，2/3节药；

2)二级楔形掏槽孔：堵塞474mm，2节药，间隔30mm；

3)三级楔形掏槽孔：堵塞928mm，4节药；

4)主爆孔：堵塞800mm，3节药，间隔50mm；

进一步，所述主爆孔布置位置距空孔150mm，孔径38-40mm，孔深1800mm，孔间距600-670mm，首孔与掏槽自由面平行，其后主爆孔逐渐垂直。

进一步，所述空孔孔径38mm-40mm，孔深2000mm，孔间距300mm，布置位置距采场边界150mm，每10m设置66个空孔；爆破时其内部不装药，形成空孔。

进一步，所述爆破使用的药卷参数具体为：岩石乳化炸药，直径32mm，长度300mm，殉爆距离大于30mm，药卷密度1.05～1.20g/cm³。

本发明提出了一种依靠加固围岩沿倾向分段支撑和减小边界振动垂直倾向降低破坏的耦合控制方法，所述适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制装置用于实施所述控制方法。

结合上述的所有技术方案，本发明所具备的优点及积极效果为：本发明通过在采场上采的不同高度设置分层斜角度锚杆支护，在垂直矿体倾斜方向加固岩体厚度，形成承载层，在矿体倾斜方向对围岩发挥分段支撑作用，进一步限制了其沿矿体倾向滑落。其次利用上下盘空孔光面双控爆破技术，降低了采场爆破振动对上下盘围岩的破坏作用，有效保证了上下盘围岩的完整性，提高采场稳定性，使爆破后在上下盘岩体表面形成光面，减小爆破振动对上下盘围岩的影响，最大程度保证矿体围岩的完整性、避免垮冒。

本发明采用分段锚杆与空孔双控爆破协同控制方法，降低了采场爆破振动和频繁放矿摩擦对上下盘围岩的破坏作用，在不损失资源，不增加成本和不大幅降低作业效率的前提下，保证了上采过程中上下盘围岩的稳定性，提高了采场作业安全。此采矿方法适用于倾斜或急倾斜薄脉矿床。

对比的技术效果或者实验效果。包括：

该方法在江西某钨矿山破碎围岩采场中实施，技术实施前，相邻采场上采高度仅为10～15m，当上采高度超过15m，上下盘围岩垮落出现采场两帮壁垮塌，采幅跨度达到3m，顶板暴露面积增大进一步诱发上下盘垮落，导致采场因安全原因无法上采。该方法的相关技术实施后，采场采幅始终控制在1.5m以下，上下盘并未出现大块垮帮，最终采场上采高度超过40m。

附图说明

为了更清楚地说明本申请实施例的技术方案，下面将对本申请实施例中所需要使用的附图做简单的介绍，显而易见地，下面所描述的附图仅仅是本申请的一些实施例，对于本领域普通技术人员来讲，在不付出创造性劳动的前提下还可以根据这些附图获得其他的附图。

图1是本发明实施例提供的适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法流程图。

图2是本发明实施例提供的支护效果图。其中，图2(a)侧视图；图2(b)俯视图。

图3是本发明实施例提供的空孔光面双控爆破效果图。图3(a)是本发明实施例提供的炮孔布置的侧视图；图3(b)炮孔布置主视图；图3(c)为图3(b)的俯视图。

图3中：1、主爆孔；2、缓冲孔；3、中心掏槽孔；4、二级楔形掏槽孔；5、三级楔形掏槽孔。

图4是本发明实施例提供的炮孔封堵与间隔装药示意图。其中：图4(a)中心掏槽孔；图4(b)二级楔形掏槽孔；图4(c)三级楔形掏槽孔；图4(d)主爆孔。

图5是本发明实施例提供的主爆孔和上下盘空孔实施效果；

图6是本发明实施例提供的分段实施锚杆支护效果图。

图7是本发明实施例提供的使用该方法后采场上采采幅控制效果图。

具体实施方式

为了使本发明的目的、技术方案及优点更加清楚明白，以下结合实施例，对本发明进行进一步详细说明。应当理解，此处所描述的具体实施例仅仅用以解释本发明，并不用于限定本发明。

针对现有技术存在的问题，本发明提供了一种适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法，下面结合附图对本发明作详细的描述。

本发明实施例提供的适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法包括以下步骤：

采用高分段锚杆支护和空孔双控爆破进行破碎围岩协同控制方法。

如图1所示，本发明实施例提供的适用于薄脉矿床回采的上下盘破碎围岩控制方法包括以下步骤：

s101，通过在采场上的不同高度设置分层斜角度锚杆支护，在垂直矿体倾斜方向加固岩体厚度，形成承载层，在矿体倾斜方向分段支撑围岩，限制围岩沿矿体倾向滑落；

s102，利用上下盘空孔光面双控爆破方法进行采场爆破，在上下盘岩体表面形成光面。

本发明实施例提供的在采场上的不同高度设置分层斜角度锚杆支护包括：于采场自下部分层向上方向，每隔10m分层进行锚杆支护。

本发明实施例提供的锚杆采用管缝式锚杆，锚杆排距3m，每排2根，分别布置在上下盘；锚杆长度1.8m，安装角度与两帮呈45°夹角。

本发明实施例提供的利用上下盘空孔光面双控爆破方法进行采场爆破包括：

每分层回采由中间向采场两侧推进；

在采场中间复锥掏槽形成爆自由面，掏槽孔采用三级复锥掏槽；沿采场长度方向凿主爆孔和空孔，空孔沿采场两侧边界即上下盘岩体布置，中间为主爆孔，采用z字形布置。

本发明实施例提供的利用上下盘空孔光面双控爆破方法进行采场爆破具体包括：

(1)侧帮空孔控制爆破：

在采场中部进行掏槽作业，共布置掏槽孔10个，中心布置4个掏槽孔即0#、1#，孔深为464.5mm；中间布置4个二级楔形掏槽孔即2#、3#，孔深1104mm；外侧布置2个三级楔形掏槽孔即4#、5#，孔深2128mm；炮孔孔径为38-40mm；

采场爆破的主爆孔采用之字形布孔，同时沿采场围岩布置2排空孔；

主爆孔布置位置距空孔150mm，孔径38-40mm，孔深1800mm，孔间距600-670mm，首孔与掏槽自由面平行，其后主爆孔逐渐垂直。

空孔孔径38mm-40mm，孔深2000mm，孔间距300mm，布置位置距采场边界150mm，每10m设置66个空孔；爆破时其内部不装药，形成空孔。

(2)掏槽孔毫秒微差爆破：

采用1系列毫秒延期导爆管雷管起爆，0#炮孔用1段管，1#采用5段管且延期110毫秒，2#采用9段管且延期310毫秒，3#采用12段管且延期550毫秒,4#与5#采用15段管且延期880毫秒，按矿山已有的爆破网路起爆；

(3)炮孔封堵与间隔装药：

炮孔装药参数如下：

1)中心掏槽孔：堵塞244.5mm，2/3节药；

2)二级楔形掏槽孔：堵塞474mm，2节药，间隔30mm；

3)三级楔形掏槽孔：堵塞928mm，4节药；

4)主爆孔：堵塞800mm，3节药，间隔50mm；

爆破使用的药卷参数具体为：岩石乳化炸药，直径32mm，长度300mm，殉爆距离大于30mm，药卷密度1.05～1.20g/cm³。

下面结合具体实施例对本发明的技术效果作进一步描述。

实施例：

1、分层空孔光面双控爆破

为保证采场围岩的完整性、稳定性，采用空孔光面双控爆破技术，每分层回采由中间向采场两侧推进，首先在采场中间复锥掏槽形成爆自由面，掏槽孔采用三级复锥掏槽，然后沿采场长度方向凿主爆孔和空孔，空孔沿采场两侧边界(上下盘岩体)布置，中间为主爆孔，采用z字形布置，具体方案如下：

(1)侧帮空孔控制爆破

侧帮空孔控制爆破炮孔布置中。为获取爆破自由面，在采场中部进行掏槽作业，共布置掏槽孔10个，中心布置4个掏槽孔(0#、1#)，孔深为464.5mm，中间布置4个二级楔形掏槽孔(2#、3#)，孔深1104mm，外侧布置2个三级楔形掏槽孔(4#、5#)，孔深2128mm。炮孔孔径为38-40mm，倾角为：55°-90°。

为实现采场控制爆破效果，采场爆破的主爆孔采用“之”字形布孔，同时沿采场围岩布置2排空孔。空孔孔径38mm-40mm，孔深2000mm，孔间距300mm，布置位置距采场边界150mm，每10m设置66个空孔。爆破时其内部不装药，形成空孔。主爆孔“之”字形布置，布置位置距空孔150mm，孔径38-40mm，孔深1800mm，孔间距600-670mm，首孔与掏槽自由面平行，其后主爆孔逐渐垂直。

(2)掏槽孔毫秒微差爆破

掏槽孔起爆顺序中。掏槽孔由于间距小，为避免“带炮”现象。采用1系列毫秒延期导爆管雷管起爆，0#炮孔用1段管，1#采用5段管(延期110毫秒),2#采用9段管(延期310毫秒)，3#采用12段管(延期550毫秒),4#与5#采用15段管(延期880毫秒)。按矿山已有的爆破网路起爆。

(3)炮孔封堵与间隔装药

炮孔装药与封堵中，装药参数如下：

1)中心掏槽孔：堵塞244.5mm(0.75w)，2/3节药；

2)二级楔形掏槽孔：堵塞474mm，2节药，间隔30mm；

3)三级楔形掏槽孔：堵塞928mm，4节药；

4)主爆孔：堵塞800mm，3节药，间隔50mm。

爆破使用的药卷参数具体为：岩石乳化炸药，直径32mm，长度300mm，殉爆距离大于30mm，药卷密度1.05～1.20g/cm³。

2、采场支护工作

为降低采场分层放矿过程对上下盘岩体的摩擦拖拽作用，同时兼顾考虑作业成本、效率和便捷性，采用分段锚杆斜角度锚固的方法提高分段围岩沿矿体倾斜方向的支撑作用力。

采场自下部分层向上方向，每隔10m分层进行锚杆支护。锚杆采用管缝式锚杆，锚杆排距3m，每排2根，分别布置在上下盘。锚杆长度1.8m，安装角度与两帮呈45°夹角，见图2。图2(a)侧视图；图2(b)俯视图。通过锚杆组合梁支护作用，增加稳定岩层的厚度，对10m高度范围内的围岩形成明显的支撑作用，利用该支撑作用力抵消放矿矿石滑动对围岩的摩擦和拖拽力，从而降低上下盘岩体的滑动失稳。

采用分段锚杆与空孔双控爆破协同控制方法，降低了采场爆破振动和频繁放矿摩擦对上下盘围岩的破坏作用，在不损失资源，不增加成本和不大幅降低作业效率的前提下，保证了上采过程中上下盘围岩的稳定性，提高了采场作业安全。此采矿方法适用于倾斜或急倾斜薄脉矿床。

下面结合具体应用场对本发明的效果作进一步描述。

该方法在江西某钨矿山破碎围岩采场中实施，技术实施前，相邻采场上采高度仅为10～15m，当上采高度超过15m，上下盘围岩垮落出现采场两帮壁垮塌，采幅跨度达到3m，顶板暴露面积增大进一步诱发上下盘垮落，导致采场因安全原因无法上采。该方法的相关技术实施后，采场采幅始终控制在1.5m以下，上下盘并未出现大块垮帮，最终采场上采高度超过40m。

在本发明中，图3是本发明实施例提供的空孔光面双控爆破效果图。图3(a)是本发明实施例提供的炮孔布置的侧视图，其中包括：中心掏槽孔3、二级楔形掏槽孔4炮孔布置。

图3(b)炮孔布置主视图；包括：中心掏槽孔3、二级楔形掏槽孔4、三级楔形掏槽孔5。

图3(c)为图3(b)的俯视图。包括：主爆孔1、缓冲孔2.

图4是本发明实施例提供的炮孔封堵与间隔装药示意图。其中：图4(a)中心掏槽孔；图4(b)二级楔形掏槽孔；图4(c)三级楔形掏槽孔；图4(d)主爆孔。

如图5主爆孔和上下盘空孔实施效果；如图6分段实施锚杆支护效果图。如图7使用该方法后采场上采采幅控制效果图。

以上所述，仅为本发明的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，都应涵盖在本发明的保护范围之内。