为确 定岩体持续冒落的跨度，先按下式计算出临界持续冒落的半跨度1
[0057] 式中：T为顶板岩体单位面积上所能承受的极限压力，单位为t;1为临界持续冒落 的半跨度，单位为m;y为上覆岩层容重，单位为t/m2 (平面问题）；h为空区高度，单位为m;H为空区顶板最小埋深，单位为m;a为露天边坡角，单位为°。在此基础上，根据1值估算 岩体持续冒落的半跨度b:
[0058] b= (1. 25 ~1. 65)XI;
[0059] 式中，1为临界持续冒落的半跨度，单位为m。
[0060] 为促使采空区顶板围岩按零星冒落形式完成初始冒落，诱导工程4应布置在挂帮 矿位置较低的分段，其位置越低，回采面积就越大，越有利于按等价圆扩展采空区。但在诱 导工程4的下部，需留有1~2个分段的回采工程，以充分接收诱导冒落的矿石。最下一个 分段的回采工作面，在回采过程中保进路端部口不敞空，以保障工作面作业人员安全。
[0061] 本发明采用崩落法或诱导冒落法开采挂帮矿。在矿体之外靠近矿体的位置，从靠 近露天底部的台阶掘进措施平硐3,穿过受露天开采影响强度弱化的岩层，进入较稳定的岩 层后，掘进采区斜坡道，通达挂帮矿采场的各个分段，进而掘进诱导工程4与回采进路5等 各分段的采准工程。
[0062] 采准巷道的轴线与边坡面平行。首先回采诱导工程4,按回采方向6所示的方向从 分段的中部向四周均匀退采，以保持均匀扩展采空区面积，促使顶板矿岩按零冒落形式完 成初始冒落过程。在诱导工程4的上部矿岩开始冒落后，便可回采其下的回采进路5。由回 采进路5放出的矿石量，需满足诱导高度H。的要求，即在每一部位，由回采进路5放出的矿 石量与诱导工程4采出矿石量的总和，折算成实体矿石的高度，需不小于计算值H。，以满足 控制边坡岩移方向的要求。
[0063] 各分段的回采工艺过程，与无底柱分段崩落法相同。采出的矿石，可通过地下运输 系统运走，也可通过措施平硐3运至露开采场，经过倒装由露天运输系统运走。
[0064] 请参阅图3,接下来以某矿露天转地下开采为例，对本发明方法进行进一步说明： 某矿山露天开采境界设计为〇m水平，0m以下设计为地下开采。地下设计阶段高度120m，一 期开采〇m、-120m与-240m三个中段，其中Om中段用于开采东端帮的挂帮矿。东端帮的挂 帮矿体主要为富矿体，采用诱导冒落法开采，诱导工程4设计在+60m分段，用+45m与+30m 分段的回采接收冒落矿量。
[0065] 在露天采场+36m台阶掘进措施平硐3,配合主斜坡道工程，完成端部矿体的前期 采准与回采工作。诱导工程4(+60m分段）按I、II、III、IV区的顺序回采，其中I区为诱导 矿石冒落区，II、III、IV区为诱导上覆岩层冒落区，在I区回采完成后，方能进入II区回采， 依此类推。
[0066] 由计算得出，满足边坡岩移控制需要的采空区高度为27m，需利用诱导工程（+60m 分段）与+45m回采工程计两个分段的采出矿量满足采空区高度要求。在诱导工程的I区 回采结束后，上覆矿石发生了大量冒落，此时开始回采+45m分段，按采空区高度要求大量 放出冒落矿石，+45m分段的回采工作面，滞后于+60m分段4~5个步距。+45m分段退采到 +60m分段回采界线后，又向上盘退采10~15m，达到持续冒落跨度，诱导上覆围岩安全冒透 地表，形成的塌陷坑有效控制了边坡岩移的方向。
[0067] 本发明特别适用于露天转地下开采的大型金属矿床，在露天地下同时开采期间， 该技术由以往维护边坡稳定性保护露天采场安全转变为允许边坡破坏、控制其向塌陷区冒 落或滑落，由此可消除露天与地下开采的相互干扰，使露天与地下开采工艺优势得到充分 发挥，为露天地下协同高效开采矿提供了安全保障。
[0068] 对于本领域技术人员而言，显然本发明不限于上述示范性实施例的细节，而且在 不背离本发明的精神或基本特征的情况下，能够以其他的具体形式实现本发明。因此，无论 从哪一点来看，均应将实施例看作是示范性的，而且是非限制性的，本发明的范围由所附权 利要求而不是上述说明限定，因此旨在将落在权利要求的等同要件的含义和范围内的所有 变化囊括在本发明内。
[0069] 此外，应当理解，虽然本说明书按照实施方式加以描述，但并非每个实施方式仅包 含一个独立的技术方案，说明书的这种叙述方式仅仅是为清楚起见，本领域技术人员应当 将说明书作为一个整体，各实施例中的技术方案也可以经适当组合，形成本领域技术人员 可以理解的其他实施方式。
【主权项】
1. 一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，包括采用诱导冒落法开采挂帮矿，以及 将挂帮矿分为诱导冒落区与崩落回采区，其特征在于，通过调控诱导工程的布置形式与回 采顺序、以及崩落回采工程的放出矿石量，使采空区冒透地表后形成的塌陷坑的容积，足够 容纳边坡塌落与滑落的散体，由此引导边坡岩移的方向，使其指向塌陷坑，而不滑落于露天 坑底的露天采场。2. 根据权利要求1所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，所述采 空区高度H。按下式计算：其中，H。一采空区高度，单位为nnamb。一采空区等价圆的长半轴与短半轴，单位为m;n-冒落与滑落岩体的碎胀系数，一般n= 1. 10~1. 30 ;a-露天边坡角，单位为° ;P- 岩体滑落角，单位为° ;L一采空区顶板到露天边坡的水平距离，单位为m;ai为滑落散体坡 面角，单位为°。3. 根据权利要求2所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，岩体滑 落角P为65°~80°。4. 根据权利要求2所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，根据计 算得出的采空区高度H。，确定同时回采的分段数；当计算得出的空区高度大于一个分段回 采空区净高度时，则用2个或2个以上分段回采与放矿空间满足采空区高度要求，此时上分 段回采工程面超前下一分段5~IOm的距离退采，并使采空区形状保持等价圆形状均匀扩 大，以确保生产安全。5. 根据权利要求4所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，最下一 个分段的回采工作面，在回采过程中保进路端部口不敞空，以保障工作面作业人员安全。6. 根据权利要求2所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，在采空 区高度达到计算高度之前，控制采空区等价圆短轴的长度，使其小于临界持续冒落的半跨 度；当在采空区高度达到计算高度时，快速增大采空区等价圆短轴的长度，使其大于临界持式中：T为顶板岩体单位面积上所能承受的极限压力，单位为t;1为临界持续冒落的半 跨度，单位为m;y为上覆岩层容重，单位为t/m2;h为空区高度，单位为m;H为空区顶板最 小埋深，单位为m;a为露天边坡角，单位为°。7. 根据权利要求6所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，岩体的 持续冒落的半跨度b为临界持续冒落的半跨度1的1. 25~1. 65倍。8. 根据权利要求2所述的露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，其特征在于，所述诱 导工程采出矿石量与其下回采进路放出矿石量的总和，折算成实体矿石的高度，需不小于 计算值H。。
【专利摘要】本发明公开了一种露天转地下挂帮矿采动岩移控制方法，包括采用诱导冒落法开采挂帮矿，以及将挂帮矿分为诱导冒落区与崩落回采区，通过调控诱导工程的布置形式、回采顺序与回采跨度、以及崩落回采工程的放出矿石量，使采空区冒透地表后形成的塌陷坑的容积足够容纳边坡塌落与滑落的散体，由此引导边坡岩移的方向，使其指向塌陷坑，而不滑落于露天坑底的露天采场，由此保障露天延深开采不受挂帮矿采动岩移危害。本发明特别适用于厚大矿体露天转地下开采的金属矿山，为露天地下协同开采提供了保障生产安全的关键技术。
【IPC分类】E21C41/16
【公开号】CN105041315
【申请号】CN201510359661
【发明人】任凤玉, 李海英, 任思潼, 丁航行
【申请人】东北大学
【公开日】2015年11月11日
【申请日】2015年6月26日