本发明公开了一种充填体下安全高效的采矿方法，该方法开掘辅助中段，与上中段高差距离14m；在辅助中段采场内布置有大孔硐室，在大孔硐室顶部矿体内以及采场底部的矿体内均施工切割井和中炮孔，在大孔硐室内施工大直径深孔。大孔硐室布置在原矿内，其较为稳定，便于支护，保证了作业的安全性。采场顶板充填体未被破坏，有利于采场顶板的稳定性。采用控制爆破技术，大孔硐室下的大直径炮孔与其上中炮孔一次爆破，提高了生产效率。
1.一种充填体下的采矿方法，其特征在于：包括以下步骤：
1)沿着矿体走向将矿体划分为若干矿块，每个矿块再划分成矿房和矿柱，矿房和矿柱底部中间设有底柱；沿着矿体走向布置上盘回风巷和下盘沿脉运输巷；下盘沿脉运输巷与矿体走向平行且其一侧布置有溜井；矿柱底部开掘有出矿巷，矿房底部开掘有凿岩巷，出矿巷和凿岩巷之间开掘有出矿进路，出矿进路与出矿巷呈45°夹角；
采场开采采用隔三采一的方式，采场顶板为胶结充填体，单个采场的长度为30～50m，宽度为10～16m，高度为50～120m；
2)开掘辅助中段，所述辅助中段与上中段高差距离14m；辅助中段部位沿着矿体走向布置上盘回风巷和下盘沿脉运输巷，所述上盘回风巷和下盘沿脉运输巷之间布置有穿脉，穿脉内布置有大孔硐室，大孔硐室内设有多个间隔分布的间柱，间柱将大孔硐室分割成多个小硐室；
3)在大孔硐室顶部矿石内和采场底部的矿石内均施工切割井和中炮孔，采场顶部矿体内切割井位置与大孔硐室的拉槽位置上下对应，采场底部的矿体内的切割井布置在靠近上盘凿岩巷内；在大孔硐室向下施工大直径炮孔；
4)所述凿岩巷也为受矿巷，以采场底部切割井为自由面，以该切割井和受矿巷为补偿空间爆破形成切割槽，以切割槽和受矿巷为补偿空间爆破形成V型受矿堑沟，高度为12～
5)采用控制爆破技术对大直径炮孔进行大直径深孔拉槽，拉至距大孔硐室底板5m～
6)选定大孔硐室中与拉槽位置对应的小硐室，采用微差控制爆破技术将该小硐室坡顶以及其上部中炮孔一次爆破，大直径炮孔先爆，接着爆破该小硐室上部中炮孔，形成切割槽；
7)利用步骤6)得到的切割槽作为自由面，V型受矿堑沟和该切割槽为补偿空间，采用控制爆破技术进行侧向爆破，侧向爆破过程中，小硐室外侧的间柱保留，小硐室与其内侧的间柱同时爆破；
8)采场通风后，爆破下来的矿石，由铲运车运至溜井，提升至地表，完成回采。
2.根据权利要求1所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：
根据围矿岩稳定程度，确定大孔硐室施工边界线和边孔布置位置，当大孔硐室施工在采场边界线上，边孔布置在距边界线1.2m。
3.根据权利要求1所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：大孔硐室拉槽采用从下向上逐层阶梯拉槽，每层3.0m，拉到距大孔硐室底板5.0m～10m停止。
4.根据权利要求1所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：所述中炮孔直径为
70mm，中炮孔排距为1.5m，孔底距为1.8m～2.0m；切割井附近的3m中炮孔排距为1.0m；大炮孔直径为165mm，大炮孔间距为4.0m，排距为3.0m～3.4m。
5.根据权利要求1所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：中炮孔采用BQF-100装药器装药，使用2#岩石或铵松蜡炸药，采用非电毫秒雷管多排微差控制爆破技术，炮孔延米平均崩矿量6～8吨，回采炸药单耗每吨0.48公斤；大炮孔爆破采用采场凿岩一次完成，大炮孔爆破前，在装药前用预制混凝土塞堵孔，填砂1.2～1.5m后进行装药，采用间隔装药，装
1.6m～2.0m乳化炸药间隔1.2m砂，顶板堵砂2.0m，采用非电起爆系统双路起爆，采用毫秒微差爆破控制单向药量，每段炸药量不超过300kg，回采炸药单耗每吨0.37公斤。
6.根据权利要求1所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：采场两边矿房采完后充填，填充时，在出矿进路砌筑充填挡墙，先在辅助中段架设充填管至采场，充填接近辅助中段底板时，在辅助中段大孔硐室两边巷道砌筑充填挡墙，待挡墙达到强度要求时，从上中段架设充填管至采场进行充填结顶，填料浆的浓度控制在68～75％，直至上中段巷道结顶结实。
一种充填体下的采矿方法
技术领域：
[0001] 本发明属于地下矿山采矿技术领域，是一种空场嗣后充填采矿方法，主要适用于矿岩稳固性中等以上，采场在充填体下开采，是一种充填体下安全高效的采矿方法。背景技术：
[0002] 矿山开采中，经常遇到上中段开采结束，转中段进行开采，开采到采场上中段已被开采充填。大孔硐室布置在充填体内，充填体不稳固，大孔硐室自身稳定性较差，支护成本高，难度大，即使采用锚索锚网喷砼联合支护，难以解决大孔硐室顶板稳固性的问题。中、大孔落矿嗣后充填采矿法生产能力大，作业人员安全性高，对地表环境影响小。高浓度胶结充填技术已广泛应用，为矿山规模开采，提供了条件。发明内容：
[0003] 本发明目的就是为了弥补已有技术的缺陷，提供一种充填体下安全高效的采矿方法。
[0004] 本实用新型是通过以下技术方案实现的：
[0005] 一种充填体下的采矿方法，其特征在于：包括以下步骤：
[0006] 1)沿着矿体走向将矿体划分为若干矿块，每个矿块再划分成矿房和矿柱，矿房和矿柱底部中间设有底柱；沿着矿体走向布置上盘回风巷和下盘沿脉运输巷；下盘沿脉运输巷与矿体走向平行且其另一侧布置有溜井；矿柱底部开掘有出矿巷，矿房底部开掘有凿岩巷，出矿巷和凿岩巷之间开掘有出矿进路，出矿进路与出矿巷呈45°夹角。
[0007] 所述采场开采采用隔三采一的方式，采场顶板为胶结充填体，单个采场的长度为30～50m，宽度为10～16m，高度为50～120m。
[0008] 2)开掘辅助中段，所述辅助中段与上中段高差距离14m；辅助中段部位沿着矿体走向布置上盘回风巷和下盘沿脉运输巷，所述上盘回风巷和下盘沿脉运输巷之间布置有穿脉，穿脉内布置有大孔硐室，大孔硐室内设有多个间隔分布的间柱，间柱将大孔硐室分割成多个小硐室。
[0009] 3)在大孔硐室顶部矿石内和采场底部的矿石内均施工切割井和中炮孔，采场顶部矿体内切割井位置与大孔硐室的拉槽位置上下对应，采场底部的矿体内的切割井布置在靠近上盘凿岩巷内；在大孔硐室向下施工大直径炮孔。
[0010] 4)所述凿岩巷也为受矿巷，以采场底部切割井为自由面，以该切割井和受矿巷为补偿空间爆破形成切割槽，以切割槽和受矿巷为补偿空间爆破形成V型受矿堑沟，高度为12～16m，铲运机从出矿进路将崩落矿山运至溜井。
[0011] 5)采用控制爆破技术对大直径炮孔进行大直径深孔拉槽，拉至距大孔硐室底板5m～10m停止。
[0012] 6)选定大孔硐室中与拉槽位置对应的小硐室，采用微差控制爆破技术将该小硐室坡顶以及其上部中炮孔一次爆破，大直径炮孔先爆，接着爆破该小硐室上部中炮孔，形成切割槽。
[0013] 7)利用步骤6)得到的切割槽作为自由面，V型受矿堑沟和该切割槽为补偿空间，采用控制爆破技术进行侧向爆破，侧向爆破过程中，小硐室外侧的间柱保留，小硐室与其内侧的间柱同时爆破。
[0014] 8)采场通风后，爆破下来的矿石，由铲运车运至溜井，提升至地表，完成回采。
[0015] 一种充填体下的采矿方法，其特征在于：根据围矿岩稳定程度，确定大孔硐室施工边界线和边孔布置位置，当大孔硐室施工在采场边界线上，边孔布置在距边界线1.2m。
[0016] 一种充填体下的采矿方法，其特征在于：大孔硐室拉槽采用从下向上逐层阶梯拉槽，每层3.0m，拉到距大孔硐室底板5.0m～10m停止。
[0017] 所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：所述中炮孔直径为70mm，中炮孔排距为1.5m，孔底距为1.8～2.0m；切割井附近的3m中炮孔排距为1.0m；大炮孔直径为165mm，大炮孔间距为4.0m，排距为3.0m～3.4m。
[0018] 所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：中炮孔采用BQF-100装药器装药，使用2#岩石或铵松蜡炸药，采用非电毫秒雷管多排微差控制爆破技术，炮孔延米平均崩矿量6～8吨，回采炸药单耗每吨0.48公斤；大炮孔爆破采用采场凿岩一次完成，大炮孔爆破前，在装药前用预制混凝土塞堵孔，填砂1.2～1.5m后进行装药，采用间隔装药，装1.6m～2.0m乳化炸药间隔1.2m砂，顶板堵砂2.0m，采用非电起爆系统双路起爆，采用毫秒微差爆破控制单向药量，每段炸药量不超过300kg，回采炸药单耗每吨0.37公斤。
[0019] 所述的一种充填体下的采矿方法，其特征在于：采场两边矿房采完后充填，填充时，在出矿进路砌筑充填挡墙，先在辅助中段架设充填管至采场，充填接近辅助中段底板时，在辅助中段大孔硐室两边巷道砌筑充填挡墙，待挡墙达到强度要求时，从上中段架设充填管至采场进行充填结顶，填料浆的浓度控制在68～75％，直至上中段巷道结顶结实。
[0020] 开掘辅助中段，这个辅助中段与上中段距离14m，施工下盘沿脉、穿脉和上盘回风巷，巷道断面皆为小断面。
[0021] 采场顶板为充填体，暴露面积不宜过大，采场适合范围长度30～50m，宽度10～16m，高度50～120m。
[0022] 采场两边掘进出矿进路，采用矿房两边出矿，采场内残矿少。
[0023] 在大孔硐室与上中段充填体距离14m的矿体内，掘进切割井，在大孔硐室内施工中炮孔，中炮孔直径炮孔直径Φ70mm，大孔硐室内布置竖直孔，大孔硐室间柱布置扇形孔。
[0024] 在凿岩巷上盘布置切割井，利用中炮孔凿岩机施工中炮孔，直径Φ70mm，靠近切割井4～6排孔排距为1.0m。
[0025] 下盘部位大孔硐室施工倾斜大孔，倾斜大孔在矿体外的部分不装药，三排倾斜大孔之间距离小于3.5m，中间孔这段不装药。
[0026] 拉槽大孔硐室与大孔硐室上部中炮孔一次爆破，采用毫秒微差控制爆破技术，大孔硐室拉槽先爆，大孔硐室上部中炮孔后爆。
[0027] 大孔硐室竖直向下的大炮孔采用阶梯爆破和侧向爆破相结合的方式，控制单响炸药用量，有效控制爆破对采场底部结构的破坏影响。
[0028] 每次爆破大孔硐室破顶和上部中炮孔一致，每次爆破边界为大孔硐室与矿柱交界处，保留矿柱，便于下一次上部中炮孔装药施工。
[0029] 采场开采采用隔三采一的方式，这样布置采场开采对临近采场扰动小，二步骤回采的采场采用全尾充填。
[0030] 本发明采用以上技术方案具有以下积极效果：
[0031] 1)大孔硐室布置在原矿内，其较为稳定，便于支护，保证了回采的安全性。
[0032] 2)采场顶板充填体未被破坏，有利于采场顶板的稳定性。
[0033] 3)采用控制爆破技术，大孔硐室下的大炮孔与其上中炮孔一次爆破，提高了生产效率。
[0034] 4)辅助中段采用小断面巷道掘进，有利于节省成本。
[0035] 5)采场矿体近边界施工斜孔，有利于控制采场的边界，减少贫化。
[0036] 6)从采场两边进路出矿，出矿效率高，采场内残矿少。
[0037] 7)二步骤回采采场矿石出完后，采用全尾砂充填，节省充填成本。附图说明：
[0038] 图1为本发明采场结构平面图。
[0039] 图2为采场纵剖面图。
[0040] 图3为采场横剖面图。
[0041] 图4为采场大孔硐室剖面图。具体实施方式：
[0042] 参见附图。
[0043] 某矿矿岩稳定性较好，辅助中段4从斜坡道与上中段高差距离14m掘进沿脉5，矿房中间穿脉掘进凿岩巷4，上盘回风巷1与风井贯通。采场长50m，宽12.0m，高100m，采用一种充填体下安全、高效的采矿方法。具体实施步骤如下：
[0044] 采场布置
[0045] 采场长度为矿块厚度50m，宽度为12m，高度100m，大孔硐室12布置在辅助中段，大孔硐室上部和采场底部矿石采用中炮孔9落矿，中间采用大孔10落矿。采场底部切割井8布置在靠近凿岩巷上盘位置，上部切割井的位置与大孔硐室中拉槽的位置对应。采场底部采用V型堑沟11受矿，6m3铲运机从采场两边出矿巷出矿运至溜井，溜井7布置在下盘，采场开采采用隔三采一的方式。
[0046] 采准切割
[0047] 在采场相邻两矿房底部中间施工出矿巷6，出矿进路3与出矿巷呈45°角，出矿巷和出矿为三分之一三心拱，断面规格：4.2m×3.2m(宽×高)。在矿房底部布置凿岩巷，同时又是受矿巷，三分之一三心拱，其断面规格：4.2m×3.2m(宽×高)。辅助中段巷道为三分之一三心拱，断面规格：2.8m×2.8m(宽×高)。采场底部上盘凿岩巷一端布置切割井，其断面规格：1.8m×1.8m，高度为15m；大孔拉槽大孔硐室上部布置切割井8，其断面规格：1.8m×1.8m，高度为14m。采场上部与底部矿石利用中炮孔凿岩机凿岩，采场底部以切割井为自由面，切割井和受矿巷为补偿空间挤压控制爆破形成V型切割槽，以切割槽和受矿巷为补偿空间爆破形成V型受矿堑沟，高度为15m。在辅助中段采场内布置大孔硐室，大孔硐室为矩形，
1#大孔硐室长为5.6m，其余大孔硐室长为4.6m，宽为12.0m，高为3.8m，大孔硐室间柱长为
1.8m，采场两边矿房已采完后充填，大孔硐室施工在采场边界线上，边孔布置在距边界线
1.2m。利用大直径大孔凿岩机施工竖直向下炮孔，靠近下盘矿体边界施工向下斜孔。大孔硐室拉槽采用从下向上逐层阶梯拉槽，每层3.0m，拉到距大孔硐室底板10m停止。
[0048] 回采工作
[0049] 1、凿岩爆破
[0050] 采场大孔硐室以上矿石和V型受矿堑沟采用YGZ90中大孔凿岩机凿岩，大孔硐室上部施工竖直向上孔，大孔硐室间柱施工扇形孔，采场底部施工扇形孔，炮孔直径Φ70mm，正常排炮孔排距为1.5m，孔底距为1.8～2.0m；切割井附近3m，孔排距为1.0m。采场底部以切割井为自由面，切割井和受矿巷为补偿空间挤压控制爆破形成V型切割槽，以切割槽和受矿巷为补偿空间爆破形成V型受矿堑沟，高度为15m。中炮孔采用BQF-100装药器装药，使用2#岩石(或铵松蜡)炸药，采用非电毫秒雷管多排微差控制爆破技术，炮孔延米平均崩矿量6～8吨，回采炸药单耗每吨0.48公斤。
[0051] 1)辅助中段大孔大孔硐室两边已开采充填，大孔硐室施工在采场边界线上，边孔布置在距边界线1.2m。采用T-150潜孔钻机凿岩，大直径大孔直径Φ165mm，施工垂直和倾斜大孔，炮孔间距4.0m，排距3.0m～3.4m。拉槽大孔硐室增加5个竖直孔，间距2.0m，采用从下向上逐层阶梯拉槽，每层3.0m，拉到距大孔硐室底板10m停止，这样拉槽爆破受到夹制小，爆破效果好。利用微差控制爆破技术拉槽大孔硐室破顶与大孔硐室上面中炮孔一次爆破，大孔硐室破顶先爆大孔硐室，大孔硐室上面中炮孔接着爆破。大孔硐室竖直向下大孔采用阶梯爆破和侧向爆破相结合的方式，控制单响炸药用量，有效控制爆破对采场底部结构的破坏影响。采场大孔爆破采用采场凿岩一次完成，根据生产情况进行落矿，大孔爆破前，在装药前用预制混凝土塞堵孔，填砂1.2～1.5m后进行装药，采用间隔装药，装1.6m～2.0m乳化炸药间隔1.2m砂，顶板堵砂2.0m。采用非电起爆系统双路起爆，采用毫秒微差爆破控制单向药量，每段炸药量不超过300kg，回采炸药单耗每吨0.37公斤。爆破控制受矿巷内崩落矿石堆积量，受矿巷内堆积矿石对采场底部结构有保护作用。
[0052] 2、采场通风
[0053] 新鲜风流由沿脉运输巷经出矿巷进入采场工作面，污风经采场进入辅助和上中段回风巷，经回风井排出地表。
[0054] 3、出矿：
[0055] 爆破下来的矿石，利用6m3 JCCY-6铲运机从出矿进路运至溜井，溜至下阶段运输巷，经过电机车牵引矿车，送至溜破系统，提升至地表。
[0056] 4、充填
[0057] 采场出矿完毕后，在出矿进路砌筑充填挡墙，先在辅助中段架设充填管至采场，充填接近辅助中段底板时，在辅助中段大孔硐室两边巷道砌筑充填挡墙，待挡墙达到强度要求时，从上中段架设充填管至采场进行充填结顶。先从辅助中段充填减少充填对挡墙的冲击力，充填料浆的浓度控制在68～75％，采用全尾砂充填，直至上中段巷道结顶结实。
