一种斜分条分段崩落方法、采场结构、应用

摘要

本发明属于金属矿床地下采矿技术领域，公开了一种斜分条分段崩落方法、采场结构、应用，采用斜分条采场结构进行分段开采，在每一分条的上下两个分段分别布置诱导进路与回收进路，位于上分段的诱导进路回采时形成适宜采空区，诱导上覆矿岩自然冒落，留于采场的自然冒落矿石与部分崩落矿石，由位于下分段的回收进路回采时放出。本发明利用倾斜、急倾斜矿体的采动压力破碎上盘侧矿石，实现自然落矿，由此节省了爆破工程，并增大了回采进路的矿石层高度，减小下盘残留矿石量，从而实现增效降耗与改善矿石回采指标；成本低、安全性好、损失贫化低、开采效率高，适用于倾斜、急倾斜层状中厚到厚矿体，比常规无底柱分段崩落法，可降低损失贫化8～10个百分点。

权利要求

1.一种斜分条分段崩落方法，其特征在于，所述斜分条分段崩落方法包括：将矿体按斜面划分成条带，按条带划分采场；

采用斜分条采场结构进行分段开采，在每一分条的上下两个分段均布置诱导进路与回收进路；

位于上分段的诱导进路回采时形成适宜采空区，诱导上覆矿岩自然冒落；

留于采场的自然冒落矿石与部分崩落矿石通过位于下分段的回收进路回采时放出；

所述采用斜分条采场结构进行分段开采包括：保持分条内崩落与冒落矿石散体的轴线与回收进路放矿散体重力流的轴线重合，分段高度与分条水平宽度确定：B≤h(cotα+cotβ)+d

式中：h表示分段高度，单位为m；H表示分条矿体铅直厚度，单位为m；α表示矿体倾角，单位为°；β表示斜分条倾角，单位为°；B表示斜分条水平宽度，单位为m；d表示出矿口顶板轴线到采场边壁的水平距离，单位为m。

2.如权利要求1所述的斜分条分段崩落方法，其特征在于，所述回收进路的位置由放矿流轴与充分回采下盘矿体的需要确定；所述诱导进路的水平位置由分条内落矿炮孔长度均匀性确定。

3.如权利要求1所述的斜分条分段崩落方法，其特征在于，所述诱导进路崩落矿石层高度不小于15m，根据诱导矿石层高度，放出崩矿量的35％～45％，形成采空区。

4.如权利要求1所述的斜分条分段崩落方法，其特征在于，以切割槽为自由面，按崩矿步距退采诱导进路，退采长度达15～20m后，开始按步距退采下盘侧回收进路，回收进路与诱导进路同步退采。

5.如权利要求1所述的斜分条分段崩落方法，其特征在于，以所述诱导进路在掘进时紧跟工作面支护，即巷道爆破出碴后，打锚杆与挂网支护，掘进2～3个循环后，喷浆支护；对下盘侧的回收进路的巷道在掘进15～20m后，对巷道顶板集中打锚杆与挂网喷浆支护。

6.一种用于如权利要求1～5任意一项所述的斜分条分段崩落方法的采场结构，其特征在于，所述采场结构采用斜分条采场结构，由斜坡道通达分段巷道，由分段巷道掘进进路联巷与切割巷道，再由进路联巷与切割巷道掘进下盘侧回收进路与矿体内的诱导进路；

在切割巷道的端部开凿切割井，以切割井为自由面，爆破拉开有切割槽；

所述斜分条采场结构的每一分段布置矿体内诱导进路与下盘侧回收进路，所述矿体内诱导进路与下盘侧回收进路均属于相邻斜分条采场。

7.如权利要求6所述的采场结构，其特征在于，所述下盘侧回收进路布置若干回采炮孔，所述下盘侧回收进路采用截止品位控制放矿。

8.如权利要求6所述的采场结构，其特征在于，围岩中等稳定及以下的沿脉进路，均采用喷锚网支护，锚杆长1.6～2.4m，普通金属网，喷层厚50～80mm；诱导进路进行全面支护，下盘侧回收进路在出矿口眉线位置进行支护。

9.一种金属矿床地下采矿方法，其特征在于，所述金属矿床地下采矿方法使用权利要求1～5任意一项所述的斜分条分段崩落方法。

说明书

一种斜分条分段崩落方法、采场结构、应用

技术领域

[0001] 本发明属于金属矿床地下采矿技术领域，尤其涉及一种斜分条分段崩落方法、采场结构、应用。

背景技术

[0002] 目前：无底柱分段崩落法用于开采倾斜急倾斜中厚到厚矿体时，随采深增大，上盘侧矿体采动压力越来越大，严重影响采准工程的稳定性，炮孔完好率难于保证，给落矿造成困难；此外，崩落矿石的下盘残留量大，造成矿石损失贫化大。

[0003] 倾斜与急倾斜矿体崩落法开采，普遍存在楔形体地压现象，即在采空区冒透地表后，上盘围岩滞后冒落而发生断裂，形成楔形体。楔形体的重力与采深的平方成正比，因此在达到一定采深后，随采深增大，楔形体压力迅速增大，此时楔形体尖部的应力集中区，便会出现地压显现，表现为巷道断面收缩变小，表层围岩结构面扩张。地压显现的范围一般可达分段高度的1.2～1.5倍，此范围内的岩体裂隙发育，可冒性增强。

[0004] 为解决采动地压破坏问题，回采进路高应力区一般采用较高级别的喷锚网支护；为控制损失贫化，下盘侧回采进路通常开掘3～5m高的下盘岩石；为解决回采炮孔完好率问题，通常控制一次施工炮孔的排数，采场凿岩与回采分几次交替进行。对上盘侧高应力矿
体，采用增强巷道支护强制崩落回采的方法，导致耗能成本增大；同时，一条进路凿岩与回采多次交替进行，严重影响开采效率。为此，亟需发明一种与三律(岩体冒落规律、散体移动规律与地压显现规律)相适应的采矿方法，以实现增效降耗与改善矿石回采指标的目的。

[0005] 通过上述分析，现有技术存在的问题及缺陷为：

[0006] (1)对上盘侧高应力矿体，采用增强巷道支护强制崩落回采的方法，导致耗能成本增大。

[0007] (2)现有的金属矿床地下采矿方式采用一条进路凿岩与回采多次交替进行，严重影响开采效率。

发明内容

[0008] 针对现有技术存在的问题，本发明提供了一种斜分条分段崩落方法、采场结构、应用。

[0009] 本发明是这样实现的，一种斜分条分段崩落方法包括在分段沿脉进路里钻凿回采炮孔、按步距回采落矿与出矿工艺，具体包括：

[0010] 采用斜分条采场结构进行分段开采，在每一分条的上下两个分段分别布置诱导进路与回收进路，位于上分段的诱导进路回采时形成适宜采空区，诱导上覆矿岩自然冒落。留于采场的自然冒落矿石与部分崩落矿石，由位于下分段的回收进路回采时放出。

[0011] 进一步，保持分条内崩落与冒落矿石散体的轴线与回收进路放矿散体重力流的轴线重合，分段高度与分条水平宽度由下式确定：

[0012]

[0013] B≤h(cotα+cotβ)+d

[0014] 式中h表示分段高度，单位为m；H表示分条矿体铅直厚度，单位为m；α表示矿体倾角，单位为°；β表示斜分条倾角，单位为°；B表示斜分条水平宽度，m；d表示出矿口顶板轴线到采场边壁的水平距离，m。

[0015] 一般d＝5～6m，β＝70°～80°，h＝12～20m，B＝12～18m。回收进路的位置，由放矿流轴与充分回采下盘矿体的需要确定；诱导进路的水平位置，主要由分条内落矿炮孔长度均匀性确定。

[0016] 进一步，诱导进路崩落矿石层高度一般不小于15m(从巷道顶板算起)，根据诱导矿石层高度，放出崩矿量的35％～45％，形成既满足诱导冒落矿石的碎胀要求又防止诱导冒
落区的侧面废石率先流入采空区内的采空区。

[0017] 进一步，每一分段布置矿体内诱导进路与下盘侧回收进路，两条进路分别属于相邻斜分条采场。同分段两采场进路协调回采，先回采上盘侧矿体内的诱导进路，滞后15～
20m回采下盘侧的回收进路。

[0018] 进一步，下盘侧回收进路合理布置回采炮孔，在完整崩落下盘矿量的同时，与上盘侧采空区完全崩透，促进上盘侧未崩落矿体的自然冒落。下盘回收进路采用截止品位控制放矿尽量增大放出量。

[0019] 本发明的另一目的在于提供一种采场结构，所述采场结构采用斜分条采场结构，由斜坡道通达分段巷道，由分段巷道掘进进路联巷与切割巷道，再由进路联巷与切割巷道
掘进下盘侧回收进路与矿体内的诱导进路；

[0020] 在切割巷道的端部开凿切割井，以切割井为自由面，爆破拉开有切割槽。

[0021] 所述斜分条采场结构的每一分段布置矿体内诱导进路与下盘侧回收进路，所述矿体内诱导进路与下盘侧回收进路分别属于相邻斜分条采场。

[0022] 进一步，所述下盘侧回收进路布置若干回采炮孔，所述下盘回收进路采用截止品位控制放矿。

[0023] 进一步，围岩中等稳定及以下的沿脉进路，均采用喷锚网支护，锚杆长1.6～2.4m，普通金属网，喷层厚50～80mm；诱导进路进行全面支护，下盘侧回收进路在出矿口眉线位置进行支护。

[0024] 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：本发明提供的斜分条分段崩落法利用倾斜、急倾斜矿体的采动压力破碎上盘侧矿石，实现自然落矿，由此节省了爆破工程，并增大了回采进路的矿石层高度，减小下盘残留矿石量，从而实现增效降耗与改善矿石回采指标。该法是一种成本低、安全性好、损失贫化低、开采效率高的安全高效采矿方法，适用于倾斜、急倾斜层状中厚到厚矿体，比常规无底柱分段崩落法，可降低损失贫化8～10个百分点。

[0025] 本发明中的回收进路在崩落矿石的同时，也卸掉了对下一采场待冒落矿石的支撑作用，加之爆破震动的作用，保障下一采场上盘侧矿石的自然冒落。这种相辅相成的采场之间的相互作用，进一步降低了采矿能耗，提高了开采效率，从而使斜分条分段崩落法具有生产成本低、损失贫化小、开采效率高的特点，成为开采倾斜急倾斜中厚到厚矿体的低成本、低贫损、安全高效采矿方法。

附图说明

[0026] 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。

[0027] 图1是本发明实施例提供的斜分条分段崩落方法流程图。

[0028] 图2是本发明实施例提供的采场结构的结构示意图。

[0029] 图3是本发明实施例提供的切割巷道的结构示意图。

[0030] 图4(a)是本发明实施例提供的诱导进路支护形式示意图。

[0031] 图4(b)是本发明实施例提供的回收进路支护形式示意图。

[0032] 图中：1、分段巷道；2、回收进路；3、诱导进路；4、回采炮孔；5、斜坡道；6、切割巷道；7、切割井；8、矿体边界；9、矿石溜井。

具体实施方式

[0033] 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。

[0034] 针对现有技术存在的问题，本发明提供了一种斜分条分段崩落方法、采场结构、应用，下面结合附图对本发明作详细的描述。

[0035] 如图1所示，本发明实施例提供的斜分条分段崩落方法包括：

[0036] S101，将矿体按斜面划分成条带，按条带划分采场；

[0037] S102，采用斜分条采场结构进行分段开采，在每一分条的上下两个分段分别布置诱导进路与回收进路；

[0038] S103，位于上分段的诱导进路回采时形成适宜采空区，诱导上覆矿岩自然冒落；

[0039] S104，留于采场的自然冒落矿石与部分崩落矿石通过位于下分段的回收进路回采时放出。

[0040] 下面结合具体实施例对本发明的技术方案进一步进行描述。

[0041] 本发明实施例提供的分条分段崩落方法包括采准、切割与回采，以及诱导冒落控制等。

[0042] 如图2所示，在矿床地质剖面图上，确定分段高度与分条宽度，方法是：先沿矿体下盘边界，确定回收进路的合适位置，再按其可充分回采下盘矿体的范围、放出体最大宽度、上盘侧可诱导矿石层高度以及设备凿岩能力，综合分析确定分条宽度与分段高度。最后，按回收进路放矿的散体流动轴线与采场崩落冒落散体堆形心线重合的原则，确定分条边界线的倾角。

[0043] 最终确定的分段高度与分条宽度，需满足下式：

[0044]

[0045] B≤h(cotα+cotβ)+d

[0046] 式中h表示分段高度，m；H表示矿体铅直厚度，m；α表示矿体倾角，°；β表示斜分条倾角，°；B表示斜分条水平宽度，m；d表示出矿口顶板轴线到采场边壁的水平距离,m。

[0047] 一般d＝5～6m，β＝70°～80°，h＝12～20m，B＝12～18m，矿体内诱导进路的水平位置，主要由落矿炮孔长度均匀性确定。

[0048] 分段采准工程的布置形式与施工顺序如图3所示。由斜坡道通达分段巷道，由分段巷道掘进进路联巷与切割巷道，再由进路联巷与切割巷道掘进下盘侧回收进路与矿体内的
诱导进路。在切割巷道的端部开凿切割井，以切割井为自由面，爆破拉开切割槽。再以切割槽为自由面，按崩矿步距退采诱导进路，退采长度达15～20m后，开始按步距退采下盘侧回收进路。此后，回采进路与诱导进路同步退采。

[0049] 如图3所示，矿体内的诱导进路仍在楔形体压力作用范围之内，虽然受斜分条高位采空区卸压影响，应力集中系数有所降低，但仍将受到较大的采动应力作用，掘进时需要紧跟工作面支护，即巷道爆破出碴后，立即打锚杆与挂网支护，掘进2～3个循环后，喷浆支护。
对于下盘侧的回采进路，位于上分段诱导进路回采卸压区内，采动压力较小，但该进路每一步距采出矿量多，放出体的发育程度与出矿口眉线的完整性关系密切，为保护出矿口眉线，仍需要对巷道顶板适当支护，增强巷道围岩在落矿时的抗爆破震动能力，以及大块卡口时
的抗二次爆破冲击能力。该巷道可掘进15～20m后，集中打锚杆与挂网喷浆支护。

[0050] 围岩中等稳定及以下的沿脉进路，均采用喷锚网支护，锚杆长1.6～2.4m，普通金属网，喷层厚50～80mm，诱导进路承受较大的采动压力，采用图4(a)所示的支护形式；而下盘侧回收进路，主要保护出矿口眉线稳定性，采用图4(b)所示支护形式。

[0051] 在本发明的描述中，除非另有说明，“多个”的含义是两个或两个以上；术语“上”、“下”、“左”、“右”、“内”、“外”、“前端”、“后端”、“头部”、“尾部”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对
本发明的限制。此外，术语“第一”、“第二”、“第三”等仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性。

[0052] 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。