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预控顶分段空场嗣后充填采矿法高效回采支护技术研究

2025-03-09 41 上传者：管理员

摘要：为解决某铁矿破碎围岩区域回采稳定性问题，采用预控顶分段空场嗣后充填采矿法安全高效回采，开展预控顶巷道支护方案优化研究。以某铁矿北部区域破碎矿体为研究对象，结合矿体赋存条件、预控顶作用机理及岩体稳定性等因素，提出预控顶分段空场嗣后充填采矿法的技术方案；其次结合现有采切工程布置方案，对采矿方法进行优化，提出了“锚网喷+短锚索+长锚索”的护顶巷联合支护方法。现场实践验证，该预控顶支护技术适合破碎围岩矿体的开采技术条件，具有采场稳定性好、损失贫化率低、综合回采成本低等优点，取得良好应用效果，研究成果可为类似矿山高效回采提供一定的参考。

关键词：
分段空场嗣后充填采矿法
破碎矿体
联合支护技术
采矿方法
预控顶支护
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典型的采矿方法有阶段(分段)矿房法､阶段(分段)崩落法及分层充填法等,特殊情况遇到节理裂隙发育､矿岩稳固性差的矿山,典型采矿方法就不能再使用[1-4]｡某铁矿为缓倾斜厚大矿体,矿体顶､底板岩石主要为结晶灰岩与大理岩,局部构造角砾岩与矽卡岩稳固程度较差｡岩体质量主要以Ⅳ级为主,存在部分Ⅲ和Ⅴ级,抗压强度较低｡设计采用空场嗣后充填法开采,矿块高度30m,矿块宽度15m,矿块长度50m｡但由于矿体与顶底板围岩均不稳定,应用空场嗣后充填法开采经常发生顶板垮冒､地压显现等现象,严重影响矿山的安全高效回采,已成为当前矿山亟需解决的重中之重[5-9]｡本文基于中关铁矿-230m水平下盘缓倾斜软破厚大矿体开采过程中面临的矿体回采困难､空场稳定性弱､支护参数不合理等问题,对矿房预控顶支护参数进行优化,确保安全高效和顺利充填,为同类矿山安全高效开采提供一定借鉴｡

1、预控顶分段空场嗣后充填采矿法原理分析

1.1采矿法的基本原理

预控顶分段空场嗣后充填采矿法是一种先进的地下矿山开采技术｡其基本原理:在进行矿体开采时,先将矿体划分为若干个分段,然后在地面或者井下预先构建一个稳定的顶板支撑系统,以控制顶板的移动和稳定｡接着,对矿体进行切割,逐个分段进行采矿作业｡在采矿过程中,将产生的矿石和部分围岩(煤矸石)进行粉碎,然后通过管道输送系统送至地面或者井下的充填系统,再将这些材料充填到已经采空的矿段中,以此来实现对采空区的填充和顶板的支撑[10-11]｡

1.2采矿法的应用范围及优缺点

预控顶分段空场嗣后充填采矿法适用于品位较高､厚度较大､倾斜较小的矿体开采｡尤其适用于那些顶板稳定性较差､地压较大､难以采用传统采矿方法进行开采的矿体[12]｡

优点:(1)提高矿石回收率｡通过嗣后充填,可以有效减少矿石损失,提高矿石回收率｡(2)减少矿区地表沉降｡充填采矿法可以有效控制岩层的移动,减少矿区地表沉降,降低对环境的影响｡(3)提高生产安全｡预控顶分段空场嗣后充填采矿法可以有效控制顶板稳定性,降低矿井生产过程中的安全风险｡(4)提高生产效率｡采用智能化抛矸系统和远程操作控制,可以大大提高生产效率,降低劳动强度｡

缺点:(1)充填材料成本较高｡充填采矿法需要大量的充填材料,相应的成本也较高｡(2)生产工艺复杂｡预控顶分段空场嗣后充填采矿法的生产工艺较为复杂,对生产设备和操作人员的要求较高｡(3)能耗较高｡由于需要大量的充填材料和粉碎设备,相应的能耗也较高｡

2、工程概况及开采方法

2.1采场布置与结构参数

将矿块间隔划分为矿房矿柱,房柱宽10m,高15m,长25m,多个矿房矿柱组成1个盘区,盘区长60m,高60m,分段高度为15m｡

2.2采准工程布置

该采矿方案采用分段平巷和集中出矿溜井的无轨采准方式｡平行采场边界布置分段运输平巷,采场分段联络道将分段运输平巷与采场相连,溜井联络巷与中段集中出矿溜井相联,从而构成盘区无轨采准系统｡

采场下部不留矿石底柱,直接从采场底板开始回采,利用分段运输平巷接掘进垂直矿体走向的分段出矿横巷,然后掘进分段凿岩巷道直到矿体盘区分界线处,然后后退式回采,回采后在底板上构筑钢筋混凝土假底,上部留3.0~5.0m的顶柱,待中段各采场回采结束后统一回采｡采场布置与结构参数,如图1所示｡

图1采场布置与结构参数

2.3回采工艺

首先,通过分段联络道到达矿体边界,掘进凿岩巷道至采场边界,同时,在上一分段掘进凿岩巷道,凿岩巷道采用锚喷支护;其次,沿凿岩巷道在采场的一端布置切割天井,通过拉槽形成切割槽,以切割槽为自由面,在凿岩巷道内布置上向扇形中深孔,孔网参数根据具体采场的矿岩性质进行计算获得;最后,进行装药爆破落矿,由采场一端向另一端后退式回采,每次崩矿2~4排｡爆破落矿结束,经一定时间的通风后,采用铲运机进行出矿,铲运机由分段运输平巷经分段联络道进入凿岩巷道铲装矿石,之后返回分段运输平巷经溜井联络道将矿石倒入矿石溜井,完成矿石运搬｡该采矿方案出矿采用平底结构｡

该采矿方法采用预控顶控制顶板｡通过在采场的上一分段掘进凿岩巷道,并以巷道为自由面向两帮扩帮形成拉底;采用锚喷网联合支护方式对采场的顶板进行支护,同时对采场的侧帮采用长锚索进行支护｡采场充填时,首先,对采场的出矿巷道采用充填挡墙进行封堵;其次,充填管路由分段运输平巷经上分段的分段联络道架设于采场顶板,同时架设泄水管经过采场和充填挡墙延伸至充填挡墙之外;最后,按设计的充填配比进行采场充填｡

2.4主要技术指标

通过计算,该方法主要技术指标:

3、预控顶支护方法

针对该矿床顶板裂隙发育､破碎的特点,选用了“树脂锚杆+湿喷砼”的锚喷联合护顶技术｡锚喷支护能及时支护和加固围岩,封闭围岩的张性裂隙和节理,加固围岩结构面,有效地发挥岩块间的镶嵌､咬合和自锁作用,从而提高岩体的自身强度､自承能力和整体性｡韩斌等[12]采用湿喷混凝土+树脂锚杆支护技术替代传统的干喷+钢网+锚杆的支护工艺,支护强度提高了45%~85%｡针对松散破碎矿岩,采用机械化湿喷混凝土与树脂锚杆联合支护工艺,有效保证了巷道的稳定性､返修率[13]｡

3.1预控顶原理

在采场的地质环境中,存在着顶底板或上盘围岩不稳定的现象,主要受到第IV类岩体的影响｡这类岩体具有整体性和稳定性较差的特点,表现为自身支撑能力有限,层理､节理裂隙明显,以及构造影响显著｡同时,这些岩体吸水性较高,透水性较低,甚至存在易膨胀等现象,通常呈碎块状或泥状｡在未进行支护的情况下,这部分岩石可能在几小时或几天内出现冒落的风险｡

3.2护顶巷施工方案

(1)护顶巷掘进爆破参数井下采准工程爆破采用2#岩石乳化炸药,数码电子雷管起爆;中深孔爆破采用BQF-100风动装药器装药,炸药型号为膨化硝铵炸药,配合数码电子雷管起爆｡200m水平预控巷爆破主要参数表,如表1所示｡

表1200m水平预控巷爆破主要参数表

(2)护顶巷初次支护(锚网喷)

锚杆选用φ20mm×2400mm的左旋无纵肋螺纹钢式树脂锚杆,间排距800mm×800mm,矩形布置,锚杆采用半长锚固,树脂药卷采用MSCK2360型号｡金属网采用6#圆钢加工,规格宽度1.0m,长度2.0m,网格100mm×100mm;网片搭接长度100mm,采用16#铁丝绑扎,绑扎间距300mm｡锚杆扭矩≥120N·m,锚固力大于50kN｡素喷强度等级为C20,喷浆设备选择矿用ML-6型喷浆机,工作能力6.0m3/h,电机功率5.5kW｡原材料配比为水泥∶砂子∶碎石∶水∶速凝剂=1∶1.8∶1.8∶0.45∶0.05;材料选择:水泥选择散装P.O42.5普通硅酸盐水泥,砂选择中粗机制砂,石子粒径5~10mm,水选择矿施工用水,速凝剂选择CC-10型速凝剂｡

(3)护顶巷二次支护(短锚索)

锚索选用φ17.8mm×6.0m的钢绞线,配合锚索钢性锁头,托盘采用2层10mm钢板,大托盘规格300mm×300mm,小托盘规格150mm×150mm,锚索按矩形布置,间排距2.0m×2.0m,锚索采用半长锚固,树脂药卷采用MSCK2360型号,锚索深入岩层有效长度5.0m,预留张紧长度0.3m｡

每排3根锚索沿巷道方向竖向使用钢筋梯连接｡钢筋梯采用φ16mm圆钢加工｡由于围岩破碎,防止塌孔及方便安装,锚索孔口安装3.0m长套管后再进行钻进｡

(4)护顶巷三次支护(长锚索)

长锚索选用φ17.8mm×15.0m钢绞线,间排距1.5m×2.5m,矩形布置,长锚索采用砂浆锚固,钻孔直径φ64mm;锚索安装完成后,尾端安装双层托盘及专用锁具进行预紧,锚索预紧强度50kN｡

3.3现场应用效果评价

(1)试验效果分析

预控顶分段空场嗣后充填采矿法经过不断优化研究与试验应用,能够较好地适用于复杂破碎地质条件下,目前已完成采场回采12个,回采矿房中所有预控顶巷道均未发生大面积垮冒变形现象,护顶支护效果良好,特别是在回采不稳定矿体时,有效提高了矿房稳定性,达到了预期优化效果｡

(2)工业试验应用

开展采场方法的工业试验,结果表明:单个采场的综合出矿能力可达210t/d,回收率88%,贫化率8%,采切比82m3/kt,损失率10%｡根据开采单元划分的设计,单个盘区共可布置采场约6个,盘区内采用2步骤回采,6个采场同时生产能力可达1200t/d,6个盘区同时生产,可实现7200t/d的生产规模｡以上经济技术指标的突破,均表明该方法具有良好的经济效益,可作为缓倾斜中厚破碎矿体大规模开采的有效方法｡降低采掘比3.5m/万t,单个矿房增加回收残矿0.4万t,矿块回采周期降低,提高了整体回采能力,达到了预期优化效果｡

4、支护技术应用效果评价

4.1稳定性评价

预控顶分段空场嗣后充填采矿法支护技术应用稳定性评价,如表2所示｡

表2预控顶分段空场嗣后充填采矿法支护技术应用稳定性评价

预控顶分段空场嗣后充填采矿法采用的“锚网喷+短锚索+长锚索”联合支护技术,在稳定性评价中表现优秀,各项指标均达到或优于预期标准,顶板最大下沉量为87.3mm,表明顶板控制在较为理想的范围内,没有超出设计容忍值,对采矿作业影响较小｡围岩最大水平位移量为42.6mm,显示围岩稳定,位移控制在安全范围内,减少了片帮风险｡锚杆应力为0.78,表明锚杆所受应力接近设计值但略有保留,确保了支护体系的长期稳定与安全性｡充填体平均密实度为2.28g/cm3,高于最低要求,确保了充填体的强度和稳定性,有效支撑了上方岩层｡巷道收敛率为1.34%,远低于上限值,表明巷道形状保持良好,结构稳定｡支护结构振动频率为12.6Hz,低于15Hz,说明支护结构在回采作业中的动态响应良好,未出现异常振动,有利于保持作业安全和延长结构寿命｡

4.2资源回收率评估

预控顶分段空场嗣后充填采矿法采用的高效回采支护技术在资源回收方面表现出色,不仅显著降低了矿石损失和贫化,还确保了高水平的总资源回收率,这对于提升矿山经济效益､促进资源的可持续开发利用具有重要意义｡预控顶分段空场嗣后充填采矿法支护技术资源回收率评估,如表3所示｡

表3预控顶分段空场嗣后充填采矿法支护技术资源回收率评估

矿石损失率为4.23%,低于行业标准,表明联合支护技术有效减少了开采过程中矿石的非故意遗弃,提高了资源利用率｡矿石贫化率为2.17%,同样优于参考值,这说明在采矿过程中,通过精确的爆破控制和有效的回采管理,减少了废石混入,保持了矿石品位｡总资源回收率高达93.59%,体现了该支护技术在提高采矿效率和减少资源浪费方面的显著成效,远超行业基准,经济与环保效益明显｡分段A和分段B的资源回收率虽有细微差别,但整体均维持在高水平,表明支护技术在不同地质条件下的适应性强,且采矿规划与执行严谨,实现了均衡高效的资源回收｡

5、结语

在深入分析矿体赋存条件的基础上,预控顶分段空场嗣后充填采矿法的技术方案设计需充分考虑矿体的几何形态､物理力学性质以及围岩的稳定性特征｡通过研究得出以下结论:

(1)安全稳定性好｡多层级的支护体系能有效抵抗开采过程中产生的动态和静态载荷,降低冒顶和片帮的风险,保障作业人员安全｡

(2)损失贫化率低｡通过精确的预控顶设计和高效充填技术,减少了矿石的损失和贫化,提高了资源回收率,经济效益显著｡

(3)综合回采成本低｡虽然初期支护投入相对较高,但由于减少了事故风险､提高了开采效率和资源利用率,从长远看,综合回采成本得到有效控制｡

针对破碎围岩矿体的开采,采用“锚网喷+短锚索+长锚索”联合支护的预控顶分段空场嗣后充填法,不仅在理论上具备坚实的基础,而且在实际应用中展现出良好的经济性和安全性,是实现高效､安全､绿色开采的重要技术途径｡未来,随着材料科学､信息技术和自动化技术的不断进步,这一方法有望得到进一步优化和完善,为采矿业的可持续发展提供更多可能性｡

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