陶 冠 周 波 伍垂志 陆芳萍

（隆林鑫隆矿业有限责任公司）

无底柱分段崩落法在那林金矿倾斜中厚矿体的应用

陶 冠 周 波 伍垂志 陆芳萍

（隆林鑫隆矿业有限责任公司）

详细介绍了无底柱分段崩落采矿法在那林金矿实验研究的情况。根据矿体的赋存特征，采用无底柱分段崩落采矿法开采该矿的倾斜中厚矿体，经过一段时间的应用与实践，取得了较好的经济效益。实验采场选择在660 m中段676m分段至684m分段14～20勘探线之间，工业储量22 778 t，实验取得的采矿损失率与贫化率分别为23.65%和18.18%。

金矿 无底柱分段崩落采矿法 中厚矿体 中深孔

那林金矿现主要开采Ⅱ号矿体，分布在矿区51～0、0～36勘探线之间，地表出露长2 300 m，控制矿体长2 100 m，斜深80～590 m，标高910～320 m，赋存于F2断层构造破碎带及其顶底板硅化、黄（褐）铁矿化砂泥岩中，矿体规模较大，呈板状、似层状、透镜状产出，形态平直。矿体产状较稳定，倾向169°～224°，倾角40°～70°，平均倾向193°，平均倾角52°；矿体厚度0.84～18.10 m，平均厚度6.78m，地质平均品位2.75 g／t，工业储量约1 143万t。矿体直接顶板不稳固，很容易造成顶板的冒落和塌方，对安全生产构成较大的威胁，并给矿石的损失和贫化管理带来难度。

从2001年7月至2008年5月，矿山采用无底柱浅孔留矿采矿法，但由于矿体倾角变化较大，矿岩稳固性较差，致使采场施工安全性很差，影响采场正常回采、出矿作业，采高7～8 m后就无法再往上回采，致使采场生产能力达不到选厂的处理量要求。针对该矿体以上特点，那林金矿经过多方考察、论证，最后确定采用无底柱分段崩落采矿法开采倾斜中厚矿体（矿体厚度＞4 m），无底柱分层崩落采矿法开采倾斜薄层矿体（矿体厚度≤4 m）。该采矿方法经过一段时间的生产实践，取得了较好的经济效果。

1 实验采场地质及开采技术条件

实验采场选择在660 m中段676 m分段至684 m分段14～20勘探线之间，分段高度8 m，684 m分段及以上矿体已经采完，采空区被覆盖层充填。该矿块呈板状、透镜状产出，受断裂构造控制，产状与F2断层基本一致，走向长100 m，倾向185°～199°，平均倾向192°，矿体下盘倾角43°～56°，上盘倾角49°～71°，平均品位2.31 g／t，矿体平均厚度8.11 m，工业储量22 778 t。

本矿块矿体赋存于F2断层破碎带中，由硅化破碎的断层角砾岩组成。矿体上下盘均为中～弱硅化的细砂岩、粉砂岩或泥岩，节理裂隙较发育；矿体主要为松散的断层角砾岩，并具有浸水性强、节理裂隙发育的特点；矿岩稳固性较差，致使采矿过程中，采场容易冒落，矿石损失贫化指标高，矿体与围岩没有明显的界线，靠化验品位区分矿岩。矿石密度2.85 t／m3，岩石密度2.65 t／m3，矿岩松散系数1.5～1.52，矿岩普氏系数f＝4～6，矿岩自然安息角37°，矿岩易爆易碎。整个矿块水文地质条件简单。由于矿块上部各分段已采空，地压显现较明显，回采进路容易坍塌、冒落，给矿体回采带来了一定的难度。

2 采矿方法应用与实践

2.1 无底柱分段崩落采矿法

该采矿方法适用于矿体垂直厚度大于4 m、倾角大于50°的倾斜中厚矿体，见图1。

图1 无底柱分段崩落采矿法

2.2 实验采场结构及布置

2.2.1 采场结构参数

采场沿矿体走向布置，采场长度100 m，分段高度8 m，宽为矿体厚度。前期开拓工程中已施工了1条溜矿井、1条通风人员材料井及脉外斜坡道。

2.2.2 采场采准切割工作

从斜坡道沿垂直矿体走向方位施工斜坡道与脉外分段平巷的联络巷，然后施工脉外分段平巷，需要施工联络巷与溜矿井、人员材料井连通，脉外分段平巷距离矿体下盘12～15 m，断面规格2.5 m×2.5 m。为了更好地控制矿体产状及出矿方便，在采场内每隔25 m需要施工1条脉内与脉外分段平巷的联络巷，称为穿脉平巷，共计5个，断面规格2.5 m ×2.5 m，此巷道需穿过矿体上盘控制矿体（通达矿体后亦可错开一定距离再施工脉内探矿平巷）。在矿体内靠下盘位置沿矿体走向掘进1条脉内回采进路（理论上允许吃进部分围岩），断面为三心拱，规格2.8 m×2.8 m。

在矿块端部布置切割平巷和切割天井，断面规格2.0 m×3.0 m，切割平巷和切割天井宜布置在矿体较厚处，切割平巷利用端部穿脉平巷扩帮形成，切割天井布置在矿体上盘，倾角同上盘矿体倾角，完成整个采场的采切工作。

2.2.3 巷道掘进与支护

脉外分段平巷、穿脉平巷掘进，可按普通巷道掘进方式进行，对于局部不稳固地段，按光面爆破掘进，采用喷浆支护，局部不稳固地段采用喷锚金属网支护。脉内回采进路掘进，一律按光面爆破掘进，每掘进4 m必须进行支护后方可向前掘进，脉内回采进路是集凿岩、出矿为一体，暴露时间长，加上矿体稳固性差，需进行喷锚金属网支护。

光面爆破施工：先掘进4 m左右的小断面，然后进行光面爆破，即按照巷道外形轮廓进行凿岩，巷道拱部孔距为300 mm，帮部400 mm。要求钻凿的光面爆破炮孔与巷道纵向中心线基本平行，采用间隔不藕合装药。其炮孔布置图见图2。

支护参数：脉外巷道喷浆支护，喷层厚度为50 mm，喷浆强度M20。脉内回采进路喷锚金属网支护，先喷射一层砂浆，喷层厚度为30 mm，喷浆强度M20；然后进行锚网支护，锚杆一端需要设计挡浆环，锚杆长度2 m，直径16 mm，锚杆网度1 m，锚杆锚固长度500mm，金属网网格50mm×50mm，宽度1.2 m；挂网支护时网与网之间必须有100 mm的重叠搭接，并要求金属网紧贴岩壁，锚杆垫板正向安装在金属网之外；喷锚金属网支护，一般金属网需挂到巷道腰线部位，如遇到回采进路极不稳固的情况，需挂到巷道底部；最后进行喷浆支护，喷层厚度为70 mm，喷浆强度M20。

图2 炮孔布置示意

2.2.4 采场回采工作

无底柱分段崩落采矿法回采矿石，需采用中深孔凿岩，选用YGZ－90型中深孔凿岩机，孔径为60 mm。脉内回采进路钻凿上向垂直扇形中深孔，排距1.6 m，孔底距1.8～2.2 m（下盘矿体部分炮孔为1.2～1.6 m）。切割槽同样钻凿上向垂直扇形中深孔，排距1.0 m，孔底距1.0～1.2 m。矿岩自然安息角37°，所以扇形中深孔两边底角炮孔倾斜角度控制在40°～45°。其上向垂直扇形中深孔布置图见图3。

图3 上向垂直扇形中深孔布置

爆破使用2＃岩石乳化炸药，采用人工装药，装药系数为80%～85%。爆破使用非电导爆管网络起爆，实现多段位接力微差起爆。落矿时先爆破两端切割槽形成有效爆破空间，再由切割槽沿两边向中央逐步起爆正常排位炮孔，每次放炮1～2排，每排崩矿量250 t左右，即形成2个出矿面。

2.2.5 出矿方式

崩落矿石使用WJD－1.0型铲运机出矿。由于放矿椭球体的存在，铲运机每次铲矿时应尽量由矿体下盘铲出，经脉外联络巷运输至溜矿井，矿石经溜矿井底部漏斗装入矿车，经斜井提升后由主平巷运出地表。出矿采用截止品位法，经过综合分析得出结论：当出矿品位低于1.2 g／t时停止出矿。

2.2.6 采场通风与地压管理

采场通风：新鲜风流从人员材料通风井进入，经局扇压入至工作面，污风从溜矿井上部排到上部回风平巷，由主平巷排出地表。

采场地压管理：由于676分段14～20勘探线以上各分段已经全部开采完毕，覆盖岩层已经形成而厚度远远超过20 m，所以不需要再做其他地压管理工作。

2.3 实验采场主要技术指标

本次实验采场地质矿量22 778 t；为了方便两边相连采场脉内回采进路施工，保留采场两边十字口各两排炮孔未爆破，矿量1 572 t；采场14～18勘探线之间8～16排炮孔，由于地压大及暴露时间长出现冒顶，导致3 408 t矿石在本分段无法回收，只能由下分段回收。本次实验主要技术指标见表1。

表1 本次实验主要技术指标

3 实验结果分析比较

本次实验与前期长春黄金研究院实验主要技术指标比较见表2。

表2 本次实验与长春黄金研究院实验主要技术指标

由表2可以看出，虽然本次实验矿块生产能力为200.10 t／d，比前期长春黄金研究院指标214.11 t／d略低（主要原因是本次实验期间铲运机故障频繁，导致日出矿量下降，只要保持铲运机正常运转，合理布置采场巷道结构，矿块生产能力提高不成问题），但是本次实验采矿损失率与贫化率分别为23.65%和18.18%，较前期长春黄金研究院指标28.02%和21.87%分别降低了15.60%和16.87%。经分析主要原因有：

（1）对切割槽进行了更加合理的布置。脉内回采进路是沿着矿体下盘施工，切割槽中深孔凿岩布置时，靠近下盘只能施工倾斜排位炮孔，往往这部分炮孔爆破效果不理想，形成不了足够的爆破空间，导致下盘矿体未能全部采出，矿石损失。本次实验充分考虑了切割槽的重要性，在切割槽中深孔凿岩布置时，靠近下盘炮孔也一律施工上向垂直扇形中深孔，如无法布置上向垂直扇形中深孔，则增加切割平巷往矿体下盘延伸工程，直到能施工为止。经这样布置后，切割槽爆破时虽然崩落部分围岩，但是爆破效果理想，形成合理爆破空间，正常排位炮孔崩落矿石量多，有效控制了矿石损失与贫化。

（2）上向垂直扇形中深孔孔底距更加合理化。回采过程中矿石损失贫化率高，往往都是由于下盘矿体爆破不理想无法回收造成的，所以本次实验减小了下盘2～3个扇形中深孔孔底距，由原来的1.8～2.2 m，调整到1.2～1.6 m，调整后爆破效果理想。

（3）无底柱分段崩落采矿法在那林金矿应用与实践已经有一段时间，在这段时间里，对该采矿方法使用更加成熟，采场结构布置更加合理，井下工人操作更加熟练，也是采矿损失贫化率降低的重要原因。

4 实验中存在的问题和结论

（1）那林金矿矿区矿岩稳固性较差，脉外巷道、脉内巷道均需进行支护。特别是脉内回采进路需要采用喷锚金属网支护，支护量大、难度大、质量要求高，一旦支护速度跟不上或支护完成后暴露时间长，巷道极易出现冒顶、塌方，给巷道掘进、矿石回采带来困难及存在安全隐患。最终导致支护成本较高。

（2）矿体上、下盘顶板围岩均为中～弱硅化的细砂岩、粉砂岩或泥岩，节理裂隙较发育。当爆破回采矿体时，上盘顶板围岩极易冒落，冒落围岩混入崩落矿石中造成采矿贫化率进一步加大，这一问题在现有技术条件下尚无较有用的解决方法。

（3）采用无底柱分段崩落采矿法，下盘矿体在本分段一旦无法回采，将永久损失，特别是当下盘矿体倾斜角度小于45°时，这一现象更加突出。

（4）无底柱分段崩落采矿法是一种高效、安全的采矿方法。但由于其损失及贫化问题较为严重，是此采矿方法的主要突出问题。通过本次实验可以看出，只要在采矿的设计和施工中能够准确把握，实践中总结经验，合理地布置采场结构参数，便可以降低其损失和贫化程度。

（5）那林金矿矿岩整体稳固性较差，采用无底柱分段崩落采矿法回收矿石，初步取得了较好经济效益和社会效益，可达到安全、高效、充分回采资源的目的。

［1］王 青，史维祥.采矿学［M］.北京：冶金工业出版社，2001.

［2］陈 敏，郑伟强.无底柱分段崩落采矿法的损失、贫化问题探讨［J］.南方金属，2007（4）：27-29.

［3］徐九华，谢玉玲，李建平，等.地质学［M］.北京：冶金工业出版社，2001.

App lication of Pillarless Sublevel Caving Stoping M ethod in Inclined M edium Thick Orebody in Nalin Gold M ine

Tao Guan Zhou Bo Wu Chuizhi Lu Fangping
（Longlin Xinlong Mining Industry Co.，Ltd.）

The experimental investigation of the pillarless sublevel cavingminingmethod is introduced in detail in Nalin Gold Mine.According to the occurrence features of ore-body，the pillarless sublevel cavingminingmethod was adopted to explore the inclinedmedium thick ore-body.Good economic benefitswere obtained after application and practice for a period of time.It chose the sublevel of676m～684m within themiddle section of660m and the exploration lines between 14 and 20 as the experimental stope with industrial reserves of 22 778 t.In experiments，the mining loss and dilution rates were 23.65%and 18.18%respectively.

Gold mine，Pillarless sublevel caving stopingmethod，Medium thick ore body，Medium-length hole

2013-07-26）

陶 冠（1986—），男，助理工程师，533400广西百色市隆林县迎宾路江那小区。