自然崩落法采场底部结构的改进及补强措施的研究

张杰

（北方铜业股份有限公司铜矿峪矿，山西垣曲 043700）

自然崩落法采场底部结构的改进及补强措施的研究

张杰

（北方铜业股份有限公司铜矿峪矿，山西垣曲 043700）

从铜矿峪矿810 m、690 m、530 m三个中段自然崩落法采场底部结构的设计、应用及改进等方面总结分析底部结构的稳定性，并从地应力、底部结构的强度、采矿活动等方面分析如何提高底部结构的稳定性，为深部矿体开采时如何提高底部结构的稳定性提出一些改进思路。

自然崩落法 底部结构 稳定性 地应力 采矿活动

北方铜业股份有限公司铜矿峪矿（全文简称铜矿峪矿）自810 m中段开始采用自然崩落法进行开采，目前已开采至530 m中段，历经3个中段、近30年的开采历史。根据生产经验，底部结构的长期稳定是自然崩落法成功应用的核心技术之一。

1 铜矿峪矿自然崩落法采场底部结构的演变与改进

1.1810m中段自然崩落法采场底部结构的设计

810m中段首次采用自然崩落法，全部采用电耙出矿。开采设计前各项技术研究与方案论证工作较为充分，生产中加强过程管理，确保各项工程质量能够满足生产要求。根据实践，810 m中段电耙出矿底部结构的稳定性较好，能够满足浅部矿体开采的地应力要求，使用状况较好，未出现地压显现。底部结构主要设计参数：电耙道沿走向交错布置，间距20 m；斗穿对称布置，斗穿网度10 m×10 m；指状漏斗直径Φ3 m，斗穿出矿口规格2.5 m（宽）×1.37～2.0 m（高），呈喇叭状布置[1]；电耙道上方7.5 m处布置双侧拉底道，间距10 m，断面2.5 m（长）×2.5 m（宽），采用上向中深孔拉底爆破工艺；电耙道与斗穿均采用C35流态砼支护，支护厚度300 mm，电耙出矿底部结构参数如见图1所示。

810m中段电耙道出矿底部结构规格稳定性较好，但由于斗穿高度较低及斗颈较长等，造成出矿过程中斗穿下矿不畅、高位卡斗频繁，一定程度上制约出矿生产，因此在下中段开采时要重点考虑如何解决高位卡斗问题。

图1 810m中段电耙出矿底部结构示意图（未标单位：mm）

1.2 690m中段自然崩落法采场底部结构的改进

690m中段自然崩落法采场主要采用电耙出矿，随着高效率出矿设备的快速发展，在690m中段部分矿体厚大区域开始尝试采用电动铲运机出矿，对应的底部结构分别为电耙出矿底部结构与铲运机出矿底部结构。

1.2.1 电耙出矿底部结构

针对810 m中段电耙出矿底部结构存在的问题，在690 m中段施工设计时对底部结构的规格进行了部分改进：拉底与出矿水平之间的矿柱高度由7.5 m降为6 m；斗穿宽度由2.5 m改为3.0 m，高度由1.37 m改为2.0～2.5 m。其余参数仍与810 m中段参数一致。

实践证明，底部结构改进后高位卡斗频次大幅减少，提高了处理高位卡斗作业的安全性，出矿作业率也大幅提高，但维稳矿柱高度降低后理论上削弱了电耙出矿底部结构的稳定性。同时受开采深度下降120 m、地应力增幅较大以及采矿活动与现场管理不当等多方面的影响，690 m中段拉底爆破中后期部分区域电耙出矿底部结构破坏较为严重，稳定性较差。

1.2.2 铲运机出矿底部结构

690m中段4号矿体4146穿以西4.5万m2的区域首次采用EST3.5m3电动铲运机出矿，根据矿岩物理力学性质与中段开采高度，同时结合国外自然崩落法矿山铲运机出矿底部结构的设计经验，确定铲运机出矿底部结构参数为：出矿道平行布置，间距30 m；聚矿沟呈“之”字型布置，装矿点间距为15 m；聚矿沟扩漏爆破后上长15 m，上宽10 m，高10 m，下长11 m，下宽4 m，呈梯形台状布置；在出矿道上方10 m处布置双侧拉底道，间距15 m，断面2.5 m（长）×2.5 m（宽），采用上向中深孔拉底爆破工艺；出矿道与装矿点均采用C35流态砼支护，支护厚度300 mm，铲运机出矿底部结构示意图见图2。

图2 690m中段铲运机出矿底部结构示意图（单位：mm）

生产实践表明，铲运机出矿机械化程度高，出矿效率高，对崩落矿石块度适应性较强，而且底部结构的规格较大，稳定性好，能满足本中段地应力要求。在十多年的出矿作业中底部结构基本未出现地压破坏，使用情况较好，为690 m中段矿量的充分回收起到了决定性作用。

1.3 530m中段自然崩落法采场底部结构设计与改进

因530 m中段生产规模的扩大、劳动效率的提高，在可行性研究报告中对电耙与铲运机的出矿方式进行了综合比较，最后确定530 m中段自然崩落法采场采用铲运机出矿为主与电耙出矿为辅的出矿方式，对应的底部结构为铲运机出矿底部结构与电耙出矿底部结构，用于5号矿体主层、4号矿体主副层与5号矿体副层区域。

1.3.1 电耙出矿底部结构

电耙出矿底部结构吸取了690 m中段底部结构较为薄弱、生产服务期长、地压破坏较为严重的经验教训，对电耙出矿底部结构的使用地点与局部规格进行了改进。二期530 m中段电耙出矿底部结构的使用地点由690 m中段用在矿体厚大、服务年限长的主层采场改为用在5号矿体底盘三角矿体规模较小、服务年限较短的583 m、603 m副层，电耙道沿走向平行布置；拉底与出矿水平之间的矿柱高度由6 m增高至7.5 m，其余各项参数基本与690 m中段相关参数一致。

根据目前的生产实践证明，583 m、603 m副层电耙出矿底部结构的稳定性总体表现较为良好，未出现较大面积的地压显现，仅在部分耙道的电耙硐室与电耙道出现地压显现。经分析造成该区域地压显现的主要原因有以下几个方面：一是工程交错布置与分支溜矿井等贯穿工程削弱了基岩自身的稳定性；二是电耙硐室跨度相对较大，上部矿石不能充分松动，形成“残柱”，以及其他采矿活动、工程与开采区域空间分布的影响造成电耙硐室应力集中；三是受地质构造的影响，岩石节理较为发育，整体抗压性较差。

1.3.2 铲运机出矿底部结构

530m中段施工设计充分借鉴吸收了690 m中段铲运机出矿底部结构的使用经验，底部结构的规格与布置形式基本沿用了690 m中段铲运出矿底部结构的的相关技术参数，仅对采用环形中深孔拉底工艺对底部结构做了局部修改。主要技术参数为：出矿道平行布置，间距30 m；聚矿沟采用“八”字型对称布置[2-3]，装矿点采用分支鲱鱼骨式布置，间距15 m；拉底道布置在桃形矿柱顶部，距出矿水平上方16 m处，间距30 m，断面3.6 m×3.6 m，采用单拉底道环形中深孔拉底工艺；出矿穿脉与装矿进路仍采用C35流态砼支护，支护厚度300 mm，环形中深孔底部结构立体示意图见图3。

图3 环形中深孔底部结构示意图（单位：mm）

530m中段铲运机出矿底部结构使用初期采用单拉底道环形中深孔拉底工艺，因其具有下向孔的特点，在拉底爆破工作主要存在以下问题：一是准备工序复杂，组织繁琐，二次成本投入大；二是易出现“楼板”等爆破质量问题，严重影响拉底爆破的连续推进，拱角应力长时间集中，导致底部结构和拉底道形成地压破坏，并且“楼板”通常需要在拉底道或出矿穿脉内插孔处理，密集的深孔从桃形矿柱穿过，爆破后桃形矿柱的整体稳定性受到切割破坏，削弱了底部结构的稳定性，加剧了底部结构的破坏。插孔处理“楼板”示意图见图4。

图4 出矿穿脉插孔处理“楼板”示意图

鉴于环形中深孔底部结构在拉底爆破中存在的问题，经多次方案论证与研讨后将其改进为上向中深孔底部结构，并对底部结构的布置形式做了相应的修改。将“出矿穿脉正上方16 m处布置拉底道，间距为30 m”改为“出矿穿脉上方桃形矿柱两侧10 m高处布置拉底道，间距为15 m”，其余各项参数基本不变（见图5）。拉底工艺修改前后底部结构的整体规格与稳定性基本不变，但上向孔拉底工艺可从根本上解决下向孔带来的各种问题，提高大爆破质量，确保拉底爆破能够连续、正常推进，避免采场应力长时间聚集造成地压显现，间接提高了底部结构的稳定性。

图5 上向中深孔底部结构示意图（单位：mm）

根据目前530 m中段铲运机出矿底部结构的使用情况分析，拉底爆破初期采场规模较小，底部结构的强度能够满足采场应力的要求；拉底爆破中后期采场规模增幅较多，采场应力急剧增大，同时受到采矿活动的影响，部分区域底部结构的强度无法满足地应力要求，地压显现较为严重，尤其在5号矿体主层509—514穿、4号矿体614副层403—408穿之间区域表现得更为严重。

虽然690 m与530 m中段铲运机出矿底部结构的设计参数基本一致，但两个中段底部结构的总体使用效果相差较多。690 m中段铲运机出矿底部结构基本未出现地压显现，而530 m中段较大范围出现严重的地压显现。究其原因主要有以下方面：一是530 m中段凿岩与出矿设备规格增大，配套的巷道规格也相应增加，底部结构的稳定性理论上比690 m中段有所减弱；二是与690 m中段相比，530 m中段开采深度下降120 m，地应力增幅较大，底部结构的强度未相应增加；三是环形中深孔拉底工艺自身的特点影响了大爆破质量，对底部结构破坏较为严重；四是其他采矿活动的影响，削弱了底部结构的稳定性等。

2 深部开采底部结构稳定性的研究与探索

底部结构的稳定性主要取决于矿床工程地质条件、底部结构参数、支护形式、拉底方式及采矿过程管理等因素，矿床工程地质条件客观存在，只能尽量规避。对深部矿体进行开采时，底部结构的稳定性可从采矿设计、施工、管理等方面进行研究与探索。

2.1 采矿设计与底部结构稳定性的关系

采矿设计对底部结构稳定性的影响因素主要有主要巷道方位与主应力方向关系、底部结构设计参数、支护形式的选择等。

2.1.1 主要巷道轴向尽可能与主应力方向一致

采矿主要巷道如出矿道、拉底道主轴方向应尽可能与中段主应力方向一致，避免主应力对巷道周边产生拉应力，形成应力集中，造成巷道冒落、塌方，影响底部结构的稳定性。

2.1.2 增大底部结构的设计规格

随着开采深度的增加，垂直应力随之加大，适当增大底部结构尺寸有利于提高底部结构的稳定性。采用双侧拉底道布置形式的底部结构，在出矿穿脉间距一定的情况下，通过缩短聚矿沟控制长度，相应增加桃形矿柱沿走向的宽度，适当增加聚矿沟穿脉间距，相应增加桃形矿柱的垂直走向宽度，适当抬高拉底道的标高，增加桃形矿柱的纵向高度[4]。通过从三维空间方向增大相应尺寸，提高底部结构的稳定性，底部结构增大工程布置示意图见下页图6。

2.1.3 合理选择支护形式

实践证明，底部结构中凡属井巷工程交叉部位都极易出现应力集中，尤其在接近崩落推进线的前下方时应力集中处于峰值，易造成巷道破坏，施工设计时应充分考虑底部结构中井巷工程交叉部位的补强支护形式。铜矿峪矿铲运机出矿底部结构目前采用的C35流态砼刚性支护不能主动发挥围岩自身承载能力，当地应力较大或岩石破碎塌落时易出现开裂、脱落、直至完全破坏。810 m、690 m中段因垂直应力相对较小、巷道断面较小等原因，虽然C35流态砼支护形式能够满足生产要求，但530 m中段的工程地质条件、采掘设备、生产规模均发生了很大变化，因此对底部结构支护形式也应当做相应的改进。

图6 底部结构增大工程布置示意图（单位：mm）

目前长锚索技术已经被广泛应用于岩土工程的各个领域，并且随着砼湿喷设备的发展，湿喷技术或钢纤维湿喷技术已经在国内逐步推广应用。国际上采用自然崩落法的矿山，已经充分认识到底部结构单一浇注砼支护形式的弊端，普遍采用锚喷、锚喷网、锚喷网加长锚索、U形钢拱架等积极的柔性联合支护形式，将传统的被动受压支护形式改为主动承压支护形式，底部结构支护形式与出矿穿脉补强支护示意图见图7。

图7 底部结构支护形式示意图

2.1.4 合理选择拉底工艺

铜矿峪矿目前采用的拉底工艺为后拉底工艺，即先施工出矿巷道、出矿点，形成聚矿槽，再组织拉底爆破。底部结构中已形成的工程位于高应力集中区，地压破坏较为严重，底部结构的稳定性较差。

国外自然崩落法矿山普遍选择采用前进式拉底或预拉底工艺，拉底爆破后再进行劈漏形成聚矿沟，可有效避免底部结构在拉底爆破时处于应力集中区，能够很好地保护底部结构的稳定性。

考虑实施前进式拉底工艺需对目前生产组织、施工流程进行重大变革，而目前530 m中段衔接工程施工已接近尾声，不具备变更条件，因此在410 m中段设计中充分考虑并尝试实施前进式拉底工艺。

2.2 采矿活动与底部结构稳定性的关系

采矿活动对底部结构的影响因素主要有掘进超挖、拉底爆破质量、推进速度、放矿管理等。

2.2.1 提高掘进工程质量，减少超挖

工程质量与巷道稳定性密切相关。掘进超挖不仅损坏巷道周边原岩的稳定性，而且导致大量混凝土回填。为适应铲运机底部结构服务周期长、岔口多、受力大的特点，应从光面爆破施工，从开口必锚、随掘随支的支护方式以及喷锚网、长锚索、湿喷混凝土工艺等支护形式采取针对性补强措施。

2.2.2 提高拉底爆破质量及选择合理的拉底推进速度

拉底爆破的质量和推进速度对底部结构的稳定性起到至关重要的作用。应在拉底爆破单元、拉底形状、拉底步距、拉底速度等方面加强研究与探索[3]。实施勤放炮、放小炮，实行多地点、小步距拉底组织模式；加强爆破过程管理，杜绝“岩墙”、“岩柱”、“楼板”等质量事故；根据不同部位、不同跨度、岩石稳固程度合理选择拉底推进速度，避免拉底推进线停留时间过长；在地压较大拉底推进受阻时，可采取自拉槽挤压爆破快速推进，模拟放小炮的过程编制放矿计划松动出矿，避免应力大跨度转移，减小对底部结构的破坏。

2.2.3 加强采场放矿管理，避免应力集中

拉底爆破后，要依据采场拉底矿量和崩落速度下达放矿指令，确保在崩落矿石与未崩矿石之间保持一个合理的空间，不留“残余矿柱”。残余矿柱不仅不利于采场崩落，也会将采动应力传递到底部结构上来，对底部结构造成损坏。同时放矿速度也不能无限加大以至放空垫层，导致采场突然大面积冒落形成强大冲击波，造成人员和设备事故。放矿管理部门应加强放矿控制，做到均匀放矿，加强崩落规律研究，做到有效、连续崩落，确保底部结构的稳定性。

3 结语

综合铜矿峪矿810 m、690 m、530 m三大中段自然崩落法采场底部结构的演变过程可知，除810 m中段电耙出矿底部结构与690 m中段铲运机出矿底部结构外，对以下各中段底部结构的设计基本沿用了上中段的生产经验，对底部结构的主要技术参数的设计基本未做较大修改。浅部矿体开采时底部结构的稳定性能够满足生产要求，但深部矿体开采时技术条件较为复杂，影响因素较多，底部结构的稳定性能否满足生产要求还有待进一步验证。根据当前国际上自然崩落法矿山先进的开采经验，在深部矿体开采时为提高底部结构的稳定性可以从主要工程的设计与布置、底部结构的补强措施及加强出矿过程管理等方面进行具体的研究与探索，为深部矿体尤其是目前即将开始施工设计的410 m中段底部结构稳定性提供借鉴与指导意义。

[1]李歆光.铜矿峪矿的矿块崩落法设计及探讨[J].中条山科技，1989（采矿论文专辑）：21.

[2]中国恩菲公司.铜矿峪矿690 m中段初步设计说明书[Z]，1995.

[3]中国恩菲公司.铜矿峪矿二期工程初步设计说明书[Z]，2007.

[4]中国恩菲公司.铜矿峪矿自然崩落法地压及底部结构稳定性解决方案[Z].2014：35.

（编辑：胡玉香）

Research on Stope Bottom Structure Improvement by Natural Caving Method and Reinforcing Measures

ZHANG Jie
（Tongkuangyu Mine,Northern Copper Industrial Co.,Ltd.,Taiyuan Shanxi）

From stope bottom structure design,application and improvement of 810 m,690 m,530 m Tongkuangyu mine natural caving method,the stability of bottom structure is summarized and analyzed,and from crustal stress, structural strength,mining activities and other aspects,how to improve the stability of bottom structure is analyzed,and some improvement ideas for improving the stability of bottom structure of deep mining are put forward.

natural caving method,bottom structure,stability,crustal stress,mining activity

TD862.1

A

1672-1152（2016）06-0082-05

10.16525/j.cnki.cn14-1167/tf.2016.06.30

2016-10-19

张杰（1981—），男，主要从事采矿技术研究工作，采矿助理工程师。