杨鹏、赖爱婷、邱晓礼
紫金矿业集团股份有限公司
摘要：传统大孔凿岩硐室跨度及顶板暴露面积较大，受其它矿房爆破震动及围岩应力影响，若较长时间放置，存在冒顶隐患。为解决此问题，某矿通过重新变更凿岩硐室，采用了双排巷道垂直矿体走向的布置形式，并优化了孔网参数，在安全及经济效益方面得到极大改善。
关键字：大孔凿岩硐室；围岩稳定；双排巷；孔网参数优化
一、引言
随着我国经济的不断增长，对矿石的需求也与日俱增，矿井有不断向深部开采的趋势[1]，为保证采空区稳定，充填采矿法逐步成为目前矿山开采的首选，得到了矿业生产的广泛使用[2~5]。某矿采用大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿法，而凿岩酮室的开掘是大直径深孔采矿工艺的关键环节之一，因其大跨度，顶板暴露面积大，一直存在冒顶风险。本文通过变更大孔硐室布置，并优化孔网参数，在安全及经济效益等方面得到极大改善。
二、原施工工艺
2.1 施工工艺介绍
某矿深部铜矿垂直赋存标高在+100~-100m，长度为50~75 m，采用分矿房矿柱两步骤回采的大直径深孔阶段空场嗣后充填采矿法，阶段高100m，分段高50m，围岩均为中细粒花岗岩，局部受石英斑岩入侵，较为破碎。凿岩硐室垂直矿体走向布置，硐室长为矿体厚度，宽16m，高3.8m，硐室内布置有2m宽的间柱，间柱距离为10m。矿房炮眼布置如图1所示，凿岩硐室断面如图2所示。
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图2 大孔凿岩硐室断面图
三、新施工工艺
3.1 方案设计思路
针对先前设计的大孔硐室施工方案在施工过程中发生的种种不安全现象，本方案设计从全局出发，以四个相邻的采场作为一个最小单元，采用“隔一采一”进行综合考虑。
新开矿房南北两端交错布置硐室开口，平行施工两条巷道，巷道断面呈圆弧拱型，安全间柱沿硐室长轴方向以长条形布置在矿房正中央。硐室形成后在条形安全间柱两端分别贯通作为人行通道，贯通口规格3m×3m，间柱中央再扩刷形成4.5m宽通道，便于切割天井施工，如图5所示。
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图5 双排巷
因为二步骤矿房两侧均为充填体，加之矿房边界矿体受大孔爆破影响较为破碎。所以二步骤矿房回采时周边孔势必要同矿房边界保持一定的距离（保护充填体，节约炸药），该距离1.5m为宜。由于这1.5m的预留矿体受扰动较大，处于破碎状态，二步骤矿房回采后将会自行掉落。
同个单元内有两个二步骤矿房，每个矿房两侧各留1.5m，可以发现同个单元内有6m的宽度是不需要穿孔爆破的。因此每个单元内仅有54m的范围需要进行穿爆作业。平均到每个矿房宽度仅为13.5m，所以大孔凿岩硐室可以设置为5m的双排巷，中间留设3.5m的矿柱，双排巷断面面积为19.96㎡，如图6所示。
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图6 双排巷断面图
3.2 方案设计
一步骤、二步骤矿房大孔凿岩硐室在未施工中间凿岩巷的条件下，每个矿房布置两条（断面尺寸为5m*4.25m）平行的凿岩巷，中间留设3.5m的中间矿柱。一步骤与二步骤矿房间留设1.5m的保护带。从凿岩硐室距离巷道壁0.5m处向下施工倾斜炮孔，如图7所示。由于矿房宽度由原来的16m减小至13.5m，炮孔布置必然发生变化。若按照矩形布置，当每排布置四个孔时，孔距为4.5m，排距为2.25m，当每排布置六个孔时，孔距为2.7m，排距为4.17m。由于孔排距相差较大，均容易产生大块，无法取得良好的爆破效果。
鉴于此，本方案每排设计4个炮孔，并在两排之间加设辅助孔，根据每个炮孔承担的面积（崩矿量）进行孔距调整。以达到炮孔均匀布设的目的。大孔炮孔布置如图8所示。
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图8 大孔凿岩硐室大孔布置平面图
一步骤矿房采完后，对采空区进行胶结充填，待达到养护龄期后对二步骤矿房进行回采。二步骤矿房宽度为16.5m，但两边各1.5m作为保护带，不需要凿岩爆破，实际凿岩硐室的宽度仅为13.5m。因此，二步骤矿房凿岩硐室的结构参数同一步骤相同。
四、新方案的优势分析
4.1 安全方面
硐室断面及整体规划进行重新变更，因此带来很多对安全方面有利的条件：
①局部断面减小从岩石力学角度而言，更有利于巷道的稳定，大大提高了掘进、支护、大孔凿岩、装药、爆破等作业的安全系数。
②很大程度上减小了顶板的暴露面积，有利于顶板的长期稳定，同时提高了抗爆破及二次应力的能力，提高了巷道的稳定性能。
③该方案由于孔网参数的调整，将2m中断的间柱增加到连续的3.5m间柱，更有利于施工保护，极大的提高了硐室的稳定性能。
④大孔布置结合了传统的“矩形布置”和“梅花形”布置，充分利用矩形布孔的简洁，又利用梅花形布孔爆破效果好的优点。布孔简洁的同时减小了抵抗线，将有效降低大块率，节约二次解小的费用，出矿更加顺利。
4.2 经济方面
经济分析同样以一个单元进行计算，假设该单元矿体走向长度为50m，仅计算-50至-100中段之间，矿房长度按50m计算，则该单元的崩矿量大约40万吨，如表1所示。
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①掘进成本分析
每掘进1m节约0.33m3，大断面硐室掘进单价为241.69元/m3，双排巷掘进单价为209.01元/m3。
掘进节约成本：40.25*46*241.69*4-39.92*50*209.01*4=121220.3元
②锚杆成本分析
锚杆间距按照1m*1m计算，每掘进1m节约2根锚杆，锚杆单价按100元/根计算。
锚杆节约成本：2*50*100*4=40000元
③喷浆成本分析
每掘进1m节约喷浆面积为3.81㎡，喷浆厚度0.05m，喷浆单价按1100元/m3计算。
喷浆节约成本：3.81*50*0.05*1100*4=41910元
④火工成本分析
炸药价格8元/kg，炸药单耗2kg/m3，每掘进1m节省爆破量0.33m3。
火工成本节约：8*2*0.33*50*4=1056元
⑤其他成本
通过爆破参数的优化将很大程度控制大块的产生，节约二次解小的成本，由于不便测算，暂不列入。
总计节约成本121220.3+40000+41910+1056=204186.3元
换言之，吨采成本节约204186.3/400000≈0.51元。
目前剩余探明矿石储量（品味≥0.5%）约1000万吨，所以改为该方案后大约可以节约成本为：0.51*10000000=510万元左右。
五、结论
1、采用新方案后，由于凿岩硐室断面减小，很大程度上提高了大孔硐室施工、支护及大孔凿岩、装药、爆破的安全系数。
2、新方案增大二步骤矿房的宽度，提高了二步骤矿房的稳定性能。
3、新方案增加了中间矿柱的宽度，提高了大孔硐室的稳定性能。
4、采用新方案后凿岩、支护、火工等方面的成本可以节约510万元左右。
5、由于新方案优化了炮孔的结构参数，可以大幅度降低大块的产生，节约二次解小的费用。
6、提高了采准工程进度，有利于三级矿量平衡。
参考文献：
［1］ 蔡美峰，何满潮，刘东燕.岩石力学与工程［M].北京:科学出版社，2013.