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[摘要]：文章详细阐述了削壁充填采矿法的工艺和技术指标，使读者能够清晰了解此方法的优缺点。
[关键词]：薄矿体；削壁充填；采矿法
中图分类号：O741+.2 文献标识码：A 文章编号：
削壁充填采矿法的主要优点是通过废石充填采空区来管理采场地压，控制空顶距３．５～４ｍ以保证安全回采，采用矿岩分爆分采、废石就地充填，将采场采下废石通过抛掷爆破和人工清理全部充填在井下采空区，减少了废石混入矿石中，提高了出矿品位，减少了出矿量。同时相应地减少了由于废石的混入和废石分运而产生的直接费用，该部分费用主要包括提升、运输费用和选矿处理费用。
1.矿山开采技术条件
桂花铜矿区整个矿体为完全连续的层状分布，平面形态似一大扁豆体。矿体走向近南北，长约７０００ｍ，东西宽约１４００ｍ，分布面积为９．１５平方千米。矿体整体倾向西，由北向南侧伏。矿体产状与围岩产状一致，平均倾角２０°，平均厚度０．４～０．５ｍ，倾角、厚度变化较小，属极薄矿脉，平均品位含铜１．７４％。含矿岩层自上而下为页岩型、砂岩及砾岩型。矿体顶板为浅黄色砂质页岩、浅灰色砂质页岩，矿体为灰绿色砂质页岩，底板为灰色长石石英砂岩。矿岩完整性较好，节理裂隙不发育，顶底板的层理清晰，矿体及顶底板围岩均较稳固。全面法开采过后的采场顶底板整齐光滑、坚硬，暴露面积较大，顶板呈层状脱落，一般无需支护。矿体顶板砂质页岩ｆ＝５～８，矿体砂质页岩ｆ＝８～１１，矿体底板灰色长石石英砂岩ｆ＝８～１２；矿岩自然安息角为３８°～４１°，松散系数１．６。矿体水文地质条件简单。
2.削壁充填采矿法
２．１矿块构成要素
矿块沿矿脉走向布置，按５０ｍ间距划分矿块，中段高１７ｍ，矿块斜长５０ｍ，留不连续间柱２ｍ，连续顶、底柱２ｍ。该法具体方案如下图所示。
2.2采准布置
在底板运输巷道中垂直矿体走向，按５０ｍ间距掘进溜矿井、人行天井至矿体，且相互拉通，规格为２ｍ×２ｍ；再沿矿体倾斜方向掘进聚矿上山，规格为２ｍ×１．６ｍ（宽×高）；然后在聚矿上山中按中段高１７ｍ、矿块斜长５０ｍ，沿矿体走向掘进中段沿脉联络巷道（通风），规格为２ｍ×１．８ｍ（宽×高）；利用中段沿脉联络巷道作为下中段的通风巷道。在聚矿上山内，间隔４～５ ｍ掘 进 规 格 为２．０ ｍ×（１．２～１．５）ｍ（宽×高）的沿脉采矿分层联络巷。采准工程量见下表。
２．３回采顺序
先在矿块的底端采用巷道式选别回采的方法，沿走向掘采一条与采场底端等长的切采拉底巷道，规格为２．５ｍ×（１．２～１．５）ｍ（宽×高），作为回采爆破的自由面和削壁抛掷爆破充填的空间。然后采用长壁式连续回采，回采作业面与矿体走向平行，矿岩分次爆破，先削下盘围岩，后落矿。回采工作面沿逆倾向，按回采水平分条由矿块的底部向顶部推进。每个回采水平分条自矿块中央向两端沿矿体走向后退式分段连续回采，直至矿块两端止，再进入下一回采水平分条。每个回采水平分条采幅高１．２～１．５ｍ，宽度１．０～１．１ｍ。采用抛掷爆破技术削壁充填采空区后，人工清理工作面残渣，再采用松动爆破技术进行落矿。采场顶板以削壁围岩充填支撑采场（永久支护），一般配合木立柱或金属锚杆辅助支护，如遇不稳固地段留規则或不规则点柱。
２．4凿岩与炮孔排列
回采以分条为回采单元，每个分条采用分段后退凿岩作业方式，从矿块上端至下端或从矿块中央至两端后退作业。削壁孔与长壁式的工作面成４０°～４５°，排距为０．８～１．０ｍ，每排３个炮孔，孔深１．６～１．８ｍ。炮孔排列形式为弧形排列，排内上部布置１个松动孔，下部布置２个抛掷孔。上部靠近矿体的松动孔爆破对矿体震动小，且能使下部抛掷爆破炮孔具有合理的抛角，从而产生较理想的抛掷效果。每次凿８～１０排孔。落矿孔与长壁式工作面垂直，间距１．２～１．５ｍ，孔深１．２ｍ。落矿孔与削壁孔钻凿一次完成。凿岩采用ＹＴ－２７型浅孔凿岩机，钎头直径为３８～４０ｍｍ。采用２＃岩石炸药，药卷直径３２ｍｍ、长２００ｍｍ，每个药卷质量０．１５ｋｇ。
２．5装药结构、起爆顺序及爆破参数
炮孔采用连续装药结构。落矿孔采用小药量松动落矿，装药系数为０．２，削壁抛掷爆破，清理工作面完成后，落矿孔一次爆破落矿；削壁孔排内分松动孔和抛掷孔，松动炮孔装药系数为０．２４～０．２６，抛掷炮孔装药系数为０．５８～０．６２。采用秒差导爆管进行分段起爆，排内先爆松动孔，后爆抛掷孔；多排孔一次起爆时，也可先用毫秒导爆管同段起爆所有排内的松动孔，然后用秒差导爆管逐排分段起爆抛掷孔，起爆药包为孔底第二个药包。
根据抛掷爆破原理、参数及岩石物理力学参数，确定单位炸药消耗量、最小抵抗线；根据炮孔长度与夹角（炮孔垂直与工作面的夹角）确定炮孔排距。在炮孔夹角４０°～４５°、炮孔长度１．６～１．８ｍ、最小抵抗线０．６～０．７ｍ的条件下，炮孔排距为０．８～１．０ｍ，单位炸药消耗量为０．３８～０．４ｋｇ／ｔ。
２．6削壁抛掷爆破充填及松动爆破落矿技术特点
在回采分条削壁层内钻凿彼此平行的炮孔，利用靠近削壁底板的炮眼和中间的炮眼组成柱状平面药包，采用同时起爆进行抛掷爆破。每次削壁抛掷爆破将爆下的大部分围岩抛到采空区内，充填采空区，经工作面清理后，即进行松动爆破落矿。设计抛掷水平距离为２～４ｍ，抛角６５°～７５°，如下图所示。
在回采作业过程中，削壁孔与落矿孔一次凿完，先分段起爆削壁孔，充填采空区，人工清理完工作面后，再同段一次起爆落矿孔。由于矿体极薄，落矿孔可采取宽间距的松动爆破，炮眼的装药量和炮眼数以不破坏上盘围岩的稳定性、尽量少产生粉矿及控制矿石不飞入充填体内为原则，使其爆破后产生合理的块度，以减少粉矿损失。
２．7控制采场采幅
根据采场矿体厚度，按矿岩松散系数１．６，采下的围岩松散体积与采下矿石围岩实体积即所需充填体积基本相等的原则，计算贫化率大小，确定控制采场采幅（见下表），达到减少废石混入、降低损失贫化的目的。
２．8工作面清理及采场顶板维护
抛掷爆破充填采空区的抛掷率为７０％左右，即有３０％的削壁爆破后滞留下来的围岩渣需经人工或电耙清理充填采空区。一方面清出足够的工作空间，以供落矿和电耙出矿；另一方面补充接顶，维护采场顶板。
为确保凿岩和矿石运搬的安全，爆破通风后，必须经人工顶板撬毛，顶板浮石清理干净后，再进行采场顶板维护作业。
一般围岩稳固性较好的情况下，采用充填废石支撑采空区，控顶距为３．５～４．０ｍ。在顶板围岩水平构造弱面较发育的地段，当暴露面积较大、顶板容易冒落时，可采用抛掷爆破充填废石的永久支护辅以木立柱临时支护的联合支护以支撑采场顶板，木立柱为直径为２０ｃｍ的圆木，支护间距１．５～２ｍ；或采用充填废石的永久支护辅以锚杆支护的联合支撑采场顶板，锚杆网度为０．９ｍ×０．９ｍ，锚杆长度为１．８～２．０ｍ，杆体采用直径不小于１６ｍｍ的螺纹钢，锚 固长 度４００～６００ ｍｍ，单 根 锚 固 力 大 于７８．４～９８ｋＮ；在不稳固地段留２．０ｍ×２．０ｍ的规则或不规则点柱，规则点柱间距８．０ｍ×８．０ｍ。
结语
综上所述，削壁充填采矿法适用于极薄矿体，尤其是矿体及顶底板岩石较稳固、层理清晰的矿体，可在类似条件下的矿山推广。
参考文献：
１ 魏仁忠．缓倾斜薄层赤铁矿壁柱式分采充填采矿方法探讨［Ｊ］．采矿技术，２０１０，１０（２）：５－６．
２ 况世华，何丽华．缓倾斜极薄矿脉开采新方法研究［Ｊ］．云南冶金，２００９，３８（１）
[关键词]：薄矿体；削壁充填；采矿法
中图分类号：O741+.2 文献标识码：A 文章编号：
削壁充填采矿法的主要优点是通过废石充填采空区来管理采场地压，控制空顶距３．５～４ｍ以保证安全回采，采用矿岩分爆分采、废石就地充填，将采场采下废石通过抛掷爆破和人工清理全部充填在井下采空区，减少了废石混入矿石中，提高了出矿品位，减少了出矿量。同时相应地减少了由于废石的混入和废石分运而产生的直接费用，该部分费用主要包括提升、运输费用和选矿处理费用。
1.矿山开采技术条件
桂花铜矿区整个矿体为完全连续的层状分布，平面形态似一大扁豆体。矿体走向近南北，长约７０００ｍ，东西宽约１４００ｍ，分布面积为９．１５平方千米。矿体整体倾向西，由北向南侧伏。矿体产状与围岩产状一致，平均倾角２０°，平均厚度０．４～０．５ｍ，倾角、厚度变化较小，属极薄矿脉，平均品位含铜１．７４％。含矿岩层自上而下为页岩型、砂岩及砾岩型。矿体顶板为浅黄色砂质页岩、浅灰色砂质页岩，矿体为灰绿色砂质页岩，底板为灰色长石石英砂岩。矿岩完整性较好，节理裂隙不发育，顶底板的层理清晰，矿体及顶底板围岩均较稳固。全面法开采过后的采场顶底板整齐光滑、坚硬，暴露面积较大，顶板呈层状脱落，一般无需支护。矿体顶板砂质页岩ｆ＝５～８，矿体砂质页岩ｆ＝８～１１，矿体底板灰色长石石英砂岩ｆ＝８～１２；矿岩自然安息角为３８°～４１°，松散系数１．６。矿体水文地质条件简单。
2.削壁充填采矿法
２．１矿块构成要素
矿块沿矿脉走向布置，按５０ｍ间距划分矿块，中段高１７ｍ，矿块斜长５０ｍ，留不连续间柱２ｍ，连续顶、底柱２ｍ。该法具体方案如下图所示。
2.2采准布置
在底板运输巷道中垂直矿体走向，按５０ｍ间距掘进溜矿井、人行天井至矿体，且相互拉通，规格为２ｍ×２ｍ；再沿矿体倾斜方向掘进聚矿上山，规格为２ｍ×１．６ｍ（宽×高）；然后在聚矿上山中按中段高１７ｍ、矿块斜长５０ｍ，沿矿体走向掘进中段沿脉联络巷道（通风），规格为２ｍ×１．８ｍ（宽×高）；利用中段沿脉联络巷道作为下中段的通风巷道。在聚矿上山内，间隔４～５ ｍ掘 进 规 格 为２．０ ｍ×（１．２～１．５）ｍ（宽×高）的沿脉采矿分层联络巷。采准工程量见下表。
２．３回采顺序
先在矿块的底端采用巷道式选别回采的方法，沿走向掘采一条与采场底端等长的切采拉底巷道，规格为２．５ｍ×（１．２～１．５）ｍ（宽×高），作为回采爆破的自由面和削壁抛掷爆破充填的空间。然后采用长壁式连续回采，回采作业面与矿体走向平行，矿岩分次爆破，先削下盘围岩，后落矿。回采工作面沿逆倾向，按回采水平分条由矿块的底部向顶部推进。每个回采水平分条自矿块中央向两端沿矿体走向后退式分段连续回采，直至矿块两端止，再进入下一回采水平分条。每个回采水平分条采幅高１．２～１．５ｍ，宽度１．０～１．１ｍ。采用抛掷爆破技术削壁充填采空区后，人工清理工作面残渣，再采用松动爆破技术进行落矿。采场顶板以削壁围岩充填支撑采场（永久支护），一般配合木立柱或金属锚杆辅助支护，如遇不稳固地段留規则或不规则点柱。
２．4凿岩与炮孔排列
回采以分条为回采单元，每个分条采用分段后退凿岩作业方式，从矿块上端至下端或从矿块中央至两端后退作业。削壁孔与长壁式的工作面成４０°～４５°，排距为０．８～１．０ｍ，每排３个炮孔，孔深１．６～１．８ｍ。炮孔排列形式为弧形排列，排内上部布置１个松动孔，下部布置２个抛掷孔。上部靠近矿体的松动孔爆破对矿体震动小，且能使下部抛掷爆破炮孔具有合理的抛角，从而产生较理想的抛掷效果。每次凿８～１０排孔。落矿孔与长壁式工作面垂直，间距１．２～１．５ｍ，孔深１．２ｍ。落矿孔与削壁孔钻凿一次完成。凿岩采用ＹＴ－２７型浅孔凿岩机，钎头直径为３８～４０ｍｍ。采用２＃岩石炸药，药卷直径３２ｍｍ、长２００ｍｍ，每个药卷质量０．１５ｋｇ。
２．5装药结构、起爆顺序及爆破参数
炮孔采用连续装药结构。落矿孔采用小药量松动落矿，装药系数为０．２，削壁抛掷爆破，清理工作面完成后，落矿孔一次爆破落矿；削壁孔排内分松动孔和抛掷孔，松动炮孔装药系数为０．２４～０．２６，抛掷炮孔装药系数为０．５８～０．６２。采用秒差导爆管进行分段起爆，排内先爆松动孔，后爆抛掷孔；多排孔一次起爆时，也可先用毫秒导爆管同段起爆所有排内的松动孔，然后用秒差导爆管逐排分段起爆抛掷孔，起爆药包为孔底第二个药包。
根据抛掷爆破原理、参数及岩石物理力学参数，确定单位炸药消耗量、最小抵抗线；根据炮孔长度与夹角（炮孔垂直与工作面的夹角）确定炮孔排距。在炮孔夹角４０°～４５°、炮孔长度１．６～１．８ｍ、最小抵抗线０．６～０．７ｍ的条件下，炮孔排距为０．８～１．０ｍ，单位炸药消耗量为０．３８～０．４ｋｇ／ｔ。
２．6削壁抛掷爆破充填及松动爆破落矿技术特点
在回采分条削壁层内钻凿彼此平行的炮孔，利用靠近削壁底板的炮眼和中间的炮眼组成柱状平面药包，采用同时起爆进行抛掷爆破。每次削壁抛掷爆破将爆下的大部分围岩抛到采空区内，充填采空区，经工作面清理后，即进行松动爆破落矿。设计抛掷水平距离为２～４ｍ，抛角６５°～７５°，如下图所示。
在回采作业过程中，削壁孔与落矿孔一次凿完，先分段起爆削壁孔，充填采空区，人工清理完工作面后，再同段一次起爆落矿孔。由于矿体极薄，落矿孔可采取宽间距的松动爆破，炮眼的装药量和炮眼数以不破坏上盘围岩的稳定性、尽量少产生粉矿及控制矿石不飞入充填体内为原则，使其爆破后产生合理的块度，以减少粉矿损失。
２．7控制采场采幅
根据采场矿体厚度，按矿岩松散系数１．６，采下的围岩松散体积与采下矿石围岩实体积即所需充填体积基本相等的原则，计算贫化率大小，确定控制采场采幅（见下表），达到减少废石混入、降低损失贫化的目的。
２．8工作面清理及采场顶板维护
抛掷爆破充填采空区的抛掷率为７０％左右，即有３０％的削壁爆破后滞留下来的围岩渣需经人工或电耙清理充填采空区。一方面清出足够的工作空间，以供落矿和电耙出矿；另一方面补充接顶，维护采场顶板。
为确保凿岩和矿石运搬的安全，爆破通风后，必须经人工顶板撬毛，顶板浮石清理干净后，再进行采场顶板维护作业。
一般围岩稳固性较好的情况下，采用充填废石支撑采空区，控顶距为３．５～４．０ｍ。在顶板围岩水平构造弱面较发育的地段，当暴露面积较大、顶板容易冒落时，可采用抛掷爆破充填废石的永久支护辅以木立柱临时支护的联合支护以支撑采场顶板，木立柱为直径为２０ｃｍ的圆木，支护间距１．５～２ｍ；或采用充填废石的永久支护辅以锚杆支护的联合支撑采场顶板，锚杆网度为０．９ｍ×０．９ｍ，锚杆长度为１．８～２．０ｍ，杆体采用直径不小于１６ｍｍ的螺纹钢，锚 固长 度４００～６００ ｍｍ，单 根 锚 固 力 大 于７８．４～９８ｋＮ；在不稳固地段留２．０ｍ×２．０ｍ的规则或不规则点柱，规则点柱间距８．０ｍ×８．０ｍ。
结语
综上所述，削壁充填采矿法适用于极薄矿体，尤其是矿体及顶底板岩石较稳固、层理清晰的矿体，可在类似条件下的矿山推广。
参考文献：
１ 魏仁忠．缓倾斜薄层赤铁矿壁柱式分采充填采矿方法探讨［Ｊ］．采矿技术，２０１０，１０（２）：５－６．
２ 况世华，何丽华．缓倾斜极薄矿脉开采新方法研究［Ｊ］．云南冶金，２００９，３８（１）