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摘要 ：阐述了21# 矿体 700 中段 85 线～ 105 线充填采 矿采准设计的应用，结合生产实际，针对该方案的适应性 和实践中可能面临的问题进行探讨和分析，并在改善安全 性、经济性等方面提出建议和设想，为方案继续深入研究 和优化提供思路。
关键词 ：21#矿体,700中段,85线～105线,充填采矿,采准设计
1 工程发展背景及现状
21# 矿体 700M 中段 85线～ 75线间矿体地质钻探工作 已经结束。目前21# 矿体未进行拉底切采工作。其上部 750 中段21# 矿体已经回采至 779m水平，下中段(650 中段)主 勘探线钻探工程已施工完毕，可以对 700 中段21# 矿体进 行采准工程设计。设计范围为 700m水平至 750m水平 85线 至 105线间21# 矿体。
1.1 地质资料
1.1.1 矿体形态及赋存状态
21#-1# 矿体主要赋存在闪长玢岩与大理岩接触带及其 附近，矿体主要分布 87A ～ 99A 勘探线间，赋矿岩石主要 以透辉石矽卡岩和石榴石矽卡岩为主，矿体顶底板围岩主 要以矽卡岩、大理岩和闪长玢岩为主，由于矿体位于张性 破碎带上盘，矿体整体连续性较好，但是由于受到张性破 碎带的破坏，矿体局部倾向变化较大，矿体沿走向和倾向 上有不同程度的歼灭再现。矿体整体呈脉状产出，矿体沿 走向延伸 137.5m， 赋存高度 50m， 矿体厚度0.8m ～ 21.0m， 矿体平均厚度 10.9m。
21#-2# 矿体主要赋存在闪长玢岩与大理岩接触带及其 附近，矿体主要分布 87A ～ 103A 勘探线间，赋矿岩石主 要以透辉石矽卡岩和石榴石矽卡岩为主，矿体顶底板围岩 主要以矽卡岩、大理岩和闪长玢岩为主，矿体整体呈脉状 产出，矿体沿走向延伸 162.5m，赋存高度 50m，矿体厚度 1.2m ～ 26.0m， 矿体平均厚度 10.5m。矿体延伸至 97 勘探 线处，矿体倾向延伸出现尖灭再现，并分布着大量透辉石 矽卡岩和石榴石矽卡岩， 从 99A ～ 103A勘探线间， 由于受 闪长玢岩的侵入，造成岩层倾向变缓，从而导致矿体有不 同程度的变缓， 并出现尖灭再现的现象。
1.1.2 工程控制程度
21# 矿体是由 800m 中段拉底工程及联络道并利用钻探 控制，网度为 12.5×12.5m，工程控制达到加密勘探要求。 21# 矿体由 87、93、97、103线坑探及利用钻探控制，网度 为 12.5×12.5m，工程控制达到加密勘探要求。工程质量除 钻探工程无测斜外， 其余指标符合要求。
1.2 块段划分原则
1.2.1 钻探工程质量评述
700 中段21# 矿体群从 85~105勘探线共施工 128个，累 计钻探量 12304m，所有钻孔全部布置在勘探线上。对钻探 工程的质量要求均按《岩芯钻探规程》的六大指标执行。 所有钻探钻孔岩矿芯采取率均大于 80%。按勘查设计要求 斜孔每 50m、直孔每 100m 测顶角和方位角一次。所有钻孔 均为简易水文观测孔，未见大量涌水。所有钻孔的孔深测 量误差与实际误差率均不超过 1‰，符合规范要求。原始 报表经检查， 数据准确， 内容较齐全， 字迹清楚， 符合规程 及设计要求。所有钻孔均进行封堵钻孔。
1.2.2 样品采、加、化质量评述
(1)样品的采取。对于夹石和紧邻矿体顶底板围岩一 般亦应连续采样，以控制矿体与夹石和围岩的界线，查定 夹石和围岩混入对矿石加工选冶技术性能的影响。一般应 在紧邻矿体顶底板围岩中分别采取2 ～ 3 个控制样。当矿 体与围岩界线清楚时，可不采取顶底板围岩控制样，对于 厚大夹石可只在矿体与围岩界线处采 1 ～ 2个夹石控制样。 取样的样品长度应根据矿体与围岩和夹石的关系(渐变或 突变)、矿体的厚度、基本分析组分含量的变化情况、相应 矿床工业指标中矿体最小可采厚度和夹石剔除厚度等合 理确定，并尽可能等长，保证有效剔除夹石，合理圈定矿 体。一般不应大于相应矿床工业指标中矿体最小可采厚度 和夹石剔除厚度。
(2)样品的加工及化验。样品制备一般采用逐级缩分 或联动线流程。逐级缩分样品制备流程按切乔特经验公式 逐级缩分加工至需要的粒度 ;联动线样品制备流程则先将 原始样品一次破碎到 1.6mm ～ 0.8mm(-10 目～ -20 目)某 一粒径以下后，再按切乔特经验公式缩分加工至需要的粒 度。无论采用哪一流程，制备全过程中，样品的总损失率不应大于 5%， 每次缩分误差不应大于原始质量的 3%。
样品缩分应遵循切乔特经验公式，即 ：Q= Kd2.式 中 ：Q—缩分后样品的最小可靠质量(kg);K—缩分系数 ; d—样品的最大颗粒直径(mm)。
K值的经验值为 ：铜、铅、锌矿石 0.1 ～ 0.2.若矿石 中伴生有贵金属时取0.3 ～ 0.5 ;具体应在样品制备前采用 一次破碎法(又称固定 K值法)、不同质量法(又称固定 d 值法)和不同块度法(又称固定 Q值法)等方法测定。
1.2.3 水文地质
(1)水文地质。在700 中段21# 矿体群钻探探矿过程中， 钻探和坑探工程见少量的溶洞，但未见溶洞岩溶水，只在 钻探过程中有少量的工程见侵入岩与碳酸盐岩接触面构 造裂隙水，但绝大部分探矿工程未发现有大量涌水现象。 目前， 700 中段的涌水主要分布在 17-1、19-4、18-4-5、4-8 等矿体 105-133 勘探线间， 涌水量大约在 1000m3 左右，其 他矿体未出现大量涌水。
(2)工程地质。在21# 矿体群区域内，矿体围岩为大理 岩、闪长玢岩、矽卡岩、安山玢岩。该区域属于坚硬 -半坚 硬岩石，该区域地质构造、溶洞、脉岩较发育，特别是F8 破碎带和安山玢岩影响周围岩石的稳定性。该区域对岩石 稳定影响最严重的是F8 断层， F8 断层形成较晚， 为先张后 压扭性断层，并形成了许多次级断层，切穿了矿床部分岩 矿体，破碎带宽 1m ～ 15m，充填物为红色、灰绿色黏土含 碎石，其两侧岩石破碎，裂隙发育，断层破碎带属软弱岩 层。
2 采矿方法的选择及采准工程布置
2.1 1#、2# 采场采用浅孔落矿分层充填采矿法
根据地质资料，将21#-1# 矿体分为 1#、2# 采场， 85-93 线间为 1# 采场， 93-105 线间为 2# 采场，2# 采场采准布置 介绍 ：首先将各穿脉及上下盘运输巷进行扩巷道，将原 2.5m×2.8m 规格巷道扩为 3.2m×3.1m 巷道， 考虑通过最 大设备为2m3 铲运机。然后 1#、2# 采场 702.8m水平进行拉 底切采，切采高度 3.1m。设计在矿体上盘侧翼布置折返式 斜坡道，分层高度 4m。设计在 99线布置一条通往 702.8- 708.8m上盘斜坡道的措施平巷， 平巷规格 3.2m×3.1m。
2.2 6#、8#、9# 采场采用浅孔落矿分层充填采矿法
6#、8#、9# 采场采准布置介绍。首先将各穿脉及上 下盘运输巷进行扩巷道，将原2.5m×2.8m 规格巷道扩为 3.2m×3.1m巷道，考虑通过最大设备为2m3 铲运机。然后 6#、8#、9# 采场 702.8m水平进行拉底切采，切采高度 3.1m。 设计在矿体上盘侧翼布置折返式斜坡道，分层高度 5m。设 计在 85线矿体侧翼布置斜坡道，第一层主斜坡道自 702.8施工至 708.8m 水平， 分支斜坡道自 708.8m施工至 704.8m 水平作为设备进路。在 87线分别原有一条溜矿井和新设计 一条充填井，编号为 1# 溜井和2# 充填回风井，充填回风井 自 705.9m施工至 754m水平。
斜 坡 道 共 4 层， 分 别 为 702.8m ～ 708.8m、 708.8m ～ 716.8m、716.8m ～ 720.8m、720.8m ～ 732.8m、 732.8m ～ 744.8m、744.8m ～ 754m， 并 在 704.8m、716.8m、 728.8m水平布置压顶式斜坡道施工措施平巷通往矿体。设计 在矿体上盘布置一条溜矿井，自705.9m水平施工至754m水 平，溜井编号为2# 溜井，分别在以下708.8m水平分层布置 平巷与措施巷贯通，在回采时进行分层出矿 ;自705.9m水 平施工至744.8m水平，溜井编号为3# 溜井，分别在720.8m、 732.8m、744.8m。设计在矿体中央布置一条充填井，充填井 装备布置见图纸，自705.9M水平施工至754m水平，充填井 编号为2# 充填回风井，充填井兼做回风井使用，分别在以下 708.8m、720.8m、732.8m、744.8m水平分层布置平巷与措施巷 贯通，在采准施工及回采时进行分层充填及阶段回风作用。
2.3 根据地质资料，将 21#-3# 矿体为10# 采场，位于 89A-97 线间
10# 采场采用潜孔钻车落矿堑沟底部结构嗣后充填采 矿法， 10# 采场位于矿体群最下盘，故利用上盘 6# 采场回 采空间及进路回采 10# 采场。在 743.8m 上盘布置堑沟凿岩 巷，切割槽位置设计在 93A线，分层高度 10.2m。回采前利 用潜孔钻车施工爆破VCR切割井。
2.4 施工、回采顺序及人工假底设计
2.4.1 施工顺序
首先施工扩巷道工程，将原有的运输巷及穿脉 2.5m×2.8m规格扩为 3.2m×3.1m巷道规格， 通过最大设备 为2m3 铲运机。再施工拉底切采，根据拉底切采，修正各 分层矿体，确保能够正常回采矿体，矿体变化大能级时对 工程进行变更及补充。将 704m 及 754m水平各平巷施工完 毕，采用反井钻机将 1#、2#、3# 溜井及 1#、2# 充填回风井施 工完毕。上下盘斜坡道同时进行施工，并施工相关措施巷 及联络巷。3# 溜井等到斜坡道施工至 738.8m水平时在进行 施工。最后施工 6#~9# 矿体 744.8M水平堑沟凿岩巷及出矿 巷道等工程。
2.4.2 人工假底设计
拉底完后，需要在拉底做人工假底，假底高度 1m，混 凝土强度大于 C15.充填假底布筋设计如下(对照设计图 纸)：
(1)纵 横 筋 布 置。纵 筋 间 距 1000mm ;横 筋 间 距 1500mm。
(2)纵、横筋规格。纵筋锚杆可用 φ16 圆钢，横纵筋可用 φ14 圆钢。
(3)预埋锚杆规格。φ18mm×2000mm， 锚杆托盘规格 150mm×150mm×6mm。
(4)预埋锚杆固定。进路内对应于横筋的位置，在巷 道两侧距底板2000mm 的位置布设一垂直进路轴向方向的 φ8mm 铁丝，将预埋锚杆上端固定于该铁丝上，预埋锚杆 下端固定于纵横筋搭接点处，锚杆须绑扎牢固，并须垂直 于地面。
2.4.3 回采及充填顺序
矿房间回采顺序原则为先采上盘后采下盘，并保证倒 退式回采顺序。为了保证充填采矿接续，1#、2# 采场单分 层回采完毕后，6#、8#、9# 采场开始进行采矿，在充填胶结 期不会造成施工停滞，从而满足采矿量要求。1#、2#、6#、 8#、9# 采场回采高度4m，补偿空间 1.1m，充填高度为4m。 1#、2# 采场自主斜坡道进入 704.8m 水平第一分层斜坡道 内，穿水平孔进行回采， 每分层回采4m， 回采出矿结束后， 进行充填作业。每层循环回采，直到回采至矿体结束。6#、 8#、9# 采场从 85线斜坡道进入，在 704.8m水平进行第一层 矿体的回采，回采出矿完第一层进行充填，回采4m 充填 4m。将 708.8m ～ 704.8m 水平斜坡道全部充填， 充填体胶 结凝固后，设备及人员进入 708.8m水平回采空间内继续进 行采矿，直至回采至 739.9m水平，上向水平分层充填回采 结束。开始回采 744.8m ～ 754m水平矿体，采用中深孔进 行回采，以堑沟的形式将顶柱回收，利用 744.8m水平出矿 系统将爆落的矿石及存窿矿石出净。最后在 739.9m水平回 采空间内穿上向中深孔回收 739.9m ～ 754m水平间矿体， 采用遥控铲运机出矿，等待回采完毕后进行整体嗣后充 填。
2.4.4 充填前准备及充填
21# 矿体 1#、2# 采场充填作业以第一个分层为例 ：首 先第一个分层自 705.9m 水平回采至 709.9m 水平，本分层 回采完毕后，对第一分层进行充填，充填高度4.0m，也就 是 708.8m 水平， 保留 1.1m 的补偿空间。708.8m ～ 704.8m 水平分层斜坡道向上进行挑顶，顶板挑至 711.9m水平，下 部垫回采的渣石，这个斜坡道为压顶式斜坡道，作为下各 分层的回采进路。充填直至 754m水平矿体结束位置。
21# 矿体6#~9# 采场充填作业以第一个分层为例 ：首先 第一个分层自705.9m水平回采至709.9m水平，本分层回采完 毕后，对第一分层进行充填，充填高度4.0m，也就是708.8m 水平，保留1.1m的补偿空间。708.8m ～ 704.8m水平分层斜坡 道向上进行挑顶， 顶板挑至711.9m水平，下部垫回采的渣石， 这个斜坡道为压顶式斜坡道，作为下各分层的回采进路。上 向水平分层充填至736.8m水平后，等待736.8m ～ 754m水平矿体回采结束后整体嗣后充填整个采场。
设计回采高度 4m，充填高度 4m，每层充填体分为 两部分，自下向上 0 ～ 3.5m 高度为低强度膏体充填材 料，3.5m ～ 4.0m(高度 0.5m) 为高强度充填体， 主要材料 为膏体充填材料添加粉煤灰等胶结剂，在 7 日强度达到 2MP ～ 3MP 的强度， 满足上分层回采时， 大型设备(HT-82 型凿岩台车、2m3 铲运机) 能够在胶面层上安全行走。
3 矿体采准工程布置原则
本着安全第一，方便施工，能尽量利用原有工程，以 达到减少采准工程量的目的。技术上工艺成熟可靠、经济 上合理、施工管理方便的原则。
3.1 损失率、贫化率的计算及减小损失贫化的措施
浅孔采矿时上下盘围岩均以采下 10cm 计算，中深孔 采矿时上下盘围岩均以采下 30cm 计算，采岩部位以设计 范围计算。计算时未考虑由于岩石稳固性差而自然垮落造 成的贫化，以及在控制不详区出现夹岩造成的贫化及破碎 带等人力不可控制因素造成的贫化。根据计算损失矿量为 35880T， 可采矿石 349930T， 岩石量42247T， 经计算贫化率 为 9.87%，规定浅孔回采按每月验收结果计算。损失率为 9.3%。
3.2 减小损失贫化的措施
(1)正确使用和选择采矿方法并合理做出采矿设计。
(2)在采矿设计中，要对采场内夹岩作出正确处理的 方案， 能留下的夹岩一定要留住。
(3)本设计可利用铲运机出矿，矿石和采下的夹岩可 以分装分倒， 从侧面解决一部分贫化率搞得问题。
(4)在以往回采过程中有平场质量不好，大块压住矿 岩界线，采幅过高导致出矿与平场工作配合的质量差等都 能造能一部分矿体的损失，本设计可利用铲运机平场，平 常力度大， 工作面平整， 可以以上问题， 并减少损失率。
(5)矿体近似直立，且围岩稳固，围岩片落及自垮现 象很少，及时有几处出现地压不稳现象，也可将暴落得岩 石用铲运机进采场内单出。
4 结论
综上所述，采矿方法在矿山生产中占有十分重要的地 位，对矿山的安全生产、提高矿石产量、降低矿石损失率 和贫化率、提高劳动生产率和降低成本等具有重大影响。 采矿方法的合理选择和不断优化是不断提高矿山生产安 全性、经济性的最直接、最有效的途径。
(作者单位 ：赤峰中色白音诺尔矿业有限公司)
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