技术领域
[0001] 本
发明涉及地下矿山开采领域，特别涉及一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法，适用于
矿石品位高、价值好的缓倾斜空区顶底板残矿回采。
背景技术
[0002] 在充填采矿技术和中深孔、深孔采矿技术没有推广前，我国不少老矿山、小矿山回采缓倾斜中厚-厚大
矿体时，往往采用浅孔房柱法进行回采，受顶板管理与支护的限制，在回采过程中往往采用“掏心”的办法进行回采，即只回采了矿体的中间
位置，回采高度6-8m，并将矿石出干净，在空区的顶底板都残留了一层矿体未采，造成了大量宝贵矿产资源的浪费，或者是一些民采矿山，无序开挖，见矿采矿，或者是地质探矿程度不够，也会导致上述现象。例如江西九江某钨矿床，为典型的缓倾斜中厚-厚大矿体，矿体平均厚度25m，倾
角10°，该矿床原为民营企业负责开采，每条勘探线均布置有地表平硐直达矿体脉内，平硐工程施工见矿后即开始进行采矿，采用浅孔房柱法进行开采，矿房跨度10m左右，矿房间留设点柱进行顶板与地压管理，点柱尺寸4m×4m，间距12m。采场平均采幅为10m左右，其余矿石按照常规方法无法进行回采，在其下盘残留了约5m左右的矿体，在其上盘还残留有10m左右的矿体无法进行回收。类似矿山实例在我国还存在很多。上述残留的矿体想要进行回收，采用常规方法和
现有技术其回采作业安全性差，回采难度极大。
[0003] 随着充填法的推广应用，上述类型的残矿回收难度有效得到了降低，可以考虑先将中间的采空区进行充填，然后再考虑上下层矿体的回采。但按照上述思路也存在以下几个方面的
缺陷和不足：(1)先充填空区后，上下层矿体的回采只能考虑采用浅孔落矿，其效率低，成本高，且人员设备需进入暴露的顶板下进行作业，安全条件较差；(2)下层矿体回采时是以充填体作为人工假顶，这就必然要求采用高强度的胶结充填体对原老采空区进行充填，充填成本极高。因此，若能提高上下层矿体的回采能
力和效率，且实现先回收残矿、然后再进行空区充填，则能有效降低回采充填成本，提高采场生产能力。
发明内容
[0004] 针对上述类型缓倾斜空区顶底板残矿回采难题，本发明公布了一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法，能够有效解决该类型矿体常规方法回采作业安全性差、成本高、效率低、回采难度大的难题。
[0005] 一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法，其特征在于包括以下步骤：
[0006] (步骤1)、采用三维激光
扫描仪对原房柱法的老采空区形态进行扫描，测得矿房跨度s，并通过老采空区面积和体积计算得到老采空区平均厚度h；
[0007] (步骤2)、自下盘斜坡道施工联络道至矿体底板围岩中，然后沿矿体走向施工一条下盘沿脉运输巷，自下盘沿脉运输巷沿倾向方向每隔2s的距离施工一条倾斜上山至上中段顶柱，倾斜上山位于老采空区两个矿房的中心线上，并采用人行通
风井一与上中段运输巷联通，然后自倾斜上山向两侧开掘斗穿、斗颈，并扩漏形成铲运机出矿漏斗底部结构，并在底部形成0.5-1m的空顶高度，自人行
通风井一中每隔4m向两侧开凿联络道、凿岩硐室一；
[0008] (步骤3)、在倾斜上山中采用中深孔钻机或地质钻施工一列钻孔，探明下层矿体的厚度a，在每个矿房范围内自下盘沿脉运输巷施工两条人行通风井二与下中段运输巷联通，自人行通风井二中每隔4m开凿联络道、凿岩硐室二；
[0009] (步骤4)、自下中段运输巷施工人行通风井三至矿体与顶板围岩交界处，自上中段运输巷施工人行通风井四至矿体与顶板围岩交界处，由此控制上层矿体的厚度b，然后在人行通风井三、人行通风井四中每隔4m开凿联络道和凿岩硐室三、凿岩硐室四；
[0010] (步骤5)、采用QZJ-100型凿岩机在凿岩硐室一、凿岩硐室二中施工带一定角度的扇形中深孔，所述扇形中深孔的孔底边界位于原房柱法同一列点柱左右两侧边界连成的直线上，炮孔孔径90mm，炮孔排距2.0m，孔底距2.8-3.2m，并以上部老采空区为自由面和补偿空间分次进行爆破，崩落下层矿体，每次爆破n1排炮孔，n1为正整数且n1≤h/3，崩落矿石自铲运机出矿漏斗底部结构中出矿，出矿设备为铲运机，出矿量为崩落矿量的1/2；
[0011] (步骤6)、采用QZJ-100型凿岩机在凿岩硐室三、凿岩硐室四中施工带一定角度的扇形中深孔，所述扇形中深孔的孔底边界位于原房柱法同一列点柱左右两侧边界连成的直线上，炮孔孔径90mm，炮孔排距2.0m，孔底距2.8-3.2m，并以下部老采空区为自由面和补偿空间分次进行爆破，崩落上层矿体，每次爆破n2排炮孔，n2为正整数且n2≤(a/12+h/3)，崩落矿石自铲运机出矿漏斗底部结构中出矿，出矿设备为铲运机，此时将全部崩落矿石出尽；
[0012] (步骤7)、崩落矿石出矿完毕后，采用充填体对采空区进行充填处理。
[0013] 优选地，所述(步骤2)中相邻的斗穿间距为10-12m，斗穿、斗颈规格为(2-2.5)m×(2-2.5)m。
[0014] 优选地，所述(步骤3)中钻孔角度为90°，孔距8-10m。
[0015] 优选地，所述凿岩硐室规格尺寸为2.8m×2.8m×2.8m，所述联络道断面规格为2m×2m。
[0016] 优选地，为降低充填成本，所述(步骤7)中的充填体为低灰砂比胶结充填体或非胶结充填体，条件允许时可将采掘废石倒入采场进行充填。
[0017] 有益效果
[0018] 本发明的有益效果如下：
[0019] (1)采用扇形中深孔回采上层、下层矿体，人员设备不进入空区进行作业，回采安全能够得到保证。
[0020] (2)采用中深孔崩矿，回采效率高，强度大，能够有效缩短采场回采周期，采场生产能力较大。
[0021] (3)将上层、下层矿体均回收后再对采场进行充填，消除了空区隐患，同时也降低了回采充填成本。
附图说明
[0022] 图1为本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法原房柱法回采采场平面布置图；
[0023] 图2为本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法原房柱法回采采场纵剖面图；
[0024] 图3为本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法铲运机出矿漏斗底部结构平面布置图；
[0025] 图4为本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法上、下层矿体回采纵剖面图；
[0026] 图5为本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法下层矿体回采平面图；
[0027] 图中：1-上中段运输巷；2-下中段运输巷；3-点柱；4-老采空区；5-上层矿体；6-下层矿体；7-下盘沿脉运输巷；8-倾斜上山；9-人行通风井一；10-铲运机出矿漏斗底部结构；11-凿岩硐室一；12-人行通风井二；13-凿岩硐室二；14-人行通风井三；15-人行通风井四；
16-凿岩硐室三；17-凿岩硐室四；18-扇形中深孔。
具体实施方式
[0028] 以下将结合附图对本发明各
实施例的技术方案进行清楚、完整的描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明的一部分实施例，而不是全部的实施例；基于本发明的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动的前提下所得到的所有其它实施例，都属于本发明所保护的范围。
[0029] 如图1-图2所示，江西九江某钨矿床，为典型的缓倾斜中厚-厚大矿体，矿体平均厚度25m，倾角10°，该矿床原为民营企业负责开采，每条勘探线均布置有地表平硐直达矿体脉内，平硐工程施工见矿后即开始进行采矿，采用浅孔房柱法进行开采，矿房跨度8-10m左右，矿房间留设点柱进行顶板与地压管理，点柱尺寸(3-4)m×(3-4)4m，间距12m。采场平均采幅为10m左右，其余矿石按照常规方法无法进行回采，在其下盘残留了5-8m左右的矿体，在其上盘还残留有10m左右的矿体无法进行回收。
[0030] 实施例一
[0031] 从图1-图5可以看出，本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法包括以下步骤：
[0032] (步骤1)、采用三维激光扫描仪对原房柱法的老采空区4形态进行扫描，测得矿房跨度s＝10m，并通过老采空区4面积和体积计算得到老采空区4平均厚度h＝10m；
[0033] (步骤2)、自下盘斜坡道施工联络道至矿体底板围岩中，然后沿矿体走向施工一条下盘沿脉运输巷7，下盘沿脉运输巷7断面规格为3m×3m，自下盘沿脉运输巷7沿倾向方向每隔20m的距离施工一条倾斜上山8至上中段顶柱，倾斜上山8位于老采空区4两个矿房的中心线上，断面规格为3m×3m，并采用人行通风井一9与上中段运输巷1联通，人行通风井一断面规格2m×2m，然后自倾斜上山8向两侧开掘斗穿、斗颈，斗穿、斗颈规格为2.5m×2.5m，并扩漏形成铲运机出矿漏斗底部结构10，并在底部形成1m的空顶高度，自人行通风井一9中每隔4m向两侧开凿联络道、凿岩硐室一11，凿岩硐室一11规格2.8m×2.8m×2.8m；
[0034] (步骤3)、在倾斜上山8中采用中深孔钻机或地质钻施工一列钻孔，钻孔角度为90°，孔距8-10m，探明下层矿体6的厚度a＝5m，在每个矿房范围内自下盘沿脉运输巷7施工两条人行通风井二12与下中段运输巷2联通，人行通风井二断面规格2m×2m，自人行通风井二中每隔4m开凿联络道、凿岩硐室二13，凿岩硐室一11规格2.8m×2.8m×2.8m；
[0035] (步骤4)、自下中段运输巷2施工人行通风井三14至矿体与顶板围岩交界处，人行通风井三14断面规格2m×2m，自上中段运输巷1施工人行通风井四15至矿体与顶板围岩交界处，人行通风井四15断面规格2m×2m，由此控制上层矿体5的厚度b＝8m，然后在人行通风井三14、人行通风井四15中每隔4m开凿联络道和凿岩硐室三16、凿岩硐室四17，凿岩硐室三16、凿岩硐室四17规格2.8m×2.8m×2.8m；
[0036] (步骤5)、采用QZJ-100型凿岩机在凿岩硐室一11、凿岩硐室二13中施工带一定角度的扇形中深孔18，所述扇形中深孔18的孔底边界位于原房柱法同一列点柱3左右两侧边界连成的直线上，炮孔孔径90mm，炮孔排距2.0m，孔底距2.8-3.2m，并以老采空区4为自由面和补偿空间进行爆破，崩落下层矿体6，一次爆破2排炮孔将下层矿体6全部崩落，崩落矿石3
自铲运机出矿漏斗底部结构10中出矿，出矿设备为2m 柴油铲运机，出矿量为崩落矿量的1/
2；
[0037] (步骤6)、采用QZJ-100型凿岩机在凿岩硐室三16、凿岩硐室四17中施工带一定角度的扇形中深孔18，所述扇形中深孔18的孔底边界位于原房柱法同一列点柱3左右两侧边界连成的直线上，炮孔孔径90mm，炮孔排距2.0m，孔底距2.8-3.2m，并以下部老采空区4为自由面和补偿空间进行爆破，崩落上层矿体5，一次爆破3排炮孔将上层矿体5全部崩落，崩落矿石自铲运机出矿漏斗底部结构10中出矿，出矿设备为2m3柴油铲运机，此时将全部崩落矿石出尽；
[0038] (步骤7)、崩落矿石出矿完毕后，采用充填体对采空区进行充填处理。采用
质量浓度72％、灰砂比为1:20的尾砂胶结充填体对采空区进行充填。
[0039] 实施例二
[0040] 从图1-图5可以看出，本发明提供的一种缓倾斜空区顶底板残矿回采方法包括以下步骤：
[0041] (步骤1)、采用三维激光扫描仪对原房柱法的老采空区4形态进行扫描，测得矿房跨度s＝8m，并通过老采空区4面积和体积计算得到老采空区4平均厚度h＝9m；
[0042] (步骤2)、自下盘斜坡道施工联络道至矿体底板围岩中，然后沿矿体走向施工一条下盘沿脉运输巷7，下盘沿脉运输巷7断面规格为3m×3m，自下盘沿脉运输巷7沿倾向方向每隔16m的距离施工一条倾斜上山8至上中段顶柱，倾斜上山8位于老采空区4两个矿房的中心线上，断面规格为3m×3m，并采用人行通风井一9与上中段运输巷1联通，人行通风井一断面规格2m×2m，然后自倾斜上山8向两侧开掘斗穿、斗颈，斗穿、斗颈规格为2m×2m，并扩漏形成铲运机出矿漏斗底部结构10，并在底部形成0.5m的空顶高度，自人行通风井一9中每隔4m向两侧开凿联络道、凿岩硐室一11，凿岩硐室一11规格2.8m×2.8m×2.8m；
[0043] (步骤3)、在倾斜上山8中采用中深孔钻机或地质钻施工一列钻孔，钻孔角度为90°，孔距8-10m，探明下层矿体6的厚度a＝8m，在每个矿房范围内自下盘沿脉运输巷7施工两条人行通风井二12与下中段运输巷2联通，人行通风井二断面规格2m×2m，自人行通风井二中每隔4m开凿联络道、凿岩硐室二13，凿岩硐室一11规格2.8m×2.8m×2.8m；
[0044] (步骤4)、自下中段运输巷2施工人行通风井三14至矿体与顶板围岩交界处，人行通风井三14断面规格2m×2m，自上中段运输巷1施工人行通风井四15至矿体与顶板围岩交界处，人行通风井四15断面规格2m×2m，由此控制上层矿体5的厚度b＝12m，然后在人行通风井三14、人行通风井四15中每隔4m开凿联络道和凿岩硐室三16、凿岩硐室四17，凿岩硐室三16、凿岩硐室四17规格2.8m×2.8m×2.8m；
[0045] (步骤5)、采用QZJ-100型凿岩机在凿岩硐室一11、凿岩硐室二13中施工带一定角度的扇形中深孔18，所述扇形中深孔18的孔底边界位于原房柱法同一列点柱3左右两侧边界连成的直线上，炮孔孔径90mm，炮孔排距2.0m，孔底距2.8-3.2m，并以老采空区4为自由面和补偿空间分次进行爆破，崩落下层矿体6，第一次爆破2排炮孔，第二次爆破2排炮孔，共计2次爆破将下层矿体6全部崩落，崩落矿石自铲运机出矿漏斗底部结构10中出矿，出矿设备为2m3柴油铲运机，出矿量为崩落矿量的1/2；
[0046] (步骤6)、采用QZJ-100型凿岩机在凿岩硐室三16、凿岩硐室四17中施工带一定角度的扇形中深孔18，所述扇形中深孔18的孔底边界位于原房柱法同一列点柱3左右两侧边界连成的直线上，炮孔孔径90mm，炮孔排距2.0m，孔底距2.8-3.2m，并以下部老采空区4为自由面和补偿空间分次进行爆破，崩落上层矿体5，第一次爆破3排炮孔，第二次爆破2排炮孔，共2次爆破，崩落矿石自铲运机出矿漏斗底部结构10中出矿，出矿设备为2m3柴油铲运机，此时将全部崩落矿石出尽；
[0047] (步骤7)、崩落矿石出矿完毕后，采用充填体对采空区进行充填处理。采用质量浓度72％、灰砂比为1:20的尾砂胶结充填体对采空区进行充填。采场充填时采用铲运机将掘进废石倒入空区中进行充填。
[0048] 以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉
本技术领域的技术人员在本发明揭露的技术范围内，根据本发明的技术方案及其发明构思加以等同替换或改变，都应涵盖在本发明的保护范围之内。
