急倾斜破碎中厚矿体是当今矿业难采矿体之一，其倾角、厚度决定了回采进路需要沿脉布置，利于分段高度取较大值，但其破碎性使得切割工程形成难度增大，此外，沿脉巷道如何才能保障服务期内安全稳固成为一大问题；若降低分段高度，其采准工程量将增大，加之我国此类条件的矿山，大多数属于品位较低的矿山，无形中增大了开采成本，严重降低矿石回收率.为此，需要研究更适合此类矿体条件的采矿方法.近年来，诱导冒落法作为一种新型采矿方法，以工艺简单、成本低、安全等优点，在和睦山铁矿倾斜、矿体与下盘近矿围岩极不稳固、上盘围岩较稳固的厚大矿体中首次成功应用，解决了软破矿岩地压控制与高强度回采等难题.基于此，本文依据双鸭山矿体条件，试验性地将诱导冒落法改进应用，以期解决这一难采问题.

双鸭山铁矿北区矿体为磁铁石英岩和赤铁石英岩，以磁铁矿为主，呈层状产出，走向长约3000m，厚度3～12m，平均厚度约10m，倾角63°～90°，为急倾斜中厚矿体，矿石节理裂隙发育稳固性较差，部分破碎区段极不稳固.上盘为石榴云母石英片岩、矽线石榴斜长片麻岩、含铁石英片岩、含铁石英片麻岩等，大多数区段中等稳固，部分区段稳固性差.下盘为有轻微矽化的透辉石大理岩、矽线石榴斜长片麻岩、云母石英片岩和含铁石英片岩，整体情况中等稳固.矿山应用浅孔留矿法与阶段矿房法开采，在第1~12勘探线之间的620m长范围，矿体与上盘破碎，采准、切割工程均难以形成，即使强支护形成后，也难以维持到服务期，采场安全条件极差；出矿效率低；矿石损失、贫化大，使这两类采矿方法受到不同程度的制约.为此，本文提出诱导冒落法开采方案.

针对双鸭山北区矿体条件，采用沿脉进路布置诱导冒落法方案(见图 1)，即沿矿体下盘布置沿脉进路，回采时爆破出足够宽度的拉底空间，诱导上部矿石自然冒落，诱导冒落区的矿石从进路端口放出一部分，剩余部分在下分段回采时回收.

图 1(Figure 1)

Fig. 1

图 1 诱导冒落法开采方案 Fig. 1 The mining scheme of induced caving method 1—沿脉出矿进路；2—出矿横穿；3—出矿联巷；4—落矿炮孔；5—覆岩；6—上分段残留矿体；7—炮孔推进方向；8—切割巷道；9—矿体界线；α—矿体倾角；H—阶段高度；h—崩落高度；L—采场长度；A—诱导冒落区；B—崩落区.

选择倾角α≥75°、厚度大于8m的中厚破碎矿体实施此方案；通过现场调研，在矿岩稳固性分析基础上，根据力系平衡原理得出矿体临界跨度不超过24m，其跨度值小于顶板围岩的最小临界跨度38m^[1]，即诱导冒落区矿石先于围岩冒落于崩落区(出矿后形成的空区内)，伴随跨度不断增大，采场内存在的部分散体矿石对围岩有支撑作用，空区跨度达不到诱导顶板围岩自然冒落的尺度，保障上、下盘岩石不掺入矿石流；将穿脉间距取100m，分段高度50m，进路位置靠近下盘布置.

矿石不稳固，切割天井难以形成，因此，采用切割巷+斜排炮孔的拉槽方法，利用切割巷道作为补偿空间，在采场的中间拉开切割槽，即在回采进路中钻凿8排角度逐渐增大的扇形炮孔，分三次微差爆破(前两排一次，剩余炮孔三排一次)形成切割槽：待一次爆破完成后，由回采进路回收崩落的矿石，之后进行第二、三次爆破.上、下分段切割工程交错布置，以利于上分段诱导冒落的矿石得到很好的回收.

采用中间开切割向两端退采的回采方式.不同的倾角诱导上部矿体的难易程度不同^{[2, 3]}，根据现场调研情况分析：矿体倾角越大，冒落拱扩展方向越容易控制，诱导冒落高度可取较大值，此外，应保障诱导冒落的矿石有足够的空间可以容纳，因此，试验采场中矿体倾角α＞85°，预先设计崩落区炮孔深度25m，诱导冒落区冒落高度约25m；当矿体倾角75°≤α≤85°时，预先设计崩落区炮孔深度30m，诱导冒落高度20m.在满足临界冒落跨度的条件下，为形成足够宽度的崩落空间，将上盘侧炮孔最好不设计到矿体边界，防止上盘岩石过早冒落与混入；下盘边孔角布置在有效爆破范围内，应尽可能使更多诱导冒落区矿石处在预测冒落线之内，且应崩落适当(尽可能少)的下盘岩石，因此，下盘边孔角最小不能低于55°，且边部布置3个炮孔，促使诱导区矿体顺利冒落.炮孔排距的大小根据爆破夹制力和炮孔爆破的方向性确定，在矿体水平厚度8~15m的范围内，炮孔排距采用2~2.5m为宜，每排炮孔的个数根据矿体厚度而定^[4].凿岩设备选用QJZ-100B潜孔钻机，孔径90mm，出矿设备选用Z-30AW装岩机.

沿脉出矿进路采用半圆拱断面形状、简易光面爆破、喷锚网联合支护的方式.考虑到爆破震动与地压活动影响，锚杆应紧跟工作面支护，采用初始力较大的水泥卷锚杆，锚杆长度2.0m左右为宜，视围岩的破碎程度取排距0.8～1.0m、排内间距0.7～1.0m，每掘进2~3个循环，喷射混凝土封闭围岩.考虑到诱导冒落区矿石冒落过程中，绝大多数矿石将会撞击下盘围岩，减小了冒落过程大块产生的空气气浪冲击，因此，可通过式(1)求得所需安全垫层的最小厚度^[5].北区矿体预留厚度3～3.5m垫层可保证回采工作安全，按量控制放出，放出崩矿量的80%左右，保证出矿口上方留下不小于3m的矿石散体垫层.

开挖方式不同，应力分布状态不同，冒落的形式也就不同.由采场中部开切割向两边退采方式，诱导冒落区矿石冒落^{[6, 7, 8]}过程可分析如下：(1)诱导冒落区矿体起初是稳固的块体，没有明显冒落迹象；(2)当冒落跨度达到临界冒落值时，开始零星冒落；(3)伴随跨度增大，进入持续冒落阶段；(4)拱面中心部分诱导冒落区矿体高度越来越小，拱顶塌透，此时，诱导冒落区矿体形成类导流^[9]放矿条件，有利于上部残留体的回收；(5)诱导冒落区矿体侧向崩落并逐渐变小、失稳，当开挖达到两横穿时，诱导冒落矿体几乎完全下落.

冒落块度大小与节理发育程度、受力状态及爆破震动效应关系密切.双鸭山矿岩点荷载强度皆小于7MPa，节理发育，矿岩破碎；随着开采深度的增加，地应力危害越来越严重，而这些应力在诱导冒落中起积极作用，促进诱导冒落区矿石下落；采用沿切割向两边退采的方式，爆破震动呈左右相互影响状态，有利于诱导冒落区矿体裂纹进一步发育^[10].此外，诱导冒落区上分段没有回收的冒落矿块会伴随下分段放矿过程，通过冲击、碰撞、挤压变得更破碎.

采矿过程中的损失、贫化是衡量采矿方法合理程度的重要指标，根据冒落规律，诱导冒落工程中引起损失、贫化的区域见图 2.

图 2(Figure 2)

Fig. 2

图 2 诱导冒落工程中的损失区、贫化区 Fig. 2 The loss and dilution zone of the induced caving project 1—沿脉出矿进路；2—出矿横穿；3—出矿联巷；4—落矿炮孔；5—冒落线；6—引起贫化区域；7—引起损失区域； H—阶段高度，m；W—矿体厚度，m；h—崩落区高度，m； l—进路高度，m；α—矿体倾角，(°)；β—边孔角，(°)； A—诱导冒落区；B—崩落区.

根据矿体形态，诱导冒落试验采场结构参数对损失、贫化进行了整合推算.将回采进路布置在紧靠下盘的矿体内部，即进路位置不变，而倾角、厚度、崩落区高度等参数都是在一定范围内的变化值，为此，整理计算得到该方案布置下的损失率、贫化率,见式(2)，式(3).

损失矿石量：R_s=ρ_矿石Llλsinβ；

贫化矿石量：

R_p=ρ_岩石L(H－h)[(H－l)cotα－λcosα]；

采出矿石量： Q_c=2HLWρ_矿石；

预估贫化率：

预估损失率：

S5试验采场：进路尺寸为宽×高=2.8m×2.8m，边孔角取值为60°，诱导冒落高度为25m，倾角约为85°，矿体平均厚度约为9m时，崩矿引起的贫化率为2.63%，损失率为8.79%.

为了检验诱导冒落参数的合理性，在S5号采场做了现场试验.S5号采场回采初期，爆破了5排炮孔，设计崩落矿量13920.5t，实际出矿量 13348.7t，回收率为95.9%，且冒落块度良好，几乎不需要二次破碎，与分析情况基本吻合；随着回采的进行，当次炮排爆破后矿石的回收率达到128.2%，说明回收了部分诱导冒落区矿石.诱导区顶板冒透后，采场内明显有混岩迹象，此时，对S5采场出矿过程中混岩情况和最大矿石块度(见表 1)进行了跟班标定(见图 3).

图 3(Figure 3)

Fig. 3

图 3 第1067车时沿脉进路放矿口散体特征 Fig. 3 The granular media characteristics of following-vein drift of No.1067 car

表 1

Table 1

表 1(Table 1)

表 1 S5号采场跟班统计 Table 1 The regular shift recordings of No.S5 stope 车次 第117车 第124车 第355车 第468车 第589车 第884车 期间回收矿块 最大尺寸/ (m×m×m) 1×0.45×0.4 1.2×0.5×0.4 1.3×0.5×0.3 0.7×0.4×0.6 1.2×0.3×0.8 1.4×0.6×0.5

表 1 S5号采场跟班统计 Table 1 The regular shift recordings of No.S5 stope

结果显示：随着回采的进行，其废石混入量呈交替上升趋势变化.根据混岩情况的变化及现场跟踪出矿情况判断，废石混入的变化主要由两方 面因素影响：其一，爆破块度的影响，爆破后采场内矿岩块度较正常情况明显高出许多，最大块度尺寸达1.4m×0.6m×0.5m；其二，诱导冒落后期施工中，凿岩巷道相对靠近矿体上盘，对爆破效果造成影响，使得冒落拱扩展方向沿上盘拓展，影响矿石回收.在以上两因素影响下，采场内矿岩在流动过程中大块经常堵塞上盘侧放矿口，在大块堵塞期间，下盘侧矿石流出较多，混岩量变小；伴随出矿量的逐渐增多，当采场上盘侧堵塞大块从采场内流出时，上盘岩石也随之流出，混岩量明显上升；伴随出矿的进行，当采场上盘侧再次被大块堵塞时，从而出现新一轮的混岩量突然变小，后逐渐增大的现象.但总体上回收指标较好，而诱导冒落后期产生的混岩率问题，可通过合理优化凿岩巷道位置，保障爆破效果得到解决.

1) 确定了实施诱导冒落法的矿体条件(倾角α≥75°、厚度大于8m的中厚破碎矿体)，采用切割巷+斜排炮孔的拉槽方法，中间开切割向两端退采的回采方式，上、下分段切割工程交错布置，可解决切割工程难以形成，诱导区矿石滞留崩落区等问题.

2) 为了控制冒落拱扩展方向，且保障诱导冒落的矿石有足够的空间可以容纳，给出不同倾角的诱导冒落区高度，矿体倾角α＞85°时，诱导冒落区矿体的高度取为25m；矿体倾角75°≤α≤85°，诱导冒落区矿体的高度取20m.防止上盘岩石过早冒落与混入，促使诱导区矿体顺利冒落，上盘侧炮孔最好不设计到边界，下盘边孔角布置在有效爆破范围内；采用联合支护，预留矿石垫层3～3.5m，保障采场安全回收.这种布置下，可有效控制诱导冒落区的冒落进程及冒落块度.

3) 根据矿体条件和诱导冒落参数关系，给出不同矿体倾角、厚度、边孔角、进路高度、崩落区高度与损失、贫化之间的关系式，并计算了矿体倾角85°时，崩矿的损失率为8.79%，贫化率为2.63%，进一步验证了诱导冒落工程布置的合理性.

4) 从现场试验反馈情况对诱导冒落参数进行检验，结果表明：回采初期，回收率较高，冒落块度良好，与分析情况基本吻合；诱导区顶板冒透后，混岩量呈交替上升趋势变化.总体回收指标较好，诱导冒落后期产生的混岩问题可通过合理优化凿岩巷道位置，保障爆破效果得到解决.