第十二章 崩落采矿法

崩落采矿法以围岩崩落处理采空区，并通过放矿组织控制矿石回收和贫化。本章按原课件顺序说明单层、分层、有底柱分段、无底柱分段和阶段崩落法，再整理放矿管理与结构参数优化。重点是回采空间的保护方式、是否设置专用底部结构、矿石如何崩落，以及覆盖岩石下如何放矿。

第一节 崩落采矿法概述

定义。崩落采矿法是在回采过程中，以崩落围岩处理采空区的采矿方法。出矿过程中或出矿结束后，采场顶部自然或强制崩落的岩石逐渐下降，充填空区并控制地压。应用的基本前提是围岩与地表允许崩落。

回采组织。崩落法一般属于单步骤回采，不以矿房、矿柱的先后回收作为主要组织方式。单层和分层方案主要在受支护的岩石顶板或假顶下用浅孔落矿；分段和阶段方案主要在巷道内以中深孔、深孔落矿，随后在覆盖岩石下放矿。阶段自然崩落法则主要依靠拉底后矿体自然崩落，须单独理解。

类型	主要识别点
单层崩落法	按矿体全厚推进，保留工作空间，回柱放顶处理后方空区
分层崩落法	自上而下分层，上层假底成为下层保护假顶
有底柱分段崩落法	分段下部设专用受矿、放矿和出矿结构
无底柱分段崩落法	同一回采巷道承担凿岩、崩矿和端部出矿
阶段崩落法	在阶段全高组织崩矿或自然崩落，阶段底部集中出矿

第二节 单层崩落法

共同特征。按矿体全厚向前推进，在受支护的岩石顶板下作业。工作面推进到规定距离后，保留继续回采的工作空间，撤出后方支护并使顶板崩落，用冒落岩石充填采空区、控制地压。按工作面形式，分长壁、短壁和进路单层崩落法。

一 长壁单层崩落法

工作面形式。工作面为壁式，长度等于整个矿块斜长。从矿块一端切割上山开始，沿走向以直线或阶梯式工作面推进。

项目	课件一般参数
矿块斜长	阶段划分时30～60 m；盘区划分时150～180 m或更长
沿走向长度	一般50～100 m，最大可达200～300 m
顶底柱	厚2～5 m
溜井间距	约5～6 m
安全道间距	约10～12 m
切割巷道超前量	超前回采工作面约10～15 m

采准与切割。运输平巷常布置在底板岩石内，有利于保持平直稳固并减少矿柱损失。由装车巷道向上掘溜井，与采场下部切割巷道贯通；暂不用的溜井可兼作通风和行人。安全道与上阶段巷道相通。切割巷道兼作崩矿自由面、电耙绞车布置、行人及通风通道，切割上山形成初始工作空间。

回采循环。落矿、通风、运矿、支护、回柱放顶，其中支护与回柱放顶合称顶板管理。直线工作面有利于顶板控制，但仅一条运矿线，工序平行性差；阶梯工作面可在不同阶梯平行进行落矿、出矿与支护，缩短循环时间。课件列下阶梯超前上阶梯约1.5 m。

落矿与出矿。多采用浅孔爆破，应减少顶底板破坏和支柱崩倒，并使爆堆集中。课件例列14～30 kW电耙、斗容0.2～0.3 m³，绞车随工作面推进移动。设备选型和爆破参数应与矿层厚度、矿石硬度和循环安排相配合。

顶板管理。支护延缓顶板下沉、防止局部掉块；放顶则有计划地撤除远离工作面的支柱，使顶板冒落，减少悬露面积。可用木支柱、金属支柱、锚杆、木垛或矿柱等支护。达到规定悬顶距后暂停回采，在切顶线加密支柱，再按顺序回柱；不能及时自然冒落时，辅以强制放顶。

课件所列悬顶距4.3～11.2 m、放顶距1.2～6.4 m、控顶距1.2～6.4 m，是不同条件下的范围，不能把各范围端点任意组合。风流由下阶段运输巷经行人井、切割巷道进入工作面，再经上部安全道排出；走向长度大时应组织分区通风。

二 短壁单层崩落法

特点与条件。在上、下阶段巷道之间增加分段巷道，把长工作面缩为通常20～30 m以下的短工作面。顶板稳固性较差、长工作面难以控制地压时，可缩短暴露工作面。

作业联系。基本循环仍为落矿、通风、出矿、支护和回柱放顶。增加分段巷道换取较小的顶板暴露尺度，回采灵活性较高，但工序组织与运输联系较长壁复杂，生产能力通常较低。

三 进路单层崩落法

特点与条件。以贯通上山或分段巷道将矿块划分为倾向条块或走向分段，再从其一侧或两侧开进路回采。用于顶板稳固性更差、短工作面仍难维持的条件。

评价与三者比较。单层崩落法总体适用于顶板不稳固、地表与围岩允许陷落、厚度小于约3 m、倾角小于30°的层状矿体。长壁方案结构较简单、生产能力和工效较高、损失贫化较小，但支护劳动量与坑木消耗大、顶板管理复杂。短壁和进路方案工作面短小、回采灵活，更适应弱顶板，但生产能力与工效低于长壁。

第三节 分层崩落法

核心原理。将矿块沿高度划分为分层，自上而下回采。上分层采完后铺设假底并放顶，上部破坏假顶、遗弃支柱和崩落岩石落在新铺假底上，形成缓冲垫层。上一层的假底成为下一层的保护假顶和废石隔离层，人员在假顶下作业。

项目	课件参数及取值依据
矿块高度	倾角小且不能自溜时不大于20～25 m；脉外天井可取50～60 m，脉内天井常取30～40 m
矿块长度	一般不超过60 m，结合出矿方式、回采翼数和溜井能力
矿块宽度	通常等于矿体水平厚度，一般不大于30 m
分层高度	大地压2～2.5 m；一般2.6～3.2 m；顶板较好且宽进路时可取3.5 m
支护间距	木立柱或木棚子约1～1.5 m

采准切割。形成阶段运输巷道、天井、溜井和第一分层平巷，再掘第一分层切割横巷。分层可从一翼向另一翼推进，也可两翼同时回采。

回采与放顶。在进路正面或侧面钻浅孔落矿，及时支护，电耙或气动装运机出矿。采完后铺木垫层或钢筋混凝土假底；随推进逐条毁撤支柱放顶，使上部假顶与覆岩下降并充填采空区。为侧向凿岩，需要在崩落区与工作进路之间暂时维护一条已采进路。

条件与评价。适用于有用成分和价值较高、矿石松软破碎、上盘及覆盖岩石易崩落、地表允许陷落的矿体。倾斜、缓倾斜矿体厚度一般不小于5～6 m，急倾斜不小于2 m。优点是损失贫化较低，可在工作面手选，适应矿体形态变化，并可堆存部分废石；缺点为生产能力和工效低、木材多、劳动强度大、通风差，并有火灾风险。

第四节 有底柱分段崩落法

共同特征。将阶段分为分段，自上而下回采，每个分段下部设置专用受矿、放矿和出矿底部结构；用中深孔或深孔落矿，在崩落岩石覆盖下出矿。按炮孔方向分水平深孔和垂直深孔方案。

一 水平深孔落矿有底柱分段崩落法

结构原理。每阶段可分2～3个分段，每个分段有底柱和独立出矿系统。先在崩落矿石层下部拉底、形成补偿空间，再爆破上部水平深孔，形成矿石层并在覆岩下放矿。矿石经电耙道、溜井进入穿脉装车巷，再由环形运输系统运走。

项目	课件一般参数
阶段高度	40～60 m
分段高度	15～25 m
崩落矿石层	方案介绍中列约20～30 m高
电耙道间距	10～15 m
适宜耙运距离	30～50 m

采准。环形运输可采用穿脉装车或沿脉装车。穿脉装车巷应容纳列车且不妨碍沿脉通行。各分段可分别设独立溜井，或用分支溜井共用主溜井。天井按矿块或采区组织；厚度小于15 m时电耙道多沿脉布置，较厚时多垂直走向。由凿岩天井设置交错硐室钻深孔，或直接钻中深孔。

切割与回采。切割包括开掘补偿空间和辟漏。自由空间爆破需要容纳矿石碎胀，课件以碎胀量约原体积30%说明补偿作用；挤压爆破可采用较小空间。矿石较弱或拉底面积过大时留临时矿柱，与上部矿石一并崩落。常用水平扇形孔自由空间爆破，出矿包括放矿、二次破碎和运搬。课件称约70%～80%的矿石在覆岩下放出，矿岩直接接触使损失贫化增大。

二 垂直深孔落矿有底柱分段崩落法

结构原理。在分段凿岩巷道钻上向扇形中深孔或深孔，向切割立槽和补偿空间落矿，底部堑沟、斗颈和电耙道负责出矿。与水平孔方案相比，矿块边界可不明显，可连续组织挤压爆破回采。

参数与采准。阶段高50～60 m、分段高10～25 m、分段底柱高6～8 m；按电耙道单元划分时，矿块长25～30 m、宽10～15 m。下盘脉外布置运输与电耙道，采用单侧堑沟式受矿，可用独立溜井及分支溜井联系不同分段。

切割。开掘V形堑沟和切割立槽。堑沟由上向扇形孔爆破形成，可与落矿同次分段爆破。切割立槽为落矿提供初始自由面与补偿空间，可采用“八”字形或“丁”字形方案：前者用两条方向相反的斜天井分别凿岩和提供自由面；后者以切割横巷加天井，凿上向平行孔向井槽爆破。

两种爆破方案。小补偿空间挤压爆破依靠待崩矿体中的井巷空间，课件补偿系数常取15%～20%。向相邻崩落矿岩挤压爆破则可减少专设补偿空间，但破碎效果受相邻松散矿岩数量与压实状态限制，灵活性较低。

三 放矿管理与方法评价

放矿管理内容。选择放矿方案、编制放矿计划、实施放矿控制与调整。计划需确定各漏孔每次放出量，并对应矿岩界面下降高度；控制则同时关注数量、品位及漏孔封闭时机。

放矿方案	矿岩界面及主要特点
平面放矿	界面近似水平下降，矿岩接触面积较小，有利于减小损失贫化
立面放矿	各漏孔依次放至截止品位，界面陡峭前移；接触面积大，矿层高时通常不利
斜面放矿	界面保持倾斜面推进，课件举约45°斜面组织放矿

适用条件。地表和围岩允许崩落；矿石中等稳固以上、无自燃和粘结性，夹石层不宜过厚，矿石价值不高。急倾斜矿体厚度不小于约5 m，倾斜矿体不小于约10 m；厚度超过20 m时倾角限制较小，较适合15～20 m以上急倾斜矿体。

评价。方案多、适应性强、矿块生产能力较大、设备简单，专用进回风道有利于通风。缺点是采场结构复杂、采切量大，底柱应力集中、耙道维护量大，放矿管理难、损失贫化较大。

第五节 无底柱分段崩落法

核心特征。分段下部不设专用底部结构，凿岩、崩矿和端部出矿均在同一回采巷道进行。矿石在覆岩下放出，放矿后上方岩石随之下降并充填空区。这里“无底柱”是取消分段专用出矿底部结构，并不表示无需阶段运输和溜井系统。

采准系统。由阶段运输巷道、分段运输联络道、回采巷道、矿石溜井、设备井和通风井构成。课件典型例取分段高约10 m、回采巷道间距8～10 m；上下分段巷道交错布置，改善矿石回收。在回采巷道末端形成切割平巷和切割天井，开出初始切割立槽。

凿岩爆破。在回采巷道中用台车钻上向扇形孔，通常预先完成所在分段的钻孔，减少凿岩与出矿干扰；每次爆破1～2排。课件常用孔径51～65 mm、最小抵抗线约1.5～2.0 m，并给经验关系：

式中d为孔径，W与d必须使用相同长度单位。扇形孔孔底距通常接近W；适当减小W、增大孔底距而保持二者乘积，可改善孔底与孔口间的破碎均匀性，具体需试验确定。

崩矿步距。指一次爆破崩落矿石层厚度，课件常用1.8～3.5 m。步距过大时，放出体容易提前伸入上部废石，废石堵住前方矿石，增大损失；过小时，放出体容易提前进入正面废石，增大贫化。最优值应同时结合放出体形态、孔排距和出矿试验。

出矿与通风。铲运机或装运机在回采巷道端部装矿，送至溜井。独头回采巷道通风困难，可通过局部风机、主风筒与分支风筒组织新风和污风；随回采推进，风筒安装、保护和管理是重点。

回采顺序。各分段自上而下作业，可由第一、二分段回采，第三分段凿岩和切割，第四、五分段采准，使采准、切割、凿岩、爆破和装运在不同分段平行衔接。

覆盖岩层。覆岩应能埋没回采分段、形成挤压爆破条件，并对上方大量岩石冒落起缓冲作用。课件一般取覆盖厚度约两个分段高度。围岩不稳时可自然形成；围岩稳固时强制放顶，可集中放顶、边采边放或先放顶后回采。

条件与评价。适用于地表围岩允许崩落、矿石中等稳固以上、急倾斜厚矿体或缓倾斜极厚矿体。矿石价值不宜很高，围岩含有一定品位或矿石可选性好时更有利。优点是结构和工艺简单、便于标准化及大型无轨机械化、人员在巷道内作业；缺点是通风困难、损失贫化较大，课件所述回采强度低于有底柱分段崩落法。

第六节 阶段崩落法

共同范围。在阶段全高组织矿石崩落，不再以多个独立出矿分段为主要回采单元，阶段底部设置集中出矿系统。分为阶段自然崩落和阶段强制崩落。自然崩落依靠拉底、切帮和矿体自重、地压作用；强制崩落依靠深孔爆破，不能把两者都理解为全阶段大爆破。

一 阶段自然崩落法

原理。在矿块底部形成足够面积的拉底空间，侧帮适当切割，削弱矿体与周围岩体联系。矿石受自重及上覆岩石压力自然崩落。崩落可能在形成自然平衡拱后停止，因此须通过扩大拉底面积或削弱、移动拱基支撑条件，使崩落继续向上发展。

可崩性。不仅指拉底后能否自然崩落，也包括崩后能否形成适于运搬的块度。理想矿体易崩、块度不过大、矿堆不易压实、易放出，同时不计划崩落的采准巷道能保持稳定。矿石无严重氧化、结块和自燃问题，夹石不多，围岩含有益矿物时有利于减轻混入围岩的影响。

项目	课件一般参数
适用厚度	急倾斜矿体一般不小于25～30 m
矿块高度	一般50～60 m，个别高150～200 m
矿块宽度与长度	宽40～75 m，长40～120 m
观察天井	距矿块外围约7～10 m，每块边角可布置2～4条
切帮巷道垂直间距	约6～14 m
拉底高度	低拉底2～4 m，高拉底4～8 m

采准。形成运输平巷和横巷、溜井、二次破碎巷道、斗颈、行人通风天井、观察天井和观察平巷等。二次破碎及装矿巷道承受较大地压，课件列混凝土、钢结构、锚杆锚索和喷网等加固方式。

切帮与拉底。切帮削弱边界联系、破坏自然拱基并控制崩落边界，避免崩落无序发展到邻块。可用巷道切帮、爆破形成2.5～3 m宽槽，或预裂形成分离面。拉底在矿块下部形成自由空间，可用浅孔、中深孔或深孔施工，其面积、高度、方向共同影响崩落发展。

两阶段出矿。自然崩落发展期间局部放矿，形成继续崩落所需补偿空间，课件以约放出三分之一说明这一阶段；崩落结束后，再在覆盖岩石下大量放矿。放矿量与速度应与崩落发展相适应，过快可能产生较多大块、影响正常崩落，过慢也会限制崩落和生产。

均匀放矿。单矿块一般均匀等量放矿，使矿岩界面近似水平下降；盘区或连续回采可保持约45°倾斜界面。界面过陡易增贫化，过缓又扩大放矿范围，应结合回收与生产组织调整。

评价。生产能力大、劳动生产率高、直接成本低、材料消耗少；但适用条件严格、灵活性差，自然崩落与放矿不易控制，切帮、拉底管理要求高，出矿巷道维护量大，产量不易调节。

二 设补偿空间的阶段强制崩落法

原理。预先开出一定补偿空间，再用深孔将阶段范围内矿石一次或分次崩落，底部在岩石覆盖下集中出矿。水平孔方案的补偿空间位于底部结构上方，垂直孔方案可采用立槽作为初始空间，通常按矿块组织。

项目	课件一般参数
矿块布置	厚度不大于30 m时沿走向；大于30 m时垂直走向
矿块尺寸	沿走向长30～50 m；垂直走向时长宽均可取30～50 m
阶段高度	一般50～60 m；缓倾斜40～50 m，较陡60～70 m
底柱高度	12～14 m
补偿空间	自由空间爆破约为崩落矿石体积20%～30%；挤压爆破或矿石不稳时例列15%～20%

采切。形成运输巷道、电耙道、溜井、行人通风天井、凿岩天井和硐室；切割包括辟漏、拉底和补偿空间。水平孔方案可通过浅孔挑顶扩大空间；垂直孔挤压方案的初始切割与有底柱分段法相似。矿石稳固时可连续拉底，较差时留临时矿柱并在主体落矿时一并崩落。

回采。可用水平深孔、垂直深孔或药室落矿，课件以水平深孔较常见。依补偿空间条件，采用微差爆破一次崩全高或分次崩矿，电耙在覆盖岩石下出矿。

三 连续回采阶段强制崩落法

特点。沿阶段或分区连续推进，不以独立矿块边界为主要组织方式；采用垂直深孔向相邻崩落矿岩侧向挤压爆破，下方仍设集中出矿底部结构。与设专用补偿空间方案相比，其初始自由条件及后续挤压对象不同。

适用条件。地表和围岩允许崩落；急倾斜矿体厚度大于约10～15 m，或其他倾角的较厚矿体；矿石中硬以上且不易自然崩落，无结块、自燃性。围岩应允许完成所需采切空间而不提前冒落，极厚矿体对围岩稳固性的限制可相对放宽。

强制崩落法总体评价。较适合厚大、规整、倾角较陡、矿石价值不高或围岩含有一定品位的矿床。与分段崩落相比，采准量较小、生产率较高、直接成本较低；不足为技术与放矿管理严格、大块多、损失较大。第87页给出损失率15%～30%、贫化率20%～30%、矿块生产能力100～300 t/d，是课件所列范围。

第七节 放矿管理与采场结构参数优化

一 损失贫化与截止品位

发生阶段。崩矿时发生的损失贫化称一次损失贫化；放矿时发生的称二次损失贫化。崩落法放矿先经历纯矿石回收，再进入贫化矿石回收；随着继续放出，混入岩石增多，出矿品位逐步下降。

平均值与当次值。总贫化率是按全部放出矿量及平均品位计算；当次或瞬时贫化率仅针对本次放出矿量、品位。封闭漏孔的判断应关注当次出矿，不能用已经获得的较高平均品位掩盖后续低品位出矿。

放矿截止品位。当次出矿品位降到应停止放矿的数值，称放矿截止品位。过高会提前放弃仍有经济价值的矿石，增大损失；过低会增加无效运输、提升和选矿费用，导致后续亏损侵蚀已有收益。课件按总盈利额最大原则给出：

符号	含义与计量要求
C_d	放矿截止品位
F	每吨采出矿石的放矿、运输、提升及选矿等相关费用
H_x	选矿金属回收率，计算时用小数
L_j	每吨精矿售价
C_j	精矿品位，应与C_d采用同一品位基准

该式体现的是边际出矿收入与相关费用的平衡；计算时须保持原矿吨、精矿吨、金属量和品位单位一致。其他成本、回收环节及计价条件改变时，应回到完整经济关系复核。

二 矿石损失形式

脊部残留。位于出矿口之间，可能在下分段或下阶段放矿时获得部分回收，条件好时有多次回收机会。

下盘残留。矿体下盘附近矿石不能进入出矿口的有效移动范围，通常难以再次回收，属于永久损失。它是课件强调的主要损失形式，与矿体倾角α、厚度B、矿石层高度H以及放矿口间距S有关。

三 减少损失的措施与参数权衡

向下盘移动出矿口。将靠下盘漏斗中心尽量移向下盘，必要时在下盘岩石中设置漏斗，以扩大下盘矿石的可动范围。增加部分岩石开掘费用，可能换来更高矿石回收。

设置下盘漏斗。课件在下盘倾角小于45°时采用密集式，45°～65°时可采用间隔式，并结合倾角与阶段高度布置1～3列。目的是缩小矿石到出矿口的滞留区域，不能只看漏斗数量而忽略位置。

协调H与S。α和B一定时，适当减小矿石层高度H及漏口间距S，可减少残留，但增加开掘量；截止品位一定时，贫化也可能略增。因此应同时比较矿石回收价值、贫化加工费用和新增掘进费用，以总盈利较大为目标确定参数。

下盘很陡时的不同结论。若下盘残留很小或没有，允许条件下可增大放矿矿石层高度，减少重复产生损失贫化的次数。因而“矿石层越薄越好”并非普遍结论；应先判断是否存在明显下盘残留。

本章重点对照

易混项目	应掌握的区别
单层与分层崩落	单层按全厚推进；分层自上而下，利用假底转化为假顶
分层崩落与下向充填	前者上部覆岩和假顶下沉；后者在完整胶结人工假顶下作业
有底柱与无底柱分段	前者有专用底部出矿系统；后者回采巷道兼凿岩和出矿
分段与阶段	分段分设回采层次；阶段在全高范围组织崩落与集中出矿
自然与强制崩落	前者靠拉底、切帮及自重地压发展；后者主要以深孔爆破落矿
平面与立面放矿	前者界面近水平下降；后者逐漏孔放至截止品位、界面陡峭前移
脊部与下盘残留	前者可能后续回收；后者常为永久损失
平均品位与截止品位	前者反映累计结果；后者用于决定当次出矿是否继续

复习时要能从示意图判断人员在哪作业、矿石在哪崩落、矿岩界面如何移动、空区由什么维护，以及结构参数变化如何同时影响回收、贫化与采准费用。