近年来，随着社会经济的快速发展，矿产资源需求量与日俱增，我国大部分矿山进入深部开采阶段。然而，深部矿体围岩破碎且开采技术条件复杂，影响着矿山安全生产，因此，我国采矿科技工作者对深部破碎性复杂矿体进行了大量研究。甯瑜琳等（2014）通过对岭南金矿上盘破碎矿体进行研究，建立了不同超前高度的数值计算模型，确定盘区交错式上向水平分层充填采矿法的最优分层回采超前高度；朱和玲（2014）将“采矿环境再造”理念运用到松软破碎型复杂矿体开采实践中，提出了矿体稳定性控制技术和措施；刘冬等（2019）以焦家金矿破碎矿体为研究对象，建立适合模拟破碎矿体的数值计算模型，确定了满足矿（岩）体自稳要求的合理进路跨度。由此可见，如何解决破碎矿体生产效率低和安全性差的问题，已成为当前深部开采过程中亟需解决的关键技术难题（Vongpaisal et al.，2011；Saki et al.，2020；徐恒等，2016）。

大尹格庄金矿隶属于招金矿业股份有限公司，是国家“七五”期间重点投资兴建的十大黄金矿山之一，矿区位于招远市城南18 km的齐山镇大尹格庄村，现生产能力为3 450 t/d。建矿初期，大尹格庄金矿主要采用传统的上向水平分层尾砂充填法，梯段非连续回采，后期随着机械化程度的提高，采用盘区式上向水平分层尾砂充填采矿法，至2000年，经过不断改进，调整为点柱式上向水平分层充填采矿法并沿用至今（刘明泉等，2009）。随着开采深度的增加，受构造应力的影响，矿岩稳固性变差，断层节理裂隙十分发育（Feng et al.，2004；Feng et al.，2011；Jin et al.，2015）。为保证安全作业，采场内预留矿柱、点柱尺寸越来越大，部分采场矿石损失率达到15%，矿产资源浪费严重。

为实现大尹格庄金矿安全高效开采的目的，进一步提高矿石回收率，减少矿石损失，以其1#矿体 -496 m中段北区矿体为研究对象，开展了上向水平分层进路充填采矿法试验研究。通过对大尹格庄金矿的回采工艺、爆破工艺和接顶充填等关键问题进行改进，矿山生产能力保持不变，但矿石损失率由15%降为5.7%，与原点柱式采矿方法相比降低了62%，达到经济、安全和高效生产的目的，满足矿山发展需求。

试验采场位于1#矿体-496 m中段以上及-431 m中段以下的68.5~70.5线之间，主要涉及7109采场和7111采场。矿体赋存于主裂面下盘40~60 m的范围内，矿体呈较规则的脉状和似层状，沿走向和倾向呈舒缓波状延伸，局部具有分支复合、尖灭再现现象，矿体形态简单且分布较稳定。矿体走向约20°，倾向SE，倾角为15°~30°，倾角变化幅度小，矿体较连续，矿体空间分布受招平断裂带控制。矿石成因类型主要有黄铁绢英岩型和黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩型。矿体赋存状态主要为浸染状和细脉状，其次为细脉浸染状和网脉状。黄铁矿主要呈星点状、斑点状、脉状和网脉状分布（李树鹏等，2016；李江等，2015）。

矿体上盘为断层糜棱岩、角砾岩和太古宇胶东群，矿岩松软破碎，极不稳固。下盘依次为黄铁绢英岩化花岗质碎裂岩、钾化花岗岩和花岗闪长岩。其中，花岗质碎裂岩局部破碎，稳固性差；钾化花岗岩和花岗闪长岩稳定性较好，裂隙不发育。

试验采场起初采用点柱式上向水平分层充填法进行采矿作业，采场分层回采过程中，矿岩受构造应力的影响，节理裂隙发育，顶板经常出现大范围坍塌，矿柱出现拉裂溃曲破坏，施工作业时采用木支护、锚喷和锚索等支护措施，但收效甚微，作业安全风险高。采场回采三分层后，垮落范围逐渐增大，部分矿柱出现劈裂，不具备安全生产条件，采场停止作业，亟需改进采矿方法。

根据大尹格庄金矿深部矿体开采技术条件，借鉴胶东地区同类型黄金矿山开采经验，结合矿山发展的需要，可选择的采矿方法主要有无底柱分段崩落法、上向分层充填采矿法和上向分层进路充填采矿法。其中，无底柱分段崩落法具有结构简单、效率高且成本低的特点，在夏甸金矿的采矿实践中得到了验证（吴锋等，2013；周宗红，2006），但矿山周边为居民社区，崩落法开采后会造成上部岩层沉陷，对居民生活影响较大，且不适于边角和破碎矿体（曹英莉等，2012）；上向分层充填采矿法在新城金矿应用广泛，具备贫化损失率低、回采工艺和充填工艺简单等优点，但其不足是顶板暴露面积大、维护困难（杨宁等，2020；唐礼忠等，2016；刘涛等，2011）；上向分层进路充填采矿法的优点在于顶板暴露面积小、回采安全、矿石回收率高及贫化率低（赖伟等，2020；杨莹等，2016），在焦家金矿和曹家洼金矿得到了广泛应用（黄金奎，2015；杨勇等，2010）。其中，曹家洼金矿与大尹格庄金矿毗邻，开采技术条件类似，通过组织技术人员对上向分层进路充填采矿方法进行不断改进优化，各项生产指标不断提高，采场顶板及两帮地压均得到有效控制，达到安全生产条件，解决了上向分层进路充填采矿法生产效率低下的问题，具有较高的推广应用价值。因此，大尹格庄金矿选用上向水平分层进路充填采矿法进行深部矿体开采。

上向水平分层进路充填采矿法的特点如下：采场以巷道的方式由下往上分层回采，分层内划分成多条进路；一、二期进路间隔布置，以进路为单元进行回采与充填；先回采一期进路，分段回采结束后进行接顶充填，充填体稳定后再回采二期进路（王志远等，2018）。大尹格庄金矿的采矿方法示意图如图1所示。

盘区沿走向长120 m，单个采场长为60 m，宽为矿体水平厚度，采场间留宽度为2.5 m的连续间柱。中段高度60 m，分段高度12 m，不留顶柱。为保证分段巷道稳定性，沿矿体走向施工脉外巷道，采场进路由脉外巷道施工，垂直矿体走向布置。

①分段巷道位于矿体下盘，大致平行矿体走向，根据分段高度和铲运机爬坡能力，分段巷道一般距矿体下盘约50 m，巷道规格为3.2 m×3.0 m。

②进路联络道规格为3.0 m×3.0 m，垂直矿体，方位110°，坡度-9°至一分段采场充填标高，再水平施工至矿体上盘边界。

③天井、溜矿井布置：在矿体下盘施工充填回风井与上分段进行贯通，用于采场通风，并作为采场内第二安全出口；自-496 m中段运输平巷向上施工脉外溜井。

回采进路施工：采准切割工程布置完成后，沿进路联络道继续施工回采进路。进路宽度为3 m，控顶高度为3.8 m，长度为矿体水平厚度。进路回采按照“隔一采一”原则，同一分层内可同时布置多条进路进行回采、充填作业。因围岩稳固性较差，为保证脉外巷道完整性，二期进路开口位置位于一期进路内，距脉外巷8 m处，倾角呈130°施工8 m后，再垂直矿体施工至矿体上盘边界。采场出矿选用铲运机的铲斗容积为2 m³，额定载重量为4 t。

充填方案：分层进路回采结束后，施工人员先用废石将采场各进路掩高1.5~2.0 m，然后在各进路架设充填管路，在下坡段且距离平坡约3 m的位置进行毛石挡墙，再对进路进行胶结充填，正常回采各分层充填不需接顶，要求预留1.1~1.5 m的落矿补偿空间。待充填料稳固后将原进路联络道挑顶压天，作为下一分层的联络道，直至联络道无法进行压天，提前由上分段向下掘进小规格联络道与进路贯通，并对一期进路进行接顶充填，本分段一期进路回采结束。然后由本分段重新拉底进行二期进路回采（具体步骤与一期进路回采一致）。开采现场施工图如图2所示。

通风方案：新鲜风流由斜坡道进入分段巷，再经出矿联络道进入采场，清洗工作面后，污风经充填回风井排至上中段回风巷。为了改善采场工作面的通风条件，采用双扇抽压混合式通风，必要时选用罗茨鼓风机进行辅助通风。

实践表明，采用小规格上向水平进路分层充填法后，采场地压得到有效控制，生产期间未发生较大规模垮落现象，符合安全作业条件。根据生产统计，盘区矿石损失率为5.7%，比原采矿方法降低了62%，而盘区生产能力与原采矿方法基本相同，生产能力达到预期效果，实现了破碎矿体的安全高效开采。2种采矿方法主要技术经济指标如表1所示。

按盘区内矿石量为502 143 t，出矿品位为2.50 g/t计算，改进采矿方法后可多采黄金116 748 g。若黄金价格按300元/g，单位综合成本按150元/g计算，改进采矿方法后可产生直接经济效益1 751.22万元，矿山经济效益明显提升。

采场掘进采用YT-28型气腿式凿岩机进行凿岩，落矿采用DT1-14履带式单臂掘进台车，钻孔直径为40 mm，钻杆长度为3 000 mm/3 700 mm，钻孔深度为2 800 mm/3 500 mm。选用2#岩石乳化炸药，药卷直径为Φ32 mm，长度为340 mm，质量为300 g。采用普通毫秒导爆管雷管微差起爆，为了加强爆破矿石抛掷效果，选用不同段导爆管雷管，由下及上逐排依次起爆，最下排炮眼先起爆，为后续炮眼起爆提供自由面，周边眼最后同时起爆。

采矿试验初期方案：根据矿体围岩开采条件，遵循“多打眼少装药”的原则，共打眼17个，炮眼深度为3 500 mm，其中，光面眼9个，每个炮眼装药3卷，用导爆索连接后再与导爆管雷管相连，采用间隔不耦合装药，装药长度为3.5 m，总装药量为8.1 kg，需导爆管雷管9发，导爆索32 m；大孔距眼8个，利用导爆管雷管相连，每个炮眼装药8卷，采用间隔不耦合装药，装药长度为2.2 m，总装药量为19.2 kg，另需导爆管雷管9发。采用3 700 mm钻杆作业，单个工作面作业时间约为1.5 h，一工班可施工2个工作面，根据生产统计，爆破开挖进尺率为52%，光面爆破眼痕率为70%，矿石大块率约为15%。炮孔布置示意图如图3（a）所示。

对现场爆破试验结果进行调查发现，初期方案爆破工艺的单位材料消耗大，施工质量差，偏孔现象时有发生，不利于二期进路回采，且导爆管雷管脱落容易造成盲炮现象。经过讨论分析，提出爆破工艺改进方案：采用3 000 mm钻杆作业，共打眼14个，其中，光面眼9个，炮眼深度2 800 mm，各光面眼改用导爆索串联后与导爆管雷管相连，每个炮眼装药2卷，采用间隔不耦合装药，装药长度为2.8 m，总装药量为5.4 kg，需导爆管雷管1发，导爆索33 m；大孔距眼5个，每个炮眼装药7卷，采用间隔不耦合装药，装药长度为1.9 m，总装药量为10.5 kg，另需导爆管雷管6发。单个工作面作业时间约为1 h，一工班可施工3个工作面，根据生产统计，爆破开挖进尺率降低为46%，光面爆破眼痕率和矿石大块率与采矿试验初期方案保持一致。炮孔布置示意图如图3（b）所示。

如表2所示，对爆破技术经济参数进行比较分析，在单机凿岩时间和进尺基本相同的情况下，对爆破工艺进行改进后，单位炸药消耗量降低了28%，单位导爆管雷管消耗量降低了39%，单位导爆索消耗量增加了121%。

若仅对炸药、导爆管雷管和导爆索的消耗量进行统计，初期采矿方法矿石成本为4.24元/t，改进后采矿方法矿石成本为3.90元/t，成本降低了8.02%，凿岩台效由155 t/台班提升至186 t/台班，生产能力提升20%，且在实际生产过程中，由于矿体松软破碎，炮眼间距增大并未引发矿石大块率增加。

为保证充填体强度，防止充填体塌落，满足作为二期进路回采间柱的要求，一期进路选用灰砂比为1∶8的胶结尾砂充填，二期进路选用分级尾砂充填即可，最后分层选用灰砂比为1∶8的胶结尾砂进行接顶充填。接顶充填时需对进路联络道进行封堵。原方案采用0.8 m厚混凝土隔离墙，425#水泥，石子骨料粒度在4 cm以下，水灰比为0.65，并经充分振捣。该方案存在工程施工周期长（5 d）、费用高（475元/m³）且自然养护时间长（需要8~12 h的自然养护）等缺点，对进路接续产生一定影响。

经多次改进试验，形成了利用胶结充填体代替混凝土隔离墙的方法，如图4所示。主要利用圆木、废旧道轨及土工布等材料进行隔挡，包括构筑充填挡墙，架设充填管、泄水管，预留观察孔等，从开始架设隔挡至形成胶结充填体仅需要2.5 d，施工工期缩短54.55%，同时相比大尹格庄金矿目前的胶结充填成本（52.3元/m³），改进后的方法充填挡墙成本降低88.99%，且圆木和废旧道轨等材料可以反复利用，节省了材料成本。需要注意的是，在利用圆木隔挡形成胶结充填体时，为避免充填水过多，保证挡墙稳定性，需将充填料浆浓度提高至75%，并降低充填流量（以80 m³/h最适宜）。

胶结充填体挡墙形成以后，从上分段贯通位置架设充填管路对进路进行接顶充填。充填时，自上盘向下盘逐渐后退分3次完成：第一次充填高度为2.5 m，充填结束后进行滤水，滤水80％后进行第二次充填，充填高度为1 m，待二次充填滤水完毕后，进行接顶充填。接顶充填时在采场下盘架设三通管，根据上盘充填量在接近结束时将三通管打开，待下盘流量正常时将三通管上盘管路断开，以提高充填接顶效果。根据生产统计，接顶充填时通过在下盘架设三通管，充填接顶率由原来的64%提高至78%，充填接顶效果明显。

工业试验表明，依托大尹格庄金矿1#矿体 -496 m中段北区矿体进行的上向水平进路分层充填法试验，具有矿石损失率低和生产效率高的优点，该项研究成果可用于指导矿山生产，特别是对于过渡期内需要开采矿量分配、优化开采和扩产扩能的矿山具有很好的指导意义，取得了显著经济效益和社会效益。

（1）针对缓倾斜破碎矿体难回采、安全性差且生产效率低等问题，提出小规格上向水平进路分层充填法，解决了原采矿方法损失率较高的问题，通过改进进路参数和布置方式，有效解决了缓倾斜破碎矿体安全生产的难题。

（2）根据大尹格庄金矿深部矿体开采技术条件，对进路爆破工艺进行改进，优化后盘区生产能力达372 t/d，实现了高效开采的目的。同时，若仅对炸药、导爆管和导爆索的消耗量进行统计，新采矿方法单位矿石成本仅为3.90元/t，比原采矿方法降低了8.02%。

（3）提出采用胶结充填体代替混凝土隔离墙的方法，在降低充填成本的同时，大大缩短了施工工期，有效解决了进路采场接替问题；采用分次充填和架设三通管的充填接顶技术，可以更好地实现进路采场的充填接顶，保障二期进路安全回采。