破碎矿岩采场控制爆破技术

柯锦福 吴爱祥 王贻明

(北京科技大学土木与环境工程学院)

破碎矿岩采场控制爆破技术

柯锦福 吴爱祥 王贻明

(北京科技大学土木与环境工程学院)

白牛厂白羊矿段为缓倾斜破碎不连续薄矿脉，采场崩矿主要使用普通爆破法，其矿柱较易受爆破震动影响而破坏，采场顶板安全性差，大块率高。为此，进行了采场控制爆破崩矿工业试验，依据现场试验法和工程类比法选取参数。工业试验结果表明：该技术可以提高顶板的稳定性，大块产出率降到10%，同时提高了采场爆破质量，降低了爆破成本。

控制爆破 缓倾斜破碎不连续薄矿脉 采场崩矿

白牛厂矿区白羊矿段矿体围岩以泥灰岩、构造角砾岩、砂岩和粉砂质泥岩为主，硬度系数f=2～5，矿岩破碎易坍塌，稳定性低。矿体厚度1～3.5 m，倾角20°～35°，开采条件差、岩体破碎、连续性差，为典型的缓倾斜破碎不连续薄矿脉[1]。使用浅孔留矿法，普通爆破法开采。由于矿岩稳定性差，矿柱易受爆破震动影响而破坏，严重影响作业安全[2]。为了提高采场顶板稳定性，降低大块率，改善采场爆破主要技术经济指标，进行了采场控制爆破试验。

1 采场爆破现状及存在的主要问题

白羊矿段浅孔留矿法使用普通上向倾斜扇形孔崩矿，YT-24或YT-28气腿式凿岩机凿岩，钎杆长度主要为2.5 m，少部分为4 m。采场炮孔深2～3.5 m，孔径38～42 mm，孔距0.4～0.8 m，排距0.8～1.2 m，一次爆2～3排，每排孔数4～8个。采取多排多段毫秒微差爆破法，爆破后顶板形成0.5～0.7 m 厚的爆破松弛带，使顶板稳定性受到了严重破坏，主要表现在：①加大了开裂的深度和广度；②破坏了底柱、间柱的整体性；③难以保证矿柱的形状和尺寸，矿柱内的巷道难以维护；④增加了大块率和矿岩二次破碎量。

2 采场控制爆破技术与爆破参数优化

2.1 掘进爆破

2.1.1 空眼掏槽技术

(1)空眼直径与数量。当岩石强度系数f=4～6时，空眼直径为76 mm；f=6～8时，空眼直径为102 mm。由于没有大孔凿岩机具，选用几个小空眼代替一个大空眼。小孔个数n=(D2/d2)+1，若小孔直径d=42 mm，大孔直径D为76，102 mm时，所需小孔数分别为4，7个。

(2)确定最先一段起爆的掏槽眼与空眼的距离b，通常b≤2d；为尽可能增大岩石爆破后所需空间，通常空眼比装药眼深10～20 cm[3]。

(3)炸药选择及装药量。中硬岩(f=4～6)选用爆速为3 000 m/s的硝铵类炸药为宜，坚硬岩(f≥6)选用爆速为4 000 m/s的乳胶类炸药。掏槽孔的装填系数通常大于90%，仅在炮口留20～30 cm位置填炮泥。

(4)钻眼偏差允许值。当炮孔深度H=2.35 m 时，允许偏差R=3.8 cm。开眼偏差着重控制眼距，方向偏差着重控制炮孔平行度。

(5)段间隔时差大于100 ms为宜，一般雷管跳段使用可满足此需求。

2.1.2 光面爆破技术

光面爆破技术有利于降低掘进爆破对巷道围岩的破坏，减少掘进爆破超欠挖工程量，提高巷道成型率，有利于巷道围岩的稳定[3]。其技术参数主要包括最小抵抗线(光爆层厚度)、炮孔直径、炮孔间距、炮孔密集系数、装药线密度、微差时间与装药结构等[4]。装药结构使用空气间隔不耦合装药，主要技术参数见表1。

2.2 采场崩矿爆破

2.2.1 平行孔爆破

平行孔爆破主要用于浅孔回采采场崩矿爆破。炮孔布置形式有平行排列与交错排列(见图1)。交错排列可使爆炸产生的能量在矿体中较均匀地分布，爆后块度相对较为均匀，故采用较多。在采幅较窄的情况下，其效果更为显著；平行炮孔排列主要用于矿岩接触边界不明显或不易分离的采幅较宽的矿体。

表1 巷道掘进光面爆破主要技术参数

图1 井下崩矿爆破的炮孔排列

爆破参数最小抵抗线W和炮孔间距a可按下式选取：

W= (25～30)d,

(1)

a=(1.0～1.5)W,

(2)

式中，W为最小抵抗线；d为炮孔直径，m；a为孔间距。

2.2.2 扇形孔爆破

扇形孔爆破用于小分层崩落法的采场崩矿爆破。采场宽度为8～12 m，分段回采高度为6～8 m，钻机设备选用YGZ-90型凿岩机。钻孔直径65 mm, 钻孔深度5～12 m。 对于试验矿段中等坚硬矿岩(f=5～8)，最小抵抗线W=(20～23)d，炸药单耗为0.35～0.5 kg/m3，孔底距a1=(1.1～1.5)W，孔口距a2=(0.4～0.7)W.

2.2.3 大孔距爆破技术

大孔距爆破采取大孔距和小抵抗线[5-6]，可在保持炮孔承载面积不变或稍微增加时实施，其爆破体积大，破岩质量好。采矿分层高6 m，沿水平方向推进，由里及外后退式回采。每个分层崩矿的顶排炮眼使用控制爆破方案布置，其余排炮眼使用大孔距爆破方案布置，崩矿炮孔采用微差起爆技术。采用2次凿岩爆破崩矿，每次爆破3～5排炮孔，完成第一次凿岩爆破后，出1/3矿，在清理顶板后蹬渣打眼，完成第二次上部凿岩爆破崩矿。

2.2.4 光面护顶爆破技术

由于采场采用上向倾斜扇形炮孔崩矿，顶板难以实现控制爆破，需在形成采场顶板的最后一次爆破时，贴近顶柱留出一层矿体作为光爆层，布置密集的平行水平炮孔，形成光面爆破，以减少爆震[6]。光面护顶凿岩爆破技术的主要参数选取见表2。

表2 光面护顶凿岩爆破参数

2.3 临近矿柱爆破

为减少爆破对矿柱的破坏，保持矿柱的完整性，临近矿柱采取预裂爆破和光面爆破。预裂爆破在设计轮廓线上钻凿若干相互平行的炮孔，加密孔距，减少各炮孔的装药量(有的孔不装药，作为导向孔)，起爆预裂孔，使其形成预裂缝，然后再起爆其他炮孔，此时由于在预裂线上已形成光滑的平面(预裂缝)，爆破冲击波逸出或折回一部分，预留矿柱受到的冲击破坏大为减小。孔距a取(6～10)d，孔径较小或矿岩坚硬时取大值，孔径较大或矿岩软弱时取小值，不耦合系数为2～4。

3 工业试验

(1)试验采场开采技术条件。试验采场选在白羊矿段17#斜1 460～1 500 m，主矿体受F3断裂带控制，目前揭露矿体主要是1 480 m和1 500 m水平巷道，其中1 480 m水平穿脉巷道见矿很好，17#、19#、21#、23#、25#、27#穿脉都见矿，见矿水平厚度26～33 m；1 500 m水平21#、23#、25#、27#、29#、31#穿脉见矿，矿体水平厚度10～20 m，走向140°～145°，倾向NW，倾角22°～32°。

(2)平巷掘进。全断面开挖，采用YT-28型风动凿岩机，直径40 mm的一字型合金钎头凿岩，六角中空钎杆长2.5 m;钻孔深2.35 m，循环进尺平均为2.16;采取连续装药，反向孔底起爆，周边眼最后起爆的爆破方案;按照中深孔反向光面爆破相关要求，采取直径27 mm的小直径药卷和炮眼孔径40 mm钻头钻进;因巷道断面较小，设计采取孔眼直线掏槽方案;使用孔底反向爆破技术，全断面一次起爆，为了保证掏槽效果，设计空掏槽眼4～7个，梅花形布置，掏槽眼深度比炮眼深200 mm。

(3)采场崩矿。采矿分层高6～8 m，每个分层崩矿分两步完成，第一步使用垂直扇形中深孔崩矿，第二步使用水平浅孔崩矿，顶排炮眼为控制爆破，其余排炮眼为大孔距爆破。崩矿炮孔采用微差起爆技术。

(4)爆破器材。采用2#岩石硝铵炸药或2#岩石乳化炸药，药卷直径为32或27 mm，长200 mm，重200 g/卷。采取1～11段的塑料导爆管非电毫秒雷管，周边眼配用部分导爆索。

(5)爆破效果。炮眼保存率80%～95%，炮眼利用率90%～100%，平均达92%。采用光面爆破技术后，巷道成型效果好(见图2)，岩石块度适宜，便于装运。邻近矿柱实施控制爆破技术后，矿柱形状和尺寸得到保证(见图3)。

图2 光面爆破巷道成型效果

图3 控制爆破下采场预留矿柱

4 爆破效果

4.1 技术效果

①采用光面爆破技术，基本满足了采场顶板管理要求，同时爆破块度均匀，适用于临近采场顶板爆破崩矿;②大孔距爆破和普通爆破相比，稍微增加炮孔承载面积，可以同时降低炸药消耗量和大块产出率;③采场崩矿使用非电毫秒雷管起爆系统的微差爆破，操作方便，安全性高。

4.2 爆破质量

①破岩后顶板岩面的最大不平整度小于0.15 m；②顶板壁面上的半眼痕保留率不超过40%；③破岩后周边岩面浮石少，无“危岩”；④大块率由普通爆破的15%降低到10%。

4.3 主要技术经济指标

采场崩矿控制爆破主要技术经济指标见表3。

表3 主要技术经济指标

5 结 论

针对白牛厂白羊矿段采场顶板稳定性差，崩落矿石大块率高等问题，采取控制爆破技术，使用现场试验法和工程类比法确定了相关参数，并进行了采场控制爆破技术崩矿工业试验，结果如下：①降低了采场顶板围岩受到的破坏，最大限度地保护采场的稳定性，提高矿房顶板的安全性；②爆破后的矿石块度均匀、大块少、炸药消耗低；③控制爆破技术操作简单，容易掌握，对采场构成要素与采准工作又无特殊要求，便于推广应用。

[1] 姚高辉,吴爱祥,王贻明.缓倾斜破碎不连续矿体采空区稳定性分析[J].黄金,2009,30(12):25-28.

[2] 王贻明,姚高辉,夏红春,等.缓倾斜破碎薄矿体采矿方法选择与采场参数优化[J].现代矿业,2010(5):15-17.

[3] 汪旭光,郑炳旭,张正忠,等.爆破手册[M].北京:冶金工业出版社,2010.

[4] 刘殿书.中国爆破新技术Ⅱ[M].北京:冶金工业出版社,2008.

[5] 王玉杰.爆破工程[M].武汉:武汉理工大学出版社,2009.

[6] 翁春林,叶加冕.工程爆破[M].北京:冶金工业出版社,2004.

2015-04-13)

柯锦福(1990—)，男，硕士研究生，100083 北京市海淀区学院路30号。