分段鑿巖階段空場嗣后充填采礦工藝及爆破設計

余 昕 周家祥 宋衛東 譚玉葉

（1.北京科技大學土木與資源工程學院，北京100083；2.金屬礦山高效開采與安全教育部重點實驗室，北京100083；3.武漢鋼鐵集團礦業有限責任公司大冶鐵礦，湖北黃石市435006）

分段鑿巖階段空場嗣后充填法可以起到保障采場生產能力、提高經濟效益、降低尾礦庫風險的作用，同時還能維護高階段采空區的穩定性。它是一種非常適用于從無底柱分段崩落法向充填法轉變的采礦方法［1-4］。為了保障生產連續及安全過渡，充填體的強度及制備、采場結構參數等研究尤為重要［2，5-6］。

地下爆破工作對露天邊坡的影響較大，嚴重時甚至會引起滾石或泥石流地質災害，導致井下開采難度和支護成本增加，造成礦石的資源損失［7-11］。在階段空場嗣后充填法中，中深孔的設計是否合理對爆破工藝的爆破質量、工作安全性和經濟成本有著重要影響。

本研究以由崩落法轉為充填法的大冶鐵礦為工程背景，對分段鑿巖階段空場嗣后充填法的采礦工藝與爆破參數進行了研究，進行了工業試驗，取得了較好的技術經濟指標，對類似礦山具有借鑒作用。

1 工程背景

大冶鐵礦由于部分地表區域出現輕微塌陷的現象，為了盡快減少尾礦庫的容量，維持露天坑邊坡的穩定，保護礦區生態環境，迫切需要將采礦方法由崩落法過渡到分段鑿巖階段嗣后充填法［8］。

1.1 礦區工程地質概況

礦體主要發育在中細粒含石英閃長巖、黑云母透輝石閃長巖和大冶群第四、五段大理巖接觸帶26～39線之間。走向為NWW，長430 m，主要呈透鏡狀或楔狀。

露天礦的底部長約2 400 m，南北寬約1 000 m。北幫170～270 m，南幫 86～200 m。邊坡角約為 38～43°，局部地區為53°，高度為230～430 m。

1.2 開采現狀及技術條件

如圖1所示：①-60 m水平為覆蓋巖層上部的露天坑底；②-60～-108 m采用無底柱分段崩落法，礦塊垂直走向布置，階段高度為60 m，分段高度為12 m，進路間距為10 m；-96～-108 m水平21#進路東面采用淺孔留礦嗣后充填法，西面保留崩落法［12］；③-108～-120 m分段為預留的隔離礦柱；④-120～-180 m階段采用分段鑿巖階段空場嗣后充填法，深部均采用充填法開采。

礦體水平厚度約26 m，礦體傾角為70～90°，品位在45%～47%，為典型的急傾斜中厚至厚礦體。上盤主要為石英閃長巖，f=10～14；下盤主要為大理巖，f=6～8；巖石穩固性好至較好，巖石的上、下盤移動角為65°。

2 采礦方法及采場結構參數

分段鑿巖階段空場嗣后膠結充填法工藝如圖2所示，沿礦體走向布置采場，自西向東劃分為19個礦塊（標號為301#～319#），偶數為礦房，奇數為礦柱。階段高度為60 m，分段高度為13 m，礦房、礦柱寬為15 m，長30～45 m。一步驟回采礦房，隔一采一，待一次充填的充填體能夠自穩后，二步驟回采礦柱并充填。

3 階段空場嗣后膠結充填法

3.1 采準切割工程

階段礦塊分為-133 m、-146 m、-159 m及-171 m底部結構4個水平分段自上而下，由內向外后退式回采。開采礦塊時，礦石由鏟運機運搬，通過出礦巷道和聯絡道倒入溜井中。待開采至-171 m水平后集中出礦，通過溜井至-180 m階段后運輸至井底車場，最后由罐籠提升至地表，倒裝運至選廠。

切割工作包括底部結構（在-171 m水平掘進出礦平巷和橫巷），沿礦體上盤的邊界鑿切割天井（1個礦塊2條井）。分段巷道、聯絡道、溜井和進風井均布置于礦體的下盤，由階段斜坡道（縱坡i=12%～15%）相通，運輸設備、材料和人員。標準采礦方法的綜合掘采比為 50 m/萬 t或 496.6 m3/萬 t；采切帶礦比10.2%；采切帶巖比6.6%。

3.2 鑿巖爆破設計

使用崩落法回采礦塊時，采用擠壓爆破，補償空間較小；而階段空場在回采時沒有上覆的巖石，炸藥消耗較小。

3.2.1 中深孔設計要求

合理的中深孔設計應該達到以下要求：①能有效控制礦體邊界線，盡量降低損貧率；②平均布置炮孔密度和深度，能夠降低大塊率、破碎均勻、減少粉礦，提高爆破質量和鏟運機的出礦效率；③基本消除懸頂、隔墻等爆破事故，保持放礦口眉線，減少擠炮現象，杜絕排間微差、孔間微差帶炮現象引起拒爆，提高回收率及回采效率；④炮孔施工方便、作業安全。

3.2.2 鑿巖爆破參數

采用Atlas SimbaH1254鑿巖臺車，中深孔爆破。鉆孔直徑取Φ=76 mm，孔深10～16 m，最小底抗線W=1.8 m，孔底距為1.53～2.7 m，炸藥單耗q為0.3 kg/t，排面傾角為90°，邊孔角為40°。

3.2.3 炮孔設計

每排炮孔的崩礦量為1 318 t，裝藥量為395.4 kg，總延米數為162.72 m。如果不合格的炮孔在驗收后超過了5%，將進行補孔工作。圖3為單個礦塊的炮孔設計。

3.2.4 鑿巖與裝藥

采用COP1838ME鑿巖機，改進型BQF-100裝2號巖石炸藥，連續柱狀裝藥結構，參考拔管速度見表1。

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3.2.5 爆破

采用微差爆破，孔底起爆。起爆彈采用KDQB-85型，微差分段時間選用50 ms，即間隔一段雷管起爆。起爆裝置主要由1～20段導爆管、起爆彈和起爆器等組成。

起爆步驟：通過起爆器起爆導爆管，進而引爆了孔底的起爆彈和炸藥。建議從原本每次起爆一排改為每次起爆兩排，增加排間微差爆破的破壞效果，其排間和孔間的微差爆破分段情況如圖4所示。

3.3 通 風

新風從-120 m的平硐口進入，經由-120 m至-180 m的進風井及平巷進入采場。通過JK58-1N04型局扇將污風由回風聯絡道到-133 m回風平巷、-120～-133 m回風天井、-50～-120 m總回風井及總回風系統排出。且出礦前在爆堆灑水降塵以降低污染［13］。

3.4 頂板支護

采用管縫式錨桿，或錨桿加金屬網對圍巖穩固性較差的區域進行支護。通過在采空區頂板布置測點來觀測頂板的沉降，并利用現有的地壓監測儀器監測礦柱和井巷的地壓情況，一旦發現危險信號應及時處理。

3.5 礦石裝運

經ST-2D型1.9 m3電動鏟運機鏟裝出礦倒入溜井，再經振動放礦機裝礦車運至井下車場。且通過TORO151型柴油鏟運機掘進裝渣、運搬部分材料與牽引鑿巖臺車轉段等。

鏟運機生產能力為13～14萬t/a，采出塊度為0～450 mm。采用7655型淺孔鑿巖機打眼，集中在班末對大于450 mm的礦塊進行爆破。

3.6 采礦損失貧化控制

采用VS150系統于出礦進路口掃描采空區后，通過Surpac軟件繪制得到采空區實測圖4（b）。通過掃描得到的礦房采空區及充填體的實際邊界線（圖4（c）中曲線）計算得到經濟技術指標，可為后續回采礦柱的炮孔設計提供依據。根據310礦房采空區-133 m水平出礦進路口掃描所得數據計算結果見表2。

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3.7 底部結構

-180 m階段底部出礦結構由多條出礦巷道、鑿巖巷道和出礦進路組成。進路與出礦巷道交錯布置為45°，間距為10 m；巷道間距為15 m，高度為3.4 m，寬度為3.6 m（見圖5）。

底部結構的開挖順序為雙側交替開挖：先施工出礦巷道，其次開挖單側出礦進路，彼此交錯進行，即主巷1-主巷2-主巷3-左分支1-右分支1-左分支2-右分支2-左分支3-右分支3-左分支4。

3.8 采空區充填

采用新型膠骨料和選廠提供的尾砂配制充填體料漿。料漿的濃度為65%～68%，灰砂配比為1∶8。試件標準養護28 d后的單軸抗壓強度為2.4 MPa［14］。為了降低成本，分層充填中采用不同配比的膠結充填體（見圖5（b））。計算得到采場的充填倍線為5.24，可以實現自流。

在圍巖穩固、斷面面積較小的位置，放置充填擋墻。為了保證安全，第一次充填的高度不超過2.5 m。底部結構的擋墻采用C20混凝土澆筑和Φ10鋼筋；天井和聯絡道中的圍巖所受壓力相對較小，建議使用普通燒結磚、砂漿砌筑或木質擋墻。由于現場厚度應比理論值大10%左右，雖然混凝土擋墻厚度的理論計算值為0.4 m，仍建議現場厚度不宜小于0.5 m［15］。

4 工業試驗及效果

目前，310、308及306礦房已回采并充填完畢，即將回采307礦柱。施工過程中曾出現以下問題：堵管、返粉率高、切割不到位、鉆孔誤差等，通過規范裝藥操作、將1%的柴油混入炸藥、返粉回收、切割平巷補孔、優化炮孔支點高度等措施解決了這些問題。

如表3所示，與無底柱分段崩落法相比，分段鑿巖階段空場嗣后膠結充填法成功降低了損貧率，提高了礦石回收率，且爆破效果達到了該采礦方法回采爆破的較高水平。

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5 結論

（1）通過實施分段鑿巖階段空場嗣后膠結充填法，礦山取得了較好的經濟技術指標（貧化率9.58%，損失率7.94%），保障了生產安全，減少了露天邊坡維護和尾礦庫征地、建設、運營等成本支出，為深部開采積累了經驗。

（2）通過采空區三維掃描技術獲取礦房（如310礦房）的經濟技術指標，為后續回采爆破工作提供了參考依據。起到了有效控制充填體邊界，減少超挖和欠挖量，提高經濟效益的作用。

（3）根據現場爆破施工情況建議礦山嚴格規范工人的操作流程，可采用數值模擬軟件進行中深孔爆破設計，調整爆破參數，降低不必要的誤差。

（4）階段空場嗣后充填法的難點在于兩幫都是充填體的礦柱采空區的穩定性能否維持，礦房采空區掃描技術可以為二步驟回采礦柱工藝參數研究（如爆破參數的優化等）提供依據。

此分段鑿巖階段空場嗣后充填法采礦工藝及安全控制措施具有重要的工程示范效果。研究成果可為類似急傾斜中厚以上賦存條件的金屬礦床開采提供參考。