大孔徑預裂爆破在某露天礦山的應用

吳雙休，王天龍，王 飛

（1. 云南磷化集團有限公司，云南 昆明 650600；2. 酒泉鋼鐵集團宏興鋼鐵股份有限公司鏡鐵山礦，甘肅 嘉峪關 735101）

近年來，隨著黑溝露天礦礦巖開挖的不斷推進，逐步鄰近開采境界邊緣，為確保爆破開挖過程不影響最終邊坡的穩定性，減少爆破振動對邊坡的危害效應，采用預裂爆破工藝對最終邊幫進行施工。其原理是鄰近炮孔起爆瞬間生成的爆轟波與同時生成的高溫高壓氣體的共同作用，沿預裂孔布置軸向形成預裂縫，進而保證爆破后形成平整穩定的坡面。

目前國內外預裂爆破應用較為廣泛，其中有些采用的是大孔徑預裂爆破。結合黑溝露天礦預裂爆破效果，大孔徑預裂爆破普遍存在以下一些問題[1]：①大孔徑預裂爆破常出現預裂面超挖或者欠挖，需進一步使用邊坡鉆二次穿孔處理，邊坡面平整度難以滿足預裂爆破質量要求；②爆后預裂炮孔附近的部分巖體會出現嚴重的爆破裂隙或大塊浮石，半孔率較低。

本文以黑溝露天礦大孔徑預裂爆破為例，通過爆破參數設計優化及采取相應的技術措施，爆后半孔率達到71%以上，形成較為完整的預裂面，達到了預期效果，為類似礦山工程提供了寶貴的經驗。

1 工程概況

酒鋼鏡鐵山鐵礦地處甘肅省肅南裕固族自治縣祁豐鄉境內，是酒泉鋼鐵公司最主要的鐵礦石原料基地，礦山由樺樹溝和黑溝兩個礦區組成。黑溝礦區位于樺樹溝礦區東南側，北大河流水由南向北通過兩礦區之間，兩礦區僅一河之隔，相距約2.3km。礦區內地表巖層因受構造影響，節理發育，巖石破碎，并受風化等外力的影響，礦床兩側溝谷切割，山嶺狹窄，構成了比較復雜的鱗狀山丘地貌。

圖1 黑溝礦區地形地貌

2 邊坡地質分區

根據礦區內邊坡工程地質巖組特征、構造和結構特征、邊坡水文地質條件、潛在的滑坡破壞模式及邊坡幾何要素，按其相似性和差異性將黑溝礦區最終境界邊坡細分為5個分區，即：一區（北西區）、二區（北中區）、三區（北東區）、四區（東南區）、五區（南區），并根據不同巖性分別設計預裂爆破參數。

3 預裂爆破參數設計

3.1 炮孔直徑

主爆孔采用Φ250mm孔徑，垂直鉆孔；緩沖孔及輔助緩沖孔采用Φ250mm孔徑，垂直鉆孔；預裂孔采用Φ165mm孔徑，傾斜鉆孔，傾斜角度為65°，如圖2所示。

圖2 預裂爆破炮孔布置剖面圖

3.2 臺階高度

按邊坡設計高度，H=15m。

3.3 炮孔超深

（1）主爆孔：根據類似工程經驗和現場情況，hc=2.5m；

（2）緩沖孔：hc=1m。

3.4 炮孔長度

炮孔長度h=H+hc

（1）主爆孔：h=17.5m；

（2）緩沖孔：h=16m；

（3）輔助緩沖孔：h=6.2m；

（4）預裂孔：h=17.0m（傾斜孔）。

3.5 炮孔間距、排距

根據前期邊坡巖體物理力學性質試驗結果，各種巖石的單軸抗壓強度和抗拉強度試驗結果如表1所示。

表1 巖石單軸抗壓強度及抗拉強度試驗結果

根據目前礦山常規爆破的孔網參數，主爆孔孔距a=8.0m，排距b=5.0m；緩沖孔距一般為正常孔的2/3～1/3，取緩沖孔距a1=5.0m，緩沖孔與主爆孔連線垂直距離b1取4.0m；輔助緩沖孔距a2=4.0m，與緩沖孔連線垂直距離b2取4.0m，與預裂孔連線垂直距離b3取4.0m，具體布置如圖3所示。

圖3 炮孔布置平面示意圖

3.5.1 預裂孔孔距

（1）預裂孔孔距可根據下式計算[2，3]：

式中：d—炮孔直徑，cm。

根據以上公式，代入預裂孔孔徑16.5cm，計算得出a預=1.3～2.0m。

（2）預裂孔孔距也可根據馬鞍山礦山研究院提出的有關預裂爆破孔距經驗公式計算[4]：

式中：D—孔徑，m；

K—不耦合系數，選取5。

計算得孔距a=1.55m。但按馬鞍山礦山研究院經驗公式計算出的孔距是完整巖體中的孔距，而本礦山巖體節理裂隙比較發育，因此應根據巖體性質適當縮小孔距。

綜合以上兩式計算結果，并考慮礦山巖體狀況和方便現場施工，預裂孔孔距a預均取值1.3m。

3.5.2 炸藥單耗q及線裝藥密度q線

根據類似礦山和工程經驗[5]，結合本工程巖石結構及等級，灰綠色千枚巖和鐵礦層主爆孔取q=0.55kg/m3，緩沖孔、輔助緩沖孔取q=0.45kg/m3；灰黑色千枚巖和鈣質千枚巖主爆孔取q=0.6kg/m3，緩沖孔、輔助緩沖孔取q=0.5kg/m3。

預裂孔線裝藥密度q線根據以下經驗公式計算[6]：

式中：R——巖石的單軸抗壓強度，MPa；

d——炮孔直徑，m。

計算得出鈣質千枚巖q線=1.43kg/m，灰綠色千枚巖q線=1.25kg/m，灰黑色千枚巖q線=1.43kg/m，鐵礦石q線=1.31kg/m。根據類似工程經驗結合現場實際情況，灰綠色千枚巖、鐵礦層q線取值1.3kg/m，灰黑色千枚巖及鈣質千枚巖q線取值1.5 kg/m。

3.6 單孔裝藥量Q

3.6.1 灰綠色千枚巖及鐵礦層

（1）主爆孔：

Q1=qabH=0.55×8.0×5.0×15=330kg。

（2）緩沖孔：

Q2=qabH=0.45×5.0×4.0×15=135kg。

（3）輔助緩沖孔：根據設計孔深6m，Q3取值45kg。

（4）預裂孔：Q4=q線L，計算后取值20kg。為克服底部夾制作用，整體裝藥結構宜分為底部加強裝藥段（正常線裝藥密度的2～5倍）、中部正常裝藥段、上部減弱裝藥段，將藥卷和導爆索捆綁在竹片上。采用分段裝藥時，在保證填塞長度條件下，底部加強裝藥段長度L3取2m，裝藥5.6kg；中部正常裝藥段長度L2取9.0m，裝藥11.7kg；頂部為減弱裝藥和填塞段L1取5.0m，填塞2m，裝藥3m（2.7kg）。

3.6.2 灰黑色千枚巖及鈣質千枚巖

（1）主爆孔：

Q1=qabH=0.6×8.0×5.0×15=360kg。

（2）緩沖孔：

Q2=qabH=0.5×5.0×4.0×15=150kg。

（3）輔助緩沖孔：根據設計孔深6m，Q3取值48kg。

（4）預裂孔：Q4=q線L，計算后取值23kg。為克服底部夾制作用，整體裝藥結構宜分為底部加強裝藥段（正常線裝藥密度2～5倍）、中部正常裝藥段、上部減弱裝藥段，將藥卷和導爆索捆綁在竹片上。采用分段裝藥時，在保證填塞長度條件下，底部加強裝藥段長度L3取2m，裝藥6.5kg；中部正常裝藥段長度L2取9.0m，裝藥13.5kg；頂部為減弱裝藥和填塞段L1取5.0m，填塞2m，裝藥3m（3kg）。

3.7 填塞長度

通常根據公式Lt=（20～30）D計算[7]，結合實際裝藥長度，取值如下：

（1）主爆孔：Lt=6.0～7.0m；

（2）緩沖孔：Lt=5.0m；

（3）輔助緩沖孔：Lt=3.0m；

（4）預裂孔：Lt=2m。

3.8 裝藥結構

主爆孔采用連續裝藥結構，緩沖孔和輔助緩沖孔采用底部集中+空氣間隔裝藥結構，預裂孔采用不耦合裝藥結構，見圖4。

圖4 裝藥結構示意圖

3.9 起爆網路設計

采用ORICA高精度雷管逐孔起爆網路（主爆孔和緩沖孔孔內雷管為ORICA高精度400ms雷管），預裂孔孔內用導爆索起爆，孔間用導爆索傳爆，預裂孔超前主爆孔起爆時間不少于100ms[8]，且為減小預裂孔爆破振動對邊坡影響，地表分兩段用25ms雷管延時起爆。

起爆順序：首先起爆預裂孔，其次起爆主爆孔，再起爆緩沖孔，最后起爆輔助緩沖孔，如圖5所示。

圖5 預裂爆破起爆網路示意圖

4 現場試驗結果及分析

4.1 現場試驗

根據預裂爆破設計及現場成孔布置情況，于采場3775m水平東南幫進行了兩次預裂爆破試驗，試驗場地巖性主要為灰綠色千枚巖及鐵礦層。預裂線長度共計162m。其中預裂孔124個，輔助緩沖孔41個，緩沖孔33個，主爆孔73個。根據實際裝藥條件調整后，預裂孔單孔裝藥24kg，輔助緩沖孔單孔裝藥60kg，緩沖孔單孔裝藥180kg，主爆孔平均單孔裝藥510kg，兩次爆破鏟裝后坡面如圖6所示。

圖6 預裂爆破試驗爆后效果

4.2 試驗結果分析

根據爆后開挖情況，預裂爆破效果較好：預裂線長度162m，預裂孔124個，可在掌子面觀察到半壁孔88個，半壁孔率達到71%，超過了60%以上半壁孔的研究目標要求：掌子面根部到達預裂線位置，無需對預裂面進行二次處理。

5 結論

針對黑溝露天礦采場采用大孔徑預裂爆破后，預裂面預留半壁孔數不足、預裂面巖體完整性較差、采場生產爆破振動使預裂面產生滾石而對采場安全生產造成一定影響等問題，根據黑溝露天礦的工程地質資料及采場現狀，對黑溝采場境界線區域進行了大孔徑預裂爆破參數優化研究，確定出了適合黑溝采場不同區域和巖性的預裂爆破參數，使爆破后預裂面留有71%以上的半壁孔，預裂面巖體較為完整，符合預裂爆破技術質量要求。在后期生產中，預裂面不會受采場采深增加及采場生產爆破振動的影響而產生滾石及片幫現象，且無需對預裂面進行二次處理，對采場安全生產工作起到了積極的作用，具有極大的安全和經濟效益。