泥質軟弱破碎礦脈淺眼回采控制爆破試驗研究*

江飛飛，盛　佳，黃傳寶，周　輝，李向東，李　春

(1.中國科學院武漢巖土力學研究所 巖土力學與工程國家重點試驗室，湖北 武漢 430071；2. 中國科學院大學，北京 100049；3.長沙礦山研究院有限責任公司 國家金屬采礦工程技術研究中心， 湖南 長沙 410012；4.嵩縣前河礦業有限責任公司，河南 嵩縣471433)

數字出版日期： 2017-09-14

0　引言

在地下礦山開采過程中，合理可靠的爆破技術對于巷道掘進和采場回采的安全與穩定性控制具有重要的意義，對于軟弱破碎巖體而言，其掘進和回采控制爆破就顯得尤為重要。在過去數十年里，軟弱破碎巖體的爆破技術得到一定的發展，目前適合于軟弱破碎巖體的爆破方法主要包括光面爆破技術、松動爆破技術、微差擠壓爆破技術、定向斷裂爆破技術和護壁爆破技術等[1-2]，其中光面爆破技術實際應用相對最為普遍，文獻[3]基于理論計算和工程類比等方法調整優化破碎巖體光爆參數和裝藥結構，并在特定礦山現場試驗中取得了較好的效果；文獻[4]基于光爆理論建立了軟巖掘進時光爆參數理論計算模型，并結合工程實踐推薦了軟巖巷道掘進時的光面爆破參數；文獻[5]在采場落礦時采用周邊眼控制爆破和微差爆破等多種控制技術手段，顯著改善了回采過程中頂板穩固性差等安全狀況、減低了作業成本；文獻[6-8]分別采用切縫藥管、切縫藥包等實現了定向控制爆破，有效的控制了爆破工程邊界和對周邊巖體的破壞，改善了爆破效果；文獻[9-10]采用隔振材料控制爆破應力釋放的方式，可實現保護非爆破區域一側的巖體的功能。另外，隨著爆破理論和爆破器材的發展，在爆破的精準控制上也得到了明顯的改善[11]。盡管近年來破碎巖體的相關爆破理論、炸藥性能、起爆材料等得到了提高和改善，但由于礦山地質條件、礦巖物理力學特性、開采技術條件等方面的差異性，不同礦山在具體的爆破工藝、參數等方面也因此存在較大的差異。

前河金礦為國內典型的軟弱破碎巖型地下金屬礦山，礦山目前開采的重點區域位于節理構造非常發育的南礦帶，目前礦山所使用的采礦方法為下向進路膠結充填采礦法，在實際回采過程中發現，隨著礦山開采深度的增加和南礦帶礦巖條件等方面的變化，礦脈呈現出典型的泥質軟巖特性，按照原有的爆破工藝參數回采爆破后，時常出現超爆、上下盤圍巖大面積垮塌、采場支護作業困難等問題。為了降低進路采場回采爆破對頂板充填體及上下盤圍巖的不利影響，有效控制泥質軟弱破碎薄礦脈采場回采邊界，為后續采場支護作業創造有利的作業時間和空間條件，降低支護難度和勞動強度，因此十分有必要開展有針對性的進路回采控制爆破技術試驗研究。

1　開采技術條件及回采爆破現狀分析

1.1　開采技術條件

前河金礦為構造蝕變巖型中低溫熱液金礦床，葚溝礦床賦存于近東西向的F4斷裂帶中，目前礦山開采的重點區域主要位于南礦帶，南礦帶礦巖條件十分破碎，且礦巖蝕變嚴重，一經揭露十分容易發生垮塌破壞等現象。根據現場工程地質調查和巖體質量評價結果[12]可知，礦巖f系數為6～8左右，礦體及上下盤圍巖中均發育有4～5組優勢結構面，結構面線密度均超過23條/m，且遇水容易出現顯著的泥化現象，礦巖總體上屬于Ⅳ～Ⅴ級，巖體質量總體上屬于差～極差，回采作業環境惡劣，進路式回采時巷道原巖區域自穩能力差。

1.2　采場爆破回采作業現狀

礦山的采礦方法為下向進路膠結充填采礦法，實際回采進路一般為(類)矩形，進路底板為(近)水平，進路斷面規格為2.0 m×2.2 m，斷面積約為4.4 m2。根據礦山回采實踐經驗可知，目前進路回采時單個爆破循環工作面炮眼數量一般為9～10個，其中頂眼和底眼各3個，不設置專門的掏槽眼，炮眼布置具體形式和參數如圖1所示，炮眼均為水平眼且與巷道斷面垂直，眼深1.8～2.0 m，炮眼直徑38 mm。炸藥選用巖石粉狀乳化炸藥柱狀藥包，原設計裝藥系數為0.6～0.8，單眼裝藥量約為0.90～1.35 kg，工作面單個循環總裝藥量一般約為9 kg，采用秒延期導爆管雷管反向眼底起爆。

圖1　回采爆破炮眼布置現狀示意Fig.1　Current schematic diagram of blast holes arrangement

在現場回采實踐過程中發現，采用上述爆破工藝和參數時，南礦帶部分采場爆破后，對頂板充填體保護效果較差，且礦巖上下盤交界處出現大面積的垮塌，導致后續支護作業困難且效果差，支護體與上下盤圍巖常出現較大的空洞，給實際回采帶來了一定的安全隱患。

結合現場回采爆破實踐分析原因主要有3個方面：對泥質軟弱破碎巖體的特性認識不夠清楚，傳統的爆破工藝和參數與此類巖體不夠匹配；炮眼布置及裝藥結構不合理，導致爆生氣體的力學作用和能量釋放方式不合理，直接影響爆破效果；現場炮眼鑿巖施工質量差，實際作業過程中各工藝環節隨意性較強(如裝藥后沒有及時封堵炮眼等)，導致爆破能量沒有得到有效利用，爆破作業過程主觀控制程度較低。這些原因共同作用導致礦山目前的回采爆破效果差，因此有必要在充分認識軟弱破碎巖體特性的基礎上，結合采場回采工藝和控制爆破基本理論，尋求有針對性的更加符合礦山實際的控制爆破技術方案。

2　軟巖控制爆破基本理論

2.1　軟弱破碎巖體爆破特性分析

對于軟弱破碎巖體而言，其爆破特性主要受巖石物理力學特性、巖體結構面、軟弱充填物含量及特性等方面影響，盡管對于不同軟弱破碎巖體工程而言，受各因素影響程度不同，但此類巖體在爆破時往往會表現出如下相似特性：

1)爆破能量易耗散：節理裂隙和軟弱帶的存在，使得部分爆破能量容易被吸收與轉化，爆破能量利用率低，但從破碎巖體爆破減震控制的角度而言，適當的能量耗散有利于控制爆破對破碎巖體的不利影響和實現均勻爆破。

2)軟弱面優先破壞：軟弱破碎巖體中的軟弱面包括構造面和軟弱充填物，在爆破時盡管有部分爆破泄逸，但在有限的炮眼空間內爆破瞬間依然會在軟弱面所在部位產生應力集中，導致爆破時軟弱面優先發生破壞。

3)塑性剪切破壞為主：由于軟弱破碎巖體中巖石自身物理力學特性差、強度低，在爆破作用下易于遭到破壞，尤其是其中的軟弱充填物會在爆生氣體的壓力作用下出現壓縮塑性變形破壞，而對于其中的結構面而言，則會出現沿著結構面方向為主的剪切破壞。

4)爆破塊度松散均勻：由于軟弱破碎巖體內的結構面往往非常發育，在瞬間爆生氣體壓力作用下，其中的Ⅳ級結構面(節理裂隙、層理、片理等)會直接破壞切割巖體，Ⅴ級結構面(微小的節理劈裂、不發育的片理等)則會發育擴展，同時爆破后在向外拋擲作用下巖石會進一步破壞，導致最終爆破塊度松散均勻。

另外，根據現有研究成果可知，軟弱破碎巖體的可爆性則往往可根據節理裂隙的發育程度、巖石堅固性等級、普氏系數、聲阻抗、大塊率和炸藥單耗等指標來確定，具體可爆性等級可參考文獻[13]所總結的各類方法和表1進行確定。根據前河金礦南礦帶礦巖無力學特性、結構面發育情況和開采技術條件分析可知，研究范圍內的礦脈可爆性等級為易爆級。

2.2　減震控制爆破基本理論

控制爆破技術一般是指根據工程要求和爆破現場條件，通過合理的技術手段來有效控制爆破能量的釋放過程和巖體的破碎過程，對于地下礦山掘進和回采而言，既要達到預期設計的爆破效果，同時又要將爆破范圍、破碎程度及爆破所產生的不利危害進行有效地控制[1-2]。

表1　破碎巖體可爆性等級劃分

對于軟弱破碎巖體而言，爆破時爆炸區域內同樣會形成壓碎區、裂隙區和震動區，如何有效的控制震動區的影響范圍，則是減震控制爆破技術的關鍵。根據目前現有的理論可知，影響軟弱破碎巖體減震控制爆破效果的因素主要包括自然因素和爆破工程因素2大類，其中自然因素主要包括礦巖自身特性、結構面發育情況、應力狀況等，爆破工程因素則主要包括爆破設計、施工作業方式、施工質量及炸藥材料性能等，其中爆破設計作為達到預期爆破效果的重要控制手段，其具體內容包括炮眼布置形式及參數、裝藥結構、起爆順序等。

根據各礦山實踐經驗總結可知，減震控制爆破的總體思路是“短進尺多循環、多打眼少裝藥、多段延期以及采用空孔或其他綜合減震措施”，以取得良好的減震爆破效果。具體措施[14-15]包括：合理控制炸藥的聲阻抗ρD與巖體介質聲阻抗ρ0D0之間的關系，選用低爆速、低密度類型炸藥，減小藥卷直徑；限制單次爆破最大用藥量，降低爆破震速；增加布藥的分散性，多采用不耦合裝藥；采用延期間隔起爆方式；增加空孔及藥卷單向控制與保護管具等針對性減震手段。

3　進路回采控制爆破試驗技術方案

3.1　回采進路頂板充填體減震層形成工藝

采用下向進路爆破回采時，下一分層采場位于上一分層采場充填體之下，因此采場頂板充填體的穩定性對于回采過程的安全至關重要，除了有效控制充填體質量外，對于采場的回采期間的多循環爆破過程控制也十分重要。為了加強對回采進路頂板充填體的保護，減少爆破震動對頂板充填體的破壞作用，在每一個分層進路回采完畢后，在進路巷道底板均勻預留200～300 mm厚的碎礦石減震層，然后在碎石層上鋪上一層網度200 mm×200 mm的金屬網，最后再進行膠結充填。分析可知，預留的碎礦石層主要有3個方面的作用：一是在下一分層回采爆破時可起到對充填體的緩沖減震保護作用；二是預留的碎石層能夠為無掏槽爆破技術提供一定的擠壓補償空間，有利于各炮眼爆破的順利進行；三是碎石層的存在還有便于充填后的泌水，在短期內充填體質量和強度即可達到要求，同時增加金屬網也有利于提高分層充填體的整體穩定性?；夭蛇M路頂板充填體減震層形成工藝流程如圖2所示。

圖2　頂板充填體減震層形成工藝流程Fig.2　Process flow chart of damping layer formation of roof filling body

3.2　爆破參數優化計算

基于軟弱破碎巖體爆破特性和減震控制爆破基本理論，結合礦山實際情況可知，進路回采時爆破與一般的淺眼回采爆破落礦不同，其爆破時一般只有一個自由面，爆破過程與作業方式實際上與巷道掘進是一致的，目前礦山所使用的爆破參數以經驗為主，缺乏理論依據作為支撐，因此有必要針對礦山軟弱破碎巖體的爆破進行參數優化計算。

3.2.1炮眼直徑與炮孔深度

對于軟弱破碎巖體而言，炮眼直徑大小直接影響鑿巖效率、炮眼數量、裝藥量和爆破效果等，炮眼直徑過大或過小都將直接影響爆破質量和最終的效果，因此炮眼直徑必須根據鑿巖設備、炸藥性能及現場礦巖爆破條件等綜合分析決定。目前前河金礦所使用的淺眼鑿巖設備為YT-28型氣腿式鑿巖機，炸藥為巖石粉狀乳化炸藥柱狀藥包，藥卷長度為200 mm、直徑為32 mm，為了延長炮轟氣體對眼壁的作用時間和作用均勻度，降低炸藥爆破對眼壁的爆炸破壞作用，結合礦山已有爆破材料情況，決定采用徑向非耦合裝藥，炮眼直徑由原來的38 mm增大到42 mm；且為了減少卡鉆概率，將目前鑿巖所用的“一字形”鉆頭改為“十字形”鉆頭。

炮眼深度是決定每班回采作業循環次數的主要因素，從提高效率的角度而言，應加大眼深和增加循環次數，但是對于軟弱破碎巖體而言，具有其特殊性，尤其是對周邊穩定性控制要求較高的進路采場回采爆破，應遵循“小藥量、短掘進、快支護、多循環”的基本原則，結合礦山已有的回采爆破實踐經驗，進路回采炮孔深度控制在1.8～2.0 m之間是合理的。

3.2.2單位炸藥消耗量

單位炸藥消耗量與巖石本身特性、巷道斷面尺寸、炮眼直徑設深度等因素有關，由于各因素關系復雜，目前還無法精確計算，但對平巷而言，當眼深在1～2.5 m之間時可根據經驗公式(1)進行估算：

(1)

式中:K為常系數，對于平巷可取0.25～0.35，本次優化計算考慮到軟巖特點取0.25；f為巖石堅固性系數，前河金礦南礦帶取6；Sx為巷道斷面系數，Sx=S/5，S為回采進路斷面積4.4 m2；dx為藥徑影響系數，dx=d/32，d為藥卷直徑32 mm；ex為炸藥爆力影響系數，ex=320/e，e為炸藥爆力，根據礦山所使用的炸藥類型取值為300 ml。

計算可得前河金礦軟弱破碎礦脈回采爆破單位炸藥消耗量q=1.07 kg/m3。

3.2.3單個循環所需裝藥量

單個循環所需裝藥量與每個循環爆破的原巖體積有關，其具體數值可根據公式(2)進行計算：

Q=qV=q·SLη

(2)

式中:Q為每一掘進循環所需總裝藥量，kg；q為單位炸藥消耗量，kg/m3；V為單個循環爆破的原巖體積，且V=SLη，m3；其中L為炮眼平均深度1.8 m，η為炮眼利用率，根據前河金礦實際情況取80%。

將各數值帶入公式計算可得單個循環所需總裝藥量Q=6.78 kg。

3.2.4炮眼數量

炮眼的數量也與巖石本身特性、巷道斷面尺寸、炸藥性能和炮眼直徑等多因素有關，確定炮眼數目應遵循的基本原則是在保證爆破效果的前提下盡可能的減少炮眼，一般可根據各炮眼平均分配炸藥的原則來計算炮眼個數，具體可參照公式(3)進行計算：

(3)

式中:Q0為每個炮孔的裝藥量，kg；ψ為裝藥系數，當f系數3～9、藥卷直徑為32 mm時，參數一般取值0.30～0.60，結合前河金礦南礦帶邊界減震爆破需要和礦巖實際條件，設計邊界眼的裝藥系數為0.4，中間眼和底眼的裝藥系數為0.6，設計綜合裝藥系數為0.55；h為單個藥卷的長度0.20 m；G為單個藥卷的重量0.15 kg。

將各參數帶入計算可得炮眼數量N=9個。

上述單位炸藥消耗量、單個循環所需裝藥量和炮眼數量計算結果是基于一般礦巖條件下計算得出的結果，具體到現場還應當根據實際情況進行修正。

3.3　回采控制爆破試驗技術方案

針對前河金礦南礦帶泥質軟弱破碎礦脈爆破回采過程中存在的問題，在形成回采進路頂板充填體碎石減震層和爆破參數優化計算的基礎上，現針對進路采場回采過程中的具體鑿巖爆破工藝參數進行試驗優化，優化內容主要包括回采工作面炮眼布置形式、裝藥結構、起爆順序等，據此針對Ⅳ類破碎巖體提出了方案1(倒梯形斷面秒差邊界減震控制爆破技術方案)，針對Ⅴ類破碎巖體提出了方案2(矩形小斷面邊界控制爆破+人工風鎬聯合回采技術方案)，各方案如圖3所示。

圖3　2種回采控制爆破技術方案Fig.3　Two controlled blasting technical schemes of mining

3.3.12方案具體工藝和參數

1)炮眼布置形式：方案1設計工作面炮眼數量為9個，斷面形狀總體上為倒梯形，方案2設計工作面炮眼數量為7個，各方案具體炮眼布置位置與參數如圖3所示。2方案均采用YT-28型氣腿式鑿巖機鑿巖，炮眼深度為1.8～2.0 m，均不設置專門的掏槽眼，但頂眼需比其他眼超深200 mm左右。

2)裝藥結構及參數：由于設計炮眼直徑為42 mm，藥卷為32 mm，因此兩方案均為徑向不耦合裝藥，且為了有效控制進路采場周邊邊界，必須有效控制各炮眼的裝藥參數，尤其是邊眼的裝藥量必須嚴格控制。根據爆破參數優化計算結果，設計方案1邊眼裝藥系數為0.4(裝填4個藥卷)，中間眼和底眼裝藥系數為0.6(裝填6個藥卷)，裝藥量共計6.90 kg；方案2由于為小斷面爆破，其各炮眼裝藥系數均為0.6(裝填6個藥卷)，裝藥量共計6.30 kg。

3)連線及起爆：鑿巖完畢后需采用高壓風清除眼內的巖粉、小石子等雜質。按照裝藥參數和導爆管雷管設計段別進行裝藥作業，裝藥完畢后，及時填堵眼口，封堵長度為0.5 m左右，隨后即可按照礦山現有的作業方式進行連線與起爆，起爆總體順序為中間眼需超前起爆、靠近下盤炮眼次之、靠近上盤炮眼最后起爆。

4)通風、支護和出礦：爆破完畢后，加強采場局扇通風，待達到安全要求后，便可進行人工出礦和支護作業。支護的總體要求是需保證采場上下盤圍巖能夠與支護結構緊密結合，避免大體積空洞的形成，其中方案1由于采用倒梯形斷面，因而在支護實施過程中應根據作業空間需要對底角位置進行適當刷擴；方案2則待爆破礦石出至一定程度后，需要采用風鎬對進路采場兩側進行擴幫回采，期間應同時對采場頂板及上下盤圍巖進行支護加固。

3.3.2方案比較分析

根據所提出的2方案具體工藝參數，結合原方案實際回采爆破經驗，現對各方案優缺點進行初步比較分析，其結果見表2。

表2　各方案優缺點比較

4　現場試驗結果及分析

根據所提出的2種控制爆破試驗技術方案，結合前河金礦南礦帶礦巖條件和礦山實際生產需要，分別在160m中段75#采場(Ⅳ級泥質軟弱破碎礦脈)、240m中段78#采場(Ⅴ級泥質軟弱破碎礦脈)進行了方案1和方案2的現場回采爆破試驗，對爆破效果進行了觀察、描述、實測和分析。兩方案爆破邊界控制效果如圖4所示，相關參數統計結果見表3。

其中方案1有效的控制回采作業面的爆破邊界和影響范圍，頂板充填體完整，上下盤圍巖無垮塌，為后續出礦、即時支護創造了有利的作業時間和空間，爆破效果良好，適合于Ⅳ級軟弱破碎礦脈的回采；方案2小斷面爆破后達到了預期的斷面控制要求，能夠滿足人工風鎬刷擴回采的需要，同時也為采場的后續作業創造了合適的條件，一般適合于Ⅴ級的極破碎礦脈或頂板充填體質量較差時的進路回采，但此方案的人工勞動強度較大，實際應根據現場需要靈活選擇應用。2方案較原方案對進路采場回采爆破控制效果均有明顯改善，進路斷面尺寸均得到了有效控制，頂板充填體和上下盤圍巖均未遭到破壞，同時爆破塊度均勻(大塊率均小于5%)，炸藥單耗較原方案降低了0.11～0.26 kg/m3，降低了回采爆破成本。

圖4　各方案爆破后采場邊界控制現場效果Fig.4　Stope boundary control effect of each scheme after blasting

名稱方案1方案2原方案巷道斷面邊界控制情況邊界有效控制、斷面規整邊界有效控制、斷面符合要求邊界控制一般、偶爾出現超欠挖現象頂板充填體保護情況基本無破壞基本無破壞偶爾局部破壞上下盤保護情況基本無垮塌基本無垮塌明顯破壞巷道底腳保護情況底腳基本完整底腳完整底腳破壞嚴重爆破塊度基本無大塊偶爾出現大塊偶爾出現大塊爆破斷面尺寸/m217×2014×1918×20爆破進尺/m18018516～18單個循環爆破礦石體積/m3612492576～648礦石體重/(t·m-3)268268268單個循環爆破礦量/t164132154～174實際單位炸藥消耗量/(kg·m-3)113128156～139最佳適用巖體質量范圍Ⅳ級Ⅴ級Ⅲ～Ⅳ級

5　結論

1)基于爆破和控制爆破相關理論，對軟弱破碎巖體的爆破特性進行了分析和總結，得出了符合軟巖一般特點的減震控制爆破基本理論，并據此提出了“預留頂板充填體減震層、徑向不耦合裝藥、控制邊眼裝藥量、秒延期多段別控制起爆”等系列綜合減震控制手段，為礦山的回采控制爆破提供了較為可靠的理論依據。

2)分別針對礦山Ⅳ類和Ⅴ類泥質軟弱破碎礦脈提出了相應的回采控制爆破試驗技術方案，并進行了現場試驗，結果表明所提出的2種方案較原方案爆破效果均有明顯的改善，采場邊界得到了有效的控制，進路頂板充填體和上下盤圍巖完整性良好，為后續出礦、支護等作業創造了有利的時空條件，有利于回采各工藝環節的協調與匹配，同時爆破塊度均勻，炸藥單耗均有所降低，研究成果可分別在礦區范圍內類似條件下推廣應用。

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