一次回收雙頂柱和間柱爆破技術及實踐

2019-05-21 12:50:50柴衡山張晨潔嚴文炳

中國礦業 2019年5期

柴衡山，張晨潔，劉濤,2，張亭，嚴文炳

(1.西北礦冶研究院，甘肅白銀 730900；2.北京科技大學土木與資源工程學院，北京 100083)

空場法由于地壓管理簡單、適用范圍廣等優點被廣泛使用，采用空場法采礦，同時劃分礦房礦柱，礦房回采結束后，采場內被留下一定數量的礦柱，若不及時回收礦柱，將造成資源浪費。根據空場法的布置特點，一般情況下，礦柱的礦量約占到礦塊礦量的30%，若能夠對該部分資源進行安全有效回收，將會對礦山的經濟效益產生較大影響[1-2]。如何安全有效地回收礦柱，涉及應力狀態分析、合理回收順序、安全性、回收成本等一系列問題，一直以來是采礦領域的熱門研究話題。以往關于礦柱通常是在礦柱內布置分層鑿巖巷道，在鑿巖巷道內布置扇形中深孔進行逐排爆破回收[3-7]，這種礦柱回收方式不僅效率低下，而且回收成本相對較高，同時，由于礦柱回收時間長，造成空區滯留時間較長，易發生上盤圍巖垮塌等安全事故，對礦山的正常生產造成影響。因此，采用大爆破一次性回收礦柱成為礦柱回收領域的研究方向[8-9]。

本文以內蒙古東升廟鉛鋅礦850 m遺留礦柱群為研究對象，采用中深孔、深孔聯合爆破回收頂柱和間柱，一次性成功爆破回收2個頂柱和1個間柱，取得了較好的礦柱回收效果。

1 多向組合雙線異徑微差爆破技術

1.1 立體分區控制爆破技術

由于頂柱平行于中段平面，間柱垂直于中段平面，首爆區的切槽也平行于中段平面；頂柱位于空區之上，間柱位于兩個獨立的空區之間，因此，頂柱、間柱和空區之間在空間上構成了三維立體關系。爆破方案根據三者的關系，充分考慮爆破自由面、爆破順序和出礦效果，爆破分區水平方向由內向外、垂直方向自下而上劃分，通過微差控制實現一次性爆破。具體為：間柱先爆切槽再爆正排，首爆區以空區為補償空間，后續爆破區域以相鄰空區和先爆區為補償空間；頂柱下部空區及已爆區域為補償空間。通過立體分區控制爆破技術，可以保證間柱、頂柱的爆破順序，同時也可以保證廢石緩沖墊層在礦石崩落后落在礦石上方，從而減少爆破過程中廢石的混入。

1.2 多面臨空拉槽擠壓崩礦技術

利用間柱、頂柱與空區的相對位置的不同，充分利用爆破自由面，在間柱的中部拉槽，以兩側臨空面為自由面，拉槽又為后續爆破區提供新的臨空面，頂柱下部的臨空面為自由面，為此，爆破最終形成以多臨空面為自由面的格局。同時，本次爆破過程中分區內排與外排之間、水平方向上各分區之間、垂直方向上上下分區之間、各分區崩落礦石之間都存在著相互擠壓碰撞的現象，實現了大量礦石的充分破碎，提高了爆破質量。

1.3 深孔、中深孔聯合爆破

間柱采用YGZ-90鑿巖機施工中深孔，孔徑60 mm，有效深度20 m左右，頂柱跨度大，YGZ-90鑿巖機施工深度達不到設計孔深，采用潛孔鉆機K1121A施工深孔，孔徑90 mm，最大鉆鑿深度50 m。間柱爆破方向以間柱左右的空區為自由面，頂柱下部空區為自由面，間柱崩落礦石與頂部崩落礦石在空區內相互碰撞，提高了礦石的破碎效果。

1.4 微差爆破技術

從爆破理論可知，存在既能達到良好的礦巖破碎效果又能有效降低爆破振動的最合理微差時間。合理微差時間的確定，一般考慮以下幾個方面。

1) 新自由面的形成，前排爆落的碎石向前移動一定距離以后，下一段爆破孔才能起爆，這符合爆破作用空間補償原理。

2) 充分考慮利用應力波之間相互作用，加強炮孔之間的破碎。

3) 選擇微差間隔時間要考慮地震波和空氣沖擊波對周圍環境的影響。

4) 保證前排孔爆破以后不破壞后排的起爆網絡，即要求微差間隔時間的選取要滿足整個網絡傳爆的要求。

按照上述的觀點，研究學者提出了很多計算合理微差間隔時間τ的公式[10]。設計本次大爆破合理微差間隔時間，按形成后一排炮孔爆破自由面的所需時間而定。先爆炮孔剛好形成破裂漏斗，且與圍巖已明顯脫離的瞬間，后一組中深孔起爆。其合適的時間計算公式見下式。

τ=(k1+k2)Q1/3+S/Vp

式中：τ為微差時間，ms；k1為正波歷時系數，一般取值為1.25～1.8，本次計算取1.5；k2為負波歷時系數，k2=9(α-0.18)，α為炸藥與巖石的波阻抗比值，取0.85；Q為炮孔裝藥量，本次計算取50 kg；S為爆破后巖塊與巖體脫開的距離，取0.01 m；Vp為巖塊平均移動速度，本次計算取5 m/s。

將取值代入上式，得τ=30 ms。根據計算結果，結合爆區巖體裂隙多的實際情況，負波歷時應長些，所需微差時間應長些，采用高精度微差雷管時，單數或雙數排段位的最小時間間隔為50 ms，能滿足微差時間的要求，所以本次大爆破段位微差均控制在50 ms以上。

2 工程應用

2.1 工程概況

內蒙古東升廟礦業有限責任公司年采選生產能力80萬t，現階段850 m中段礦房已經回采結束，900 m以上的礦柱也已經全部回采，在850 m中段頂柱上部，形成了厚度約為15 m的緩沖墊層，以防止900 m中段上部采空區垮塌，對850 m中段礦房回采產生影響。850 m中段礦體使用的采礦方法為分段鑿巖階段礦房法，分段標高為864 m、879 m、894 m。在900 m中段以上礦柱群回收工作完成后，850 m中段礦柱群回收成為礦山的新工作。針對850 m中段礦體賦存變化情況，以及地壓變化情況，提出850 m中段礦柱群回收的總體方案。850 m中段礦柱與空區的相互關系見圖1。

圖1 850 m中段礦柱與空區的相互關系Fig.1 Correlation between the pillars and goaf of 850 m

2.2 礦柱回收整體方案

850 m中段除預留的保安礦柱外，從左向右共有8個間柱，根據極限跨度計算結果，回收應遵循“間隔抽采”的原則。最左端的25號間柱處于采礦權范圍隔離帶處，最右端的32號間柱右側是無礦帶，均可以安全回收，最終將留下9號間柱、8號間柱、24號間柱三個間柱作為永久間柱，將850 m中段采空區分成相對獨立的四個部分，使得采空區在平面位置上不相連續，這樣，預留的3個間柱支撐采空區上盤、下盤，可避免大規模地壓活動的發生。為此，850 m中段礦柱群回收的總體思路為“間隔抽采”，保留9號間柱、8號間柱、24號間柱，其余回收。本文主要論述礦柱回收的技術問題，其他問題不做詳細闡述。頂柱的回收順序與間柱回收順序相同，每次回收間柱時，對間柱兩側的頂柱同時進行回收。

2.3 深孔中深孔聯合爆破回收頂柱和間柱

由于16號間柱的礦石品位較高，且8號間柱一側為保安礦柱，一定程度上增加了8號礦柱的穩定性，因此，首先回采16號間柱以及兩側的頂柱。

采用中深孔、深孔聯合爆破回收16號間柱及兩側頂柱，具體見圖2。利用中段分層巷道，862 m分層和876 m分層在16號間柱中間位置沿著礦柱長度方向掘進鑿巖巷道，然后在鑿巖巷道內，垂直鑿巖巷道向間柱兩側掘進鑿巖短穿，在鑿巖短穿內向上施工垂直中深孔，這樣布置鑿巖工程的好處在于可以充分利用16號間柱兩側的空區作為爆破自由面及補償空間。在894 m分層間柱中部施工深孔鑿巖硐室，在鑿巖硐室內施工深孔，在16號間柱頂部的鑿巖硐室內向兩側施工平行扇形深孔，在8號間柱和24號間柱內向頂柱一側施工平行扇形深孔。布置在間柱內的中深孔采用YGZ-90型鑿巖機，孔徑60 mm，K112-A鑿巖設備進行施工，孔徑90 mm，孔深20～40 m。炮孔采用最小抵抗線與孔底距參數互換，以提高鑿巖效率，改善爆破效果。

中深孔、深孔聯合爆破，充分利用中深孔孔底起爆和深孔孔中起爆，實現了深孔條形藥包與中深孔爆炸時爆轟波的有效干涉疊加，改善了爆破效果，降低礦石大塊率。由于頂柱上部有大約15 m厚度的覆蓋層，為了最大限度地降低覆蓋層廢石的混入，降低貧化率，采用微差爆破技術，使間柱中深孔先于頂柱深孔起爆，即間柱先于頂柱落入礦房，頂柱崩落同時，頂柱上方的廢石緩沖墊層一并向下運動，由于上部礦巖重力勢能，在下落與底部間柱崩落礦石接觸的過程中，再次發生碰撞，促進了礦巖進一步破碎，改善了礦石和緩沖墊層質量。

2.4 爆破方案

由于間柱先于頂柱起爆，且間柱回收過程中，利用兩側空區為自由面，爆破條件相對較好，而同時爆破兩個頂柱，工程量大，爆破技術要求相對較高。根據爆破安全規程和以往礦柱回收的爆破經驗，最終確定頂柱爆破方案為分區微差爆破，采用“孔底延伸起爆技術”，爆破網絡采用復式網絡結構。整個爆破利用毫秒導爆管雷管的微差時間間隔順序起爆，充分利用頂柱下部的采空區作為爆破補償空間，將16號間柱兩側的頂柱共劃分為5個分區，具體見圖3。起爆順序按爆破自由面和現場空間條件為依據確定，各分區起爆順序依次為Ⅰ區、Ⅱ區、Ⅲ區、Ⅳ區、Ⅴ區。Ⅰ區為首爆區，因位于礦體上盤，以下部采空區為自由面和補償空間進行崩落；其他各區均以下部采空區和先前爆破形成的自由面為補償空間進行崩落。區內起爆順序以各炮孔不同段位的毫秒導爆管雷管延期控制。

圖2 中深孔、深孔聯合爆破回收礦柱Fig.2 The pillar recovery by medium-length hole with deep hole

圖3 頂柱分區爆破回收示意圖Fig.3 Schematic diagram of blasting recovery of the top pillar

2.5 出礦

爆破后，采場空區將聯成一片，與上部空區相連通，在放礦過程中上部采空區內大量的廢石緩沖墊層隨著采場內礦石的放出而不斷下移。因此，整個采場的大量放礦過程必然要在覆巖下進行，故采用了覆巖下平面放礦技術有序地放出采場內礦石。爆破后先進行全面松動放礦，使全部出礦口之上的礦石松散，放出礦石量15%左右，然后進行均勻放礦，按照平面放礦下降要求，確定漏斗、塹溝出礦口負擔的出礦量、下降高度和放礦順序，再進行多輪循環的控制放礦。現場實施中，每輪放出礦石下降高度控制在2.0 m左右，每個漏斗出礦口放礦量控制在400～500 t，每個塹溝出礦口放礦量控制在700～800 t，同時由內向外放出控制的礦量，直至放出礦石鉛+鋅品位降至4%為止，后封堵出礦口。通過平面放礦控制貧化，貧化率降至31.5%。