某鈾礦淺孔爆破落礦質量控制研究

謝國森，宋麗霞，秦旭忠，張煜暉

(核工業北京化工冶金研究院，北京 101149)

0 引 言

某鈾礦主礦體最長759 m，最短531 m，平均長度592 m。礦體傾角75°～87°，水平厚度0.15～11.13 m，平均厚度2.69 m。含礦巖性主要為硅化碎裂巖、花崗碎裂巖，礦化巖性常發育絹云母化、赤鐵礦化、螢石化、碳酸鹽化及黃鐵礦化等。礦石結構主要為碎裂結構、碎裂花崗結構及碎斑結構等，礦石較硬(堅固系數f>14)[1-2]。采礦方法為上向水平分層干式充填采礦法[3]，2019年以前，采場落礦工序為采場每個分層分次爆破落礦，每班完成鉆孔施工并完成爆破，采用推進式下向壓采爆破落礦工藝，存在爆破落礦質量差、效率低、礦石大塊多、二次爆破頻繁、工人勞動強度大等問題；2019年以后，為提高采礦效率和生產安全性，開始進行無軌機械化技術改造，采用豎井-斜坡道聯合開拓系統和機械化上向水平分層充填采礦工藝。采場落礦工序為每個分層集中施工爆破鉆孔，一次爆破，集中出礦，集中充填[4]。

為適應新采礦工藝要求，提高無軌設備運行效率，消除采場二次爆破并保證礦石塊度的均勻性，該礦開展了爆破落礦質量控制試驗研究。影響爆破落礦質量的因素包括為炸藥性能、自由面、布孔方式、孔網參數等，試驗研究采用理論結合現場實際的方式，選擇典型試驗采場分區開展爆破炮孔布孔參數和起爆網路試驗研究，通過數據分析優化確定爆破參數和起爆網路。

1 原采礦工藝存在的主要問題

1.1 原采礦工藝簡介

該鈾礦采礦方法以上向水平分層干式充填法為主，淺孔留礦法為輔。采場高度50 m(中段高度)，采場沿礦體南北走向布置，采場長一般為50～100 m，采場寬為礦體厚。上向水平分層干式充填法采場分層高1.8～2.0 m，采場上采時采用分區落礦、兩采一充、電耙出礦、順路井底部振動放礦機放礦，控頂高小于6 m。采礦工藝流程：鑿巖→爆破→通風→松石處理→采場出礦→順路井升砼→充填→砂漿墊板→圍壁找邊→采場分層編錄→進入下一作業循環[5]。

在采場爆破落礦方面，采用推進式下向壓采爆破方式。采用YT-28型風動鑿巖機鑿巖，炮孔深2.5 m，炮孔傾角23°，下向壓采爆破落礦如圖1所示。炮孔采用平行排列形式布置，在鑿巖過程中視地質情況適當調整炮孔孔網參數。為便于控制采幅，每次起爆炮孔數量約20個。每個炮孔裝藥質量1.5 kg(炸藥10卷、每卷藥重150 g)，每次起爆落礦裝藥質量約30 kg，落礦量約126 t。

圖1 推進式下向壓采爆破落礦炮孔布置示意圖Fig.1 Schematic diagram of hole layout of driving downward pressure mining blasting

1.2 存在的主要問題

采場采用推進式下向壓采爆破落礦工藝，存在的主要問題有：①由于炮孔間距和排距布置不合理，導致爆破塊度控制不理想，塊度大于0.5 m的礦石約占20%，嚴重影響耙礦效率，加大了采場二次爆破工作量，出礦順路井易發生堵塞，處理堵塞會嚴重降低順路井和漏斗的使用壽命，大塊之間易形成擠壓懸空而造成安全隱患；②由于每班都要進行鑿巖爆破，采場頂板松石產生較多，處理松石耗時長，勞動強度大；③每班進行鑿巖、爆破、耙礦等工作，每天重復準備工作時間較長，工作效率較低。

2 新采礦工藝簡介

為提高采礦效率，提高本質安全度，降低采礦成本，該鈾礦決定提高采礦機械化水平，采用無軌開采技術方案，在二期工程采用豎井-斜坡道聯合開拓系統，采場布置采準斜坡道，用機械化上向水平分層充填采礦工藝。

2.1 采切工程

采用脈外上盤斜坡道、脈外集中溜礦井與各分層聯絡道聯合采準方式。在礦體外側圍巖內布置與礦體走向平行的斜坡道，每隔4 m左右高程施工分層聯絡道，與采場礦體連通，并穿過礦體，揭露礦體全厚，為采場上采時貫通聯絡道做準備。采場斜坡道坡度為15%，巷道斷面規格為2.6 m×2.6 m。

分層聯絡道開口根據設計位置確定，坡度不大于13%，規格為2.6 m×2.6 m。 采場溜礦井布置在斜坡道折返的巷道中間部位，規格為2.0 m×2.0 m，傾角為90°。為防止大塊礦石進入溜礦井，溜礦井上口安裝0.35 m×0.35 m格篩。每分層施工2條分層聯絡道與采空區連通，保證采場上采時有2個安全出口[5]。

2.2 回采工藝

2.2.1 鑿巖爆破

采場落礦采用阿特拉斯H104型鑿巖臺車，施工上向爆破鉆孔，炮孔直徑40 mm，孔深2.0～2.1 m，每班2人(1人操作、1人監護)，集中鑿巖，一次爆破落礦。

2.2.2 采場通風和安全管理

新鮮風流從主豎井進入，經各中段主巷、斜坡道、分層聯絡道進入采場工作面，采場污風經采場通風天井、通風聯絡巷、上一中段主回風巷、主回風井排至地表。每次完成爆破后，由專職安全員對采場內空氣和頂板進行安全檢查評估后，再由專職松石工對采場頂板和兩幫浮石進行全面清理排險，對采場空頂較高的天井、聯絡道接口等部位，則采用撬毛臺車處理。采場生產期間，每班配置安全員和技術人員對采場進行安全巡查，確保作業安全。

2.2.3 采場出礦

采場爆落礦石用鏟運機經分層聯絡巷、采場斜坡道運至采場溜礦井，經溜礦井到漏斗到下一中段運輸平巷，通過電機車牽引礦車運輸到中段主石門，經豎井提升到地表。采場內大塊用鏟運機集中堆放到采場一側，經集中二次破碎后再運出。

2.2.4 采場充填

采場每分層完成出礦后，由物探技術人員指導對采場底板礦石掃底清場，必要時對兩幫進行物探找邊和回收。完成掃底清幫后開始充填工作，充填料從29線充填系統，通過底部振動漏斗放到礦車組，由電機車牽引運輸至采場上部充填聯絡道，經充填井上口倒入采場內充填。 此外，本中段的掘進廢渣用鏟運機運至采場充填。采場內用鏟運機對充填料進行轉運和平場，直至采場內空間高度控制在4 m左右，完成本循環的充填工作。

3 爆破落礦質量控制試驗研究

為了適應機械化上向水平分層充填采礦工藝，有效提高無軌設備運行效率，達到消除采場二次爆破的同時又能保證礦石塊度均勻性的目的，開展了爆破落礦質量控制試驗研究。

3.1 試驗采場選擇

試驗在該鈾礦12-2采場第七分層進行，該采場位于主礦體中部，巖石結構完整，礦體品位穩定，平均厚度4 m，其地質構造、礦巖結構、礦體厚度等均有較好的代表性。該礦體已按原采礦工藝回采完第五分層，從第六分層開始按無軌開采工藝進行回采。該采場的礦巖較穩定，走向長100 m，回采面積505 m2，布置有3個充填井(12T02、12T04、12T06)。由于采用斜坡道采準、鏟運機出礦，已將原有的3條順路井封閉。

3.2 試驗方案

本次試驗主要針對爆破布孔參數和起爆網路開展試驗研究。通常對于淺孔爆破平行孔布置，爆破最小抵抗線W參考經驗公式(W=25～30 d)，炮孔間距a=1.0～1.5 W，排距b=W[6-8]。該鈾礦鑿巖臺車鉆孔直徑d為40 mm，由于礦體較薄，礦巖硬度系數大，參考前期采礦爆破落礦經驗參數，最小抵抗線W取800 mm，并以此為中值向兩端擴展進行試驗。在12-2采場第七分層分5個試驗區開展10種不同參數條件的爆破落礦試驗。現場試驗分區布置如圖2所示，試驗條件設計見表1。

圖2 12-2試驗采場爆破分區示意圖Fig.2 Schematic diagram of blasting zone in 12-2 test stope

表1 不同孔網參數爆破落礦條件Table 1 Blasting conditions of different hole mesh parameters

3.3 炮孔參數試驗

3.3.1 鉆孔施工及炮孔布置

采場爆破落礦試驗鑿巖用鑿巖臺車，考慮臺車施工過程中鋼釬有一定偏離角度，為使排距不超過最大抵抗線，降低大塊率，施工過程中鋼釬與水平面傾角α取值為85°≤α≤90°，炮孔深2.05～2.10 m。炮孔布置如圖3所示。

圖3 炮孔布置(試驗三區)示意圖Fig.3 Schematic diagram of hole layout (test area 3)

3.3.2 裝藥結構

爆破選用2號硝銨炸藥，藥卷直徑32 mm，連續耦合裝藥。起爆藥卷裝在孔底的第2卷位置上，雷管聚能穴向外，反向起爆，每孔裝8卷炸藥，每卷炸藥質量0.15 kg，每孔裝藥長1.5 m，每孔裝藥質量1.2 kg；孔口用炮泥堵塞，堵塞長300～400 mm。裝藥結構示意如圖4所示。

圖4 裝藥結構示意圖Fig.4 Schematic diagram of charging structure

3.3.3 試驗實施及初步結果

第一次試驗：在試驗一區進行，鉆孔直徑40 mm，平行排列布置。 炮孔排距900 mm，間距分別為950 mm和1 000 mm。以12T02充填井為自由面拉槽，并向兩端擴展，其中孔網參數900 mm×1 000 mm的爆區向南擴展，孔網參數900 mm×950 mm的爆區向北爆破至礦體北端。爆破后粉礦(<5 mm)產率5%～6%，大塊(≥350 mm)產率29%～32%，個別礦塊粒徑大于500 mm，爆破落礦質量不理想。

第二次試驗：在試驗二區進行，鉆孔直徑40 mm，平行排列布置。 炮孔排距850 mm，間距分別為900 mm和950 mm。以第一次試驗的爆破落礦邊界為自由面向南爆破推進，孔網參數850 mm×950 mm和850 mm×900 mm的爆區沿走向長度分別約10 m。爆破落礦粉礦(<5 mm)產率只有6%～8%，大塊(≥350 mm)產率25%～27%，基本沒有粒徑大于500 mm的礦塊，爆破落礦質量有所改善。

第三次試驗：在試驗三區進行，鉆孔直徑40 mm，平行排列布置。 炮孔排距800 mm，間距分別為850 mm和900 mm。 以第二次試驗的爆破落礦邊界為自由面向南推進，孔網參數800 mm×900 mm和800 mm×850 mm的爆區沿走向長度分別約10 m。 爆破落礦粉礦(<5 mm)產率為10%～12%，大塊(≥350 mm)產率19%～22%，沒有粒徑大于500 mm的礦塊，大塊產率明顯降低，爆破落礦質量有所改善。

第四次試驗：在試驗四區進行，鉆孔直徑40 mm，平行排列布置。 炮孔排距750 mm，間距分別為800 mm和850 mm。以第三次試驗的爆破落礦邊界為自由面向南爆破推進，孔網參數750 mm×850 mm和750 mm×800 mm的爆區沿走向長度分別約10 m。爆破落礦粉礦(<5 mm)產率12%～13%，大塊(≥350 mm)產率11%～14%，沒有粒徑大于500 mm的礦塊，大塊產率大幅度降低，5～350 mm塊度礦石產率達到75%，爆破落礦效果較好。

第五次試驗：在試驗五區進行，鉆孔直徑40 mm，平行排列布置。 炮孔排距700 mm，間距分別為750 mm和800 mm。以第四次試驗的爆破落礦邊界為自由面向南爆破推進至礦體南端，孔網參數700 mm×800 mm爆區和孔網參數700 mm×750 mm爆區沿走向長度分別約10 m。爆破落礦粉礦(<5 mm)產率13%～15%，大塊(≥350 mm)產率7%～8%，沒有粒徑大于500 mm的礦塊，大塊產率大幅度降低，5～350 mm塊度礦石產率達到78%～79%，爆破落礦效果較好。 當排距為700 mm，孔距為800 mm時，中間塊度礦石產率達到79%；當排距700 mm，孔距750 mm時，中間塊度礦石產率與前者幾乎相同。

五次試驗不同布孔方式的爆破落礦試驗結果見表2。

表2 不同布孔參數爆破試驗結果匯總Table 2 Summary table of blasting test results ofdifferent hole layout parameters

3.4 起爆網路試驗

為提高起爆網路的安全性、可靠性，開展了起爆網路現場試驗，重點研究了孔內延時和孔外延時爆破的可靠性，并規范起爆網路連接方式。

3.4.1 孔外延時爆破

在試驗一區用孔外延時爆破，孔內使用MS13段毫秒導爆管雷管，孔外每排之間使用MS2段～MS12段毫秒導爆管雷管。炮孔布置及起爆網路示意如圖5所示。

圖5 孔外延時爆破網路圖Fig.5 Hole epitaxial blasting network diagram

效果分析：該次爆破大部分網路都按設計傳遞，北端有兩排炮孔沒有起爆。說明在傳遞過程中，因前段(或前排)起爆，對爆破網路形成了沖擊破壞，造成后兩排炮孔未能正常起爆。說明孔外延時存在起爆網路傳遞的不確定性。

3.4.2 孔內延時爆破

在試驗二區至試驗五區均采用孔內延時爆破，使用MS02段～MS17段毫秒導爆管雷管。首段雷管選用MS02段毫秒導爆管雷管，每兩排同段。孔外用導爆索與導爆管雷管在采場內連接，并在采場出口處起爆。

效果分析：試驗二區至試驗五區的4次爆破，均沒有拒爆現象。導爆索傳遞速度大于6 000 m/s，當首段雷管起爆時，所有起爆能都已經傳遞到孔內，保證了起爆網路的安全可靠性。

3.4.3 起爆網路連接

孔內起爆藥包用毫秒導爆管雷管連接起爆。導爆管出孔外后與導爆索連接，導爆管與導爆索搭接長度不小于150 mm。導爆索在采場出口處與起爆雷管連接，起爆雷管與導爆索綁扎端端頭的距離不小于150 mm，雷管的聚能穴應朝向導爆索傳爆方向。網路連接嚴格按爆破安全規程操作，確保每次爆破試驗安全實施。

3.5 試驗結果分析

3.5.1 爆破排距(抵抗線)分析

不同抵抗線對爆破質量有重要影響，不同爆破抵抗線的礦石塊度產率分布如圖6所示。由圖6可知，隨著炮孔排距的降低，大塊礦石產率明顯減少，粉礦產率有所增加，爆破落礦的礦石均勻度增大。但當排距小于750 mm時，爆破落礦的礦塊均勻度增加有限。

圖6 不同爆破抵抗線的礦石塊度產率分布Fig.6 Distribution of ore lumpiness yield withdifferent blasting resistance lines

3.5.2 單孔爆破落礦面積分析

不同排距、間距確定爆破落礦單孔控制爆破落礦面積，對爆破落礦質量同樣有較大的影響，不同單孔控制面積的礦石塊度產率分布如圖7所示。由圖7可知，當單孔控制爆破落礦面積增加，大塊礦石產率明顯增大，而粉礦產率降低，當單孔控制爆破落礦面積小于0.55 m2時，中間塊度礦石產率不再增加。

圖7 不同單孔控制面積的礦石塊度產率分布Fig.7 Distribution of ore lumpiness yield withdifferent control area of single hole

3.5.3 炸藥單耗分析

爆破落礦過程中，炸藥單耗對爆破效果有重要影響，提高炸藥單耗可有效降低大塊產率，同時粉礦產率也相應增加。不同炸藥單耗的合格礦塊(中間礦石塊度)產率如圖8所示。由圖8可知，隨著炸藥單耗的增加，中間塊度礦石產率相應增加，當炸藥單耗大于0.48 kg/t時，由于粉礦增幅較大，中間塊度礦石產率反而降低。

圖8 不同炸藥單耗的合格礦石塊度產率分布Fig.8 Distribution of qualified ore lumpiness yield withdifferent explosive unit consumption

3.6 爆破參數確定

根據試驗結果及爆破效果分析，確定采場爆破技術參數為：炮孔直徑40 mm，炮孔深2.0～2.1 m，炮孔排距700 mm，炮孔間距800 mm。在該參數條件下，小于350 mm塊度產率為92%，塊度分布既有利于出礦設備高效出礦，又有利于鉆孔施工和材料消耗等成本的控制。采場爆破落礦采用集中爆破落礦方式，將采場沿走向分區拉槽，孔內延時，微差爆破，爆破網路用導爆索連接到采場出口處，再用導爆管引到安全位置起爆。

4 生產應用效果

將試驗得出的爆破參數應用于該礦的生產，近2年的生產應用表明，淺孔爆破落礦塊度質量控制較好，爆破器材消耗合理經濟，出礦效果大幅度提高，人工處理大塊的工作量明顯下降，工人勞動強度減小。鑿巖臺車集中鑿巖工效比原來提高了3倍；采場集中爆破落礦，其工效比原來提高了1倍以上；大塊率明顯下降，礦堆塊度均勻，有利于鏟運機出礦；采礦直接工效由5 t/(人·班)提高到約10 t/(人·班)，采礦作業人員由每班5人減少到2人；炸藥消耗比原來降低約10%；消除了采場二次爆破，降低了安全風險。

5 結 論

1) 通過試驗研究確定了棉花坑礦床爆破落礦參數：炮孔直徑40 mm；炮孔深2.0～2.1 m；炮孔排距700 mm；炮孔間距800 mm。

2) 合理的爆破技術參數應用于現場生產，降低了大塊產率，提高了爆破落礦質量，有利于鏟運機出礦。

3) 采場集中鑿巖、集中爆破落礦、集中鏟運機出礦和充填，大幅度提高了采礦效率。

4) 爆破落礦的塊度均勻，消除了采場二次爆破，不但降低了工人勞動強度，而且提高了本質安全度。