扇形中深孔采場(chǎng)邊幫控制爆破技術(shù)及應(yīng)用

摘要：地下礦山中深孔爆破開采活動(dòng)中，扇形中深孔爆破因其采準(zhǔn)工程量小、結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單、回采效率高、成本低等優(yōu)點(diǎn)成為中厚礦體回采的重要方式之一。然而，大多數(shù)扇形孔采場(chǎng)爆破并未考慮采場(chǎng)的邊幫控制問(wèn)題，而復(fù)雜環(huán)境下的扇形孔采場(chǎng)爆后邊幫結(jié)構(gòu)極不平整，對(duì)生產(chǎn)安全和經(jīng)濟(jì)效益影響較大。以某銅礦為工程背景，采用理論分析和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)等研究方法對(duì)采場(chǎng)邊幫控制爆破問(wèn)題進(jìn)行研究，在原采礦方法基礎(chǔ)上，通過(guò)調(diào)整采場(chǎng)結(jié)構(gòu)改善布孔方式，設(shè)計(jì)一種雙控幫扇形中深孔分條空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V法，可以有效改善采場(chǎng)邊幫及采場(chǎng)內(nèi)部的炸藥能量分布；并融入光面爆破的思想。經(jīng)計(jì)算，36 mm裝藥直徑所匹配的炮孔間距為0.8 m；采用孔外延期方式的逐孔起爆網(wǎng)絡(luò)，并對(duì)其關(guān)鍵技術(shù)進(jìn)行解釋，單次起爆可達(dá)7排，保證了生產(chǎn)效率。在現(xiàn)場(chǎng)1000-1-4采場(chǎng)開展工業(yè)試驗(yàn)，回采后的邊幫較為平整，較好地驗(yàn)證了研究結(jié)論的正確性。

關(guān)鍵詞：扇形中深孔；采場(chǎng)結(jié)構(gòu)；控制爆破；光面爆破；逐孔起爆；不耦合裝藥；分條空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V法

[中圖分類號(hào)：TD235 文章編號(hào)：1001-1277（2025）03-0044-06 文獻(xiàn)標(biāo)志碼：A doi：10.11792/hj20250308 ]

引言

隨著國(guó)民經(jīng)濟(jì)發(fā)展，礦產(chǎn)資源需求日益增加，為滿足日益增長(zhǎng)的礦產(chǎn)資源需求，礦產(chǎn)資源的開采亟須向著更加高效、更高經(jīng)濟(jì)性的方向發(fā)展［1］。爆破開采是金屬礦山開采的必要手段，其生產(chǎn)效率也決定著采礦的生產(chǎn)效率。扇形中深孔爆破因其采準(zhǔn)結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單、工程量較小、生產(chǎn)規(guī)模大、成本低等優(yōu)點(diǎn)被廣泛應(yīng)用于中厚礦體的開采［2］。然而，扇形炮孔的特殊布置結(jié)構(gòu)勢(shì)必會(huì)導(dǎo)致采場(chǎng)輪廓不平整，尤其是采場(chǎng)兩側(cè)邊幫的超/欠挖比較嚴(yán)重，對(duì)生產(chǎn)的安全性、經(jīng)濟(jì)性造成較大影響。因此，如何通過(guò)爆破手段來(lái)保證扇形中深孔采場(chǎng)邊幫結(jié)構(gòu)的平整對(duì)生產(chǎn)安全及生產(chǎn)效率的提高具有重要意義。

包含光面爆破技術(shù)和預(yù)裂爆破技術(shù)在內(nèi)的工程控制爆破技術(shù)作為目前常用的輪廓控制技術(shù)，可以有效減少超/欠挖值，降低圍巖所受的爆破損傷。李向平等［3］提出了采用周邊孔水袋填塞的間隔裝藥方法的隧道仰拱部位光面爆破技術(shù)，有效降低了隧道仰拱輪廓的超挖；張建國(guó)等［4］在武隆隧道施工工程中通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)確定周邊孔采用導(dǎo)爆索空氣間隔裝藥結(jié)構(gòu)方法的超挖量最低；張光輝等［5］通過(guò)數(shù)值模擬采用斷裂力學(xué)模型分析了輪廓爆破中單孔裝藥量的影響，認(rèn)為單孔裝藥量越少，爆破產(chǎn)生的孔間裂縫數(shù)量越少；余紹山等［6］使用LS-DYNA軟件模擬了光面爆破中設(shè)置空孔時(shí)裂紋的擴(kuò)展規(guī)律，發(fā)現(xiàn)偏向空孔的導(dǎo)向效應(yīng)更佳，爆后超/欠挖值明顯下降，爆破振速也有效降低；田興朝等［7］通過(guò)對(duì)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)工作的總結(jié)發(fā)現(xiàn)，在隧道工程中周邊孔以小于3°的斜率向斷面外傾斜可以有效控制超挖值。控制爆破技術(shù)在隧道工程中應(yīng)用較為成熟，眾多學(xué)者從炮孔施工方式、裝藥結(jié)構(gòu)及爆破器材方面對(duì)輪廓控制技術(shù)進(jìn)行了研究［8-11］。

在地下采場(chǎng)的輪廓控制相關(guān)研究中，黃治成［12］通過(guò)數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)的方法對(duì)采場(chǎng)輪廓控制爆破的方案進(jìn)行了優(yōu)化；朱兆文等［13］在新城金礦通過(guò)預(yù)裂成縫方法控制了采場(chǎng)的輪廓；黃小彬［14］依托紫金山金銅礦回采爆破控制技術(shù)課題對(duì)VCR采場(chǎng)的裝藥結(jié)構(gòu)進(jìn)行分析，并通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)驗(yàn)證了空氣間隔裝藥控制采場(chǎng)邊幫的可行性；趙興東等［15］研究了三山島金礦采場(chǎng)拉槽區(qū)在不同爆破參數(shù)下的礦巖損傷演化規(guī)律，確定了最優(yōu)抵抗線，以獲得更高質(zhì)量的切割槽。

控制爆破技術(shù)在隧道工程及金屬礦山地下采場(chǎng)的開采中應(yīng)用較為廣泛，然而其更多應(yīng)用在平行中深孔采場(chǎng)及施工平行孔的采場(chǎng)切割槽部位，幾乎沒(méi)有文獻(xiàn)對(duì)生產(chǎn)能力更大、經(jīng)濟(jì)性更好的扇形中深孔采場(chǎng)的邊幫控制問(wèn)題進(jìn)行研究［16-17］。本文采用經(jīng)驗(yàn)類比、理論分析和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)相結(jié)合的方法，從采準(zhǔn)工程布置、炮孔裝藥結(jié)構(gòu)和起爆網(wǎng)絡(luò)3個(gè)方面對(duì)扇形中深孔采場(chǎng)邊幫的控制問(wèn)題進(jìn)行研究，在不舍棄扇形炮孔優(yōu)勢(shì)的條件下，實(shí)現(xiàn)對(duì)采場(chǎng)邊幫的控制，以保證生產(chǎn)的安全性和經(jīng)濟(jì)性，為相似工程提供參考。

1工程概況

某銅礦主要有主礦體和東南礦體。其中，東南礦體位于主礦體南東方向約7 km。礦區(qū)東西長(zhǎng)6 km，南北寬5 km，面積30 km2。礦體賦存在一套淺變質(zhì)的泥質(zhì)、砂質(zhì)板巖中，呈層狀產(chǎn)出，與圍巖一起經(jīng)受褶皺，總體走向北西，基本與褶皺軸向一致，傾向北東，傾角5°～55°。其中，0勘探線—59勘探線礦體傾角0°～30°。在礦體局部地段（低洼地段）產(chǎn)狀有所變化，礦體沿走向、傾向延伸較穩(wěn)定，礦體賦存深度506～1 080 m。其中，北采區(qū)礦體平均厚度20 m，平均傾角20°，屬于典型的緩傾斜中厚礦體，采用上向扇形中深孔分條空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V法（如圖1所示）回采。礦體頂板上盤為石英巖夾泥巖，石英巖穩(wěn)固，偶有節(jié)理發(fā)育部位或泥巖則會(huì)出現(xiàn)滑落現(xiàn)象。礦體位于礦化板巖中下盤，一部分礦體的直接頂板仍為礦化板巖，礦化板巖穩(wěn)固性較差，因此采場(chǎng)需要布置支護(hù)巷道對(duì)采場(chǎng)頂部進(jìn)行支護(hù)，而開采后的采場(chǎng)邊幫礦體不受支護(hù)，特別是超/欠挖所產(chǎn)生的懸空礦體給出礦安全帶來(lái)較大影響。

2采場(chǎng)結(jié)構(gòu)優(yōu)化及關(guān)鍵技術(shù)研究

2.1底部鑿巖巷道和頂部支護(hù)巷道工程優(yōu)化

扇形中深孔采場(chǎng)由于其炮孔的特殊結(jié)構(gòu)，炸藥在起爆后能量無(wú)法均勻地分布在采場(chǎng)兩側(cè)邊幫，在每個(gè)炮孔的孔底處炸藥能量較大，超挖部分就出現(xiàn)在這些地方，而2個(gè)炮孔的孔底中間位置由于受到的能量較小，則會(huì)出現(xiàn)一定的欠挖（如圖2所示）。

解決常規(guī)扇形中深孔采場(chǎng)邊幫爆后超/欠挖問(wèn)題的方法是使炸藥爆炸沖擊荷載均勻分布到采場(chǎng)邊幫，而這是平行中深孔采場(chǎng)爆破的優(yōu)勢(shì)，但扇形中深孔采場(chǎng)的采準(zhǔn)工程量更小，生產(chǎn)能力大，成本更低［18］。因此，可以將二者的優(yōu)點(diǎn)有機(jī)結(jié)合，以實(shí)現(xiàn)安全高效地回采。該礦山礦體較為破碎，在開采之前需要在采場(chǎng)頂部布置支護(hù)巷道以施工錨索，提前對(duì)礦體頂板進(jìn)行支護(hù)。從圖1可以看出，頂部支護(hù)巷道和底部鑿巖巷道均布置在采場(chǎng)的中部。因此，在原采礦方法的基礎(chǔ)上進(jìn)行優(yōu)化，提出一種雙控幫扇形中深孔分條空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V法（如圖3所示），調(diào)整鑿巖巷道和支護(hù)巷道的位置，也就是將鑿巖巷道和支護(hù)巷道分別布置在靠近采場(chǎng)邊幫的兩側(cè)，這樣可以在靠近采場(chǎng)邊幫施工平行中深孔，以使得邊幫所受的能量更為均勻。

孔和下向炮孔中心對(duì)稱。這種布置相比于常規(guī)上向扇形中深孔所需要的炮孔數(shù)量更少，崩礦能量也更為均勻，邊幫也可以均勻分?jǐn)偙_擊能量。上向炮孔直接施工到頂板，而下向炮孔孔底連線呈45°，為礦體自然安息角，以便崩落礦石滾落到巷道內(nèi)。

2.2不完全光面爆破技術(shù)

光面爆破技術(shù)是指采用不耦合裝藥降低孔壁受到的爆破沖擊荷載以消除爆炸粉碎區(qū)的一種方法，同時(shí)由于單孔藥量減少，其孔距也相應(yīng)減少，常應(yīng)用于施工技術(shù)要求嚴(yán)格的隧道、巷道掘進(jìn)工程。光面爆破技術(shù)不僅可以獲得更為平整的輪廓面，而且可以有效降低圍巖受到的爆炸沖擊損傷，有利于維護(hù)周邊巖體的穩(wěn)定性。該礦山礦化板巖穩(wěn)定性較差，導(dǎo)致開挖后采場(chǎng)邊幫穩(wěn)定性較差，超/欠挖產(chǎn)生的懸空礦體在垂直方向上沒(méi)有支撐，從而對(duì)出礦安全造成較大影響。因此，將光面爆破技術(shù)應(yīng)用于該礦山的開采，既可以有效降低超/欠挖現(xiàn)象，又可以降低炸藥沖擊對(duì)邊幫巖體的損傷，有效提高采場(chǎng)邊幫的穩(wěn)定性，為生產(chǎn)安全提供保障。

對(duì)采場(chǎng)結(jié)構(gòu)進(jìn)行了優(yōu)化，通過(guò)調(diào)整巷道位置使得臨邊幫炮孔可以平行布置，以改變采場(chǎng)邊幫所受爆炸能量的分布，這也為使用光面爆破提供潛在條件。考慮到光面爆破所施工的光面孔孔距特別小，炮孔數(shù)量較多，成本相對(duì)較高，而采場(chǎng)邊幫并沒(méi)有隧道輪廓那么高的要求，提出一種不完全光面爆破方法，其是指通過(guò)采用不耦合裝藥結(jié)構(gòu)，縮小炮孔間距，以達(dá)到獲得更為平整輪廓面，但又不追求完全消除粉碎區(qū)的一種方法。

2.2.1裝藥結(jié)構(gòu)

該礦山采用Getman A64 E*C裝藥臺(tái)車向炮孔灌入混裝乳化炸藥，只能通過(guò)孔內(nèi)插入PVC管來(lái)實(shí)現(xiàn)不耦合裝藥結(jié)構(gòu)，PVC管的直徑為40 mm，內(nèi)徑為36 mm，裝藥結(jié)構(gòu)如圖4所示。其中，邊幫炮孔結(jié)構(gòu)中，PVC管并沒(méi)有插入孔底，這是為了增強(qiáng)孔底的藥量以抵抗跟腳的夾制。

2.2.2炮孔間距

炮孔間距采用斷裂力學(xué)的方法計(jì)算，考慮到雷管起爆誤差，相鄰炮孔很難做到同時(shí)起爆，也就不存在應(yīng)力波疊加效應(yīng)。以這種假設(shè)為前提，考慮到后起爆孔對(duì)先起爆孔的空孔應(yīng)力集中效應(yīng)，認(rèn)為炮孔間距等于先起爆孔在其周圍產(chǎn)生的裂隙長(zhǎng)度（[lp]）加上應(yīng)力集中效應(yīng)在后起爆孔周圍產(chǎn)生的裂紋長(zhǎng)度（[lpp]），再加上后起爆孔的半徑（r）。計(jì)算整合公式如下：

2.2.3炮孔布置

通過(guò)計(jì)算，邊幫炮孔間距為0.8 m，當(dāng)排距為2.4 m時(shí)，在兩排之間靠邊幫左右兩側(cè)各加2個(gè)孔，具體布置形式如圖5所示。

3逐孔起爆網(wǎng)絡(luò)

在采場(chǎng)爆破工程中，為了保護(hù)地下工程結(jié)構(gòu)，通常采用微差爆破以降低爆破振動(dòng)，在每個(gè)炮孔內(nèi)插入不同延期的雷管，避免所有炮孔內(nèi)炸藥同時(shí)起爆而導(dǎo)致爆破振動(dòng)峰值疊加問(wèn)題。然而在扇形孔采場(chǎng)，炮孔數(shù)量較多但段位有限，如果通過(guò)炮孔內(nèi)雷管段位的布置來(lái)實(shí)現(xiàn)延期勢(shì)必導(dǎo)致單次爆破排數(shù)較少，且多次爆破對(duì)采場(chǎng)的穩(wěn)定性影響也較大。

本次采用逐孔起爆技術(shù)，該起爆網(wǎng)絡(luò)中，所有炮孔內(nèi)均放入500 ms延期的導(dǎo)爆管雷管，通過(guò)在孔外采用17 ms、25 ms和67 ms的導(dǎo)爆管雷管來(lái)控制每個(gè)炮孔的起爆時(shí)間。需要注意的是，為了保證起爆網(wǎng)絡(luò)的穩(wěn)定（防止導(dǎo)爆管被飛石切斷），所有孔外雷管起爆時(shí)間應(yīng)該在孔內(nèi)雷管起爆之前。此次，孔內(nèi)雷管的延期時(shí)間為500 ms，那么一次起爆最多可達(dá)7排。另外，排間延期時(shí)間67 ms需要大于單排內(nèi)的最大延期時(shí)間42 ms（25 ms+17 ms）。

由于鑿巖巷道和支護(hù)巷道均布置了炮孔，因此在設(shè)計(jì)起爆網(wǎng)絡(luò)時(shí)需要在鑿巖巷道和支護(hù)巷道分別布置起爆網(wǎng)絡(luò)，并且接入井下起爆系統(tǒng)同時(shí)起爆，起爆網(wǎng)絡(luò)布置如圖6所示。

4工業(yè)試驗(yàn)

選取該銅礦1000-1-4采場(chǎng)開展工業(yè)試驗(yàn)，由于支護(hù)水平仍有礦體賦存，因此在支護(hù)水平（980 m水平）布置個(gè)別水平炮孔，不直接延長(zhǎng)鑿巖巷道的上向炮孔是因?yàn)樵摰V山施工炮孔的偏斜率較大。總體設(shè)計(jì)參照本文研究，采場(chǎng)出礦后邊幫控制效果較好，幾乎沒(méi)有懸空巖石，保證了生產(chǎn)安全。采場(chǎng)鑿巖設(shè)計(jì)圖及爆破效果如圖7所示。

5結(jié)論

國(guó)內(nèi)外地下金屬礦山扇形中深孔采場(chǎng)邊幫控制爆破技術(shù)方面的相關(guān)研究較少，良好的采場(chǎng)邊幫可以保證生產(chǎn)安全及經(jīng)濟(jì)效益。本文以礦巖穩(wěn)固性較差的某銅礦為背景，通過(guò)對(duì)采場(chǎng)結(jié)構(gòu)優(yōu)化及工業(yè)試驗(yàn)得出以下結(jié)論：

1）提出一種雙控幫扇形中深孔分條空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V法，通過(guò)調(diào)整鑿巖巷道和支護(hù)巷道位置便于臨幫施工上向及下向垂直孔，以改善采場(chǎng)邊幫所受爆炸能量分布。

2）上向扇形炮孔和下向扇形炮孔呈中心對(duì)稱布置，相較于常規(guī)扇形中深孔，其炸藥能量分布更加均勻，能量利用率更高。

3）應(yīng)用控制爆破技術(shù)，邊幫孔插入直徑40 mm PVC管（內(nèi)徑36 mm）以實(shí)現(xiàn)不耦合裝藥，通過(guò)理論計(jì)算確定邊幫炮孔間距為0.8 m。

4）采用逐孔起爆技術(shù)降低爆破振動(dòng)，僅使用17 ms、25 ms、67 ms和500 ms的延期雷管控制起爆網(wǎng)絡(luò)，在保證起爆網(wǎng)絡(luò)穩(wěn)定起爆的前提下，最大起爆排數(shù)可達(dá)7排，保證了生產(chǎn)效率。

5）在現(xiàn)場(chǎng)開展工業(yè)試驗(yàn)，采用雙控幫扇形中深孔分條空?qǐng)鏊煤蟪涮畈傻V法及逐孔起爆網(wǎng)絡(luò)可以控制采場(chǎng)的邊幫，有效降低了超/欠挖，邊幫較為平整，驗(yàn)證了其可行性。

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Controlled fan?shaped medium?long hole blasting technology for

stope sidewalls and its application

Wen Chen1， 2， 3， Huang Min1， 2， 3， Qiu Xianyang?

（1.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low?grade Refractory Gold Resources;

2.Zijin Mining Group Co.， Ltd.; 3.Zijin （Changsha） Engineering Technology Co.， Ltd.;

4.School of Resources and Safety Engineering， Central South University）

Abstract：In underground mining activities with medium?long hole blasting， fan?shaped hole blasting is one of the important methods adopted for medium?thick orebody recovery due to its advantages of reduced development workload， simple structure， high recovery efficiency， and low cost. However， most fan?shaped hole blasting neglects sidewall control in stopes， leading to extremely uneven sidewalls after fan?shaped blasting in complex stope environments， which significantly impacts the safety and economic benefits. In the engineering background of a copper mine， this study integrates theoretical analysis and field tests to address the issue of stope sidewall blasting control. By modifying the stope structure and hole layout under the original mining method， a dual?controlled sidewall fan?shaped medium?long hole strip open?stope mining method with subsequent backfilling is proposed. This approach effectively optimizes explosive energy distribution along the stope sidewalls and within the stope and incorporates smooth blasting principles. Calculations determined a hole spacing of 0.8 m corresponding to a charge diameter of 36 mm. A hole?by?hole initiation network with outside?hole delays was designed， and key techniques were explained， enabling single?blast initiation of up to 7 rows while maintaining production efficiency. Industrial trials in Stope 1000-1-4 demonstrated smooth post?mining sidewalls， validating the method’s effectiveness.

Keywords：fan?shaped medium?long hole; stope structure; controlled blasting; smooth blasting; hole?by?hole initiation; non?coupling charge; strip open?stope mining method with subsequent backfilling

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Study on roof caving laws in block caving mining stopes based on microseismic monitoring

Yang Jianan1， 2， Zhang Jun1， 2， Huang Yanwei1， 2， Liu Fangfang1， 2

（1.Changsha DIMINE Technology Co.， Ltd.; 2.Changsha Smartmine Technology Co.， Ltd.）

Abstract：During block caving mining， roof caving directly impacts mine safety. To investigate the caving patterns of roofs in a mine employing block caving， this study analyzed microseismic monitoring data， focusing on 2 aspects namely the spatiotemporal evolution regularities， and correlation curve between energy indices and cumulative apparent volume of microseismic events. Results indicate that undercutting blasting primarily disturbed the upper roof above the initial mining area’s central undercut zone. As the undercutting area expanded over time， rock mass fractures propagated upward spatially， while the height of rock mass caving gradually decreased. Additionally， the timing of potential large?scale rock mass fractures was progressively delayed with increasing spatial elevation. These findings provide a theoretical basis for early warning systems of future roof caving in similar mining operations.

Keywords：block caving mining method; microseismic monitoring; roof caving; blasting disturbance; undercutting blasting; rock mass fracture