分段凿岩阶段空场嗣后充填采矿工艺及爆破设计

2018-09-10周家祥宋卫东谭玉叶

金属矿山 2018年8期

余昕周家祥宋卫东谭玉叶

（1.北京科技大学土木与资源工程学院，北京100083；2.金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京100083；3.武汉钢铁集团矿业有限责任公司大冶铁矿，湖北黄石市435006）

分段凿岩阶段空场嗣后充填法可以起到保障采场生产能力、提高经济效益、降低尾矿库风险的作用，同时还能维护高阶段采空区的稳定性。它是一种非常适用于从无底柱分段崩落法向充填法转变的采矿方法［1-4］。为了保障生产连续及安全过渡，充填体的强度及制备、采场结构参数等研究尤为重要［2，5-6］。

地下爆破工作对露天边坡的影响较大，严重时甚至会引起滚石或泥石流地质灾害，导致井下开采难度和支护成本增加，造成矿石的资源损失［7-11］。在阶段空场嗣后充填法中，中深孔的设计是否合理对爆破工艺的爆破质量、工作安全性和经济成本有着重要影响。

本研究以由崩落法转为充填法的大冶铁矿为工程背景，对分段凿岩阶段空场嗣后充填法的采矿工艺与爆破参数进行了研究，进行了工业试验，取得了较好的技术经济指标，对类似矿山具有借鉴作用。

1 工程背景

大冶铁矿由于部分地表区域出现轻微塌陷的现象，为了尽快减少尾矿库的容量，维持露天坑边坡的稳定，保护矿区生态环境，迫切需要将采矿方法由崩落法过渡到分段凿岩阶段嗣后充填法［8］。

1.1 矿区工程地质概况

矿体主要发育在中细粒含石英闪长岩、黑云母透辉石闪长岩和大冶群第四、五段大理岩接触带26～39线之间。走向为NWW，长430 m，主要呈透镜状或楔状。

露天矿的底部长约2 400 m，南北宽约1 000 m。北帮170～270 m，南帮 86～200 m。边坡角约为 38～43°，局部地区为53°，高度为230～430 m。

1.2 开采现状及技术条件

如图1所示：①-60 m水平为覆盖岩层上部的露天坑底；②-60～-108 m采用无底柱分段崩落法，矿块垂直走向布置，阶段高度为60 m，分段高度为12 m，进路间距为10 m；-96～-108 m水平21#进路东面采用浅孔留矿嗣后充填法，西面保留崩落法［12］；③-108～-120 m分段为预留的隔离矿柱；④-120～-180 m阶段采用分段凿岩阶段空场嗣后充填法，深部均采用充填法开采。

矿体水平厚度约26 m，矿体倾角为70～90°，品位在45%～47%，为典型的急倾斜中厚至厚矿体。上盘主要为石英闪长岩，f=10～14；下盘主要为大理岩，f=6～8；岩石稳固性好至较好，岩石的上、下盘移动角为65°。

2 采矿方法及采场结构参数

分段凿岩阶段空场嗣后胶结充填法工艺如图2所示，沿矿体走向布置采场，自西向东划分为19个矿块（标号为301#～319#），偶数为矿房，奇数为矿柱。阶段高度为60 m，分段高度为13 m，矿房、矿柱宽为15 m，长30～45 m。一步骤回采矿房，隔一采一，待一次充填的充填体能够自稳后，二步骤回采矿柱并充填。

3 阶段空场嗣后胶结充填法

3.1 采准切割工程

阶段矿块分为-133 m、-146 m、-159 m及-171 m底部结构4个水平分段自上而下，由内向外后退式回采。开采矿块时，矿石由铲运机运搬，通过出矿巷道和联络道倒入溜井中。待开采至-171 m水平后集中出矿，通过溜井至-180 m阶段后运输至井底车场，最后由罐笼提升至地表，倒装运至选厂。

切割工作包括底部结构（在-171 m水平掘进出矿平巷和横巷），沿矿体上盘的边界凿切割天井（1个矿块2条井）。分段巷道、联络道、溜井和进风井均布置于矿体的下盘，由阶段斜坡道（纵坡i=12%～15%）相通，运输设备、材料和人员。标准采矿方法的综合掘采比为 50 m/万 t或 496.6 m3/万 t；采切带矿比10.2%；采切带岩比6.6%。

3.2 凿岩爆破设计

使用崩落法回采矿块时，采用挤压爆破，补偿空间较小；而阶段空场在回采时没有上覆的岩石，炸药消耗较小。

3.2.1 中深孔设计要求

合理的中深孔设计应该达到以下要求：①能有效控制矿体边界线，尽量降低损贫率；②平均布置炮孔密度和深度，能够降低大块率、破碎均匀、减少粉矿，提高爆破质量和铲运机的出矿效率；③基本消除悬顶、隔墙等爆破事故，保持放矿口眉线，减少挤炮现象，杜绝排间微差、孔间微差带炮现象引起拒爆，提高回收率及回采效率；④炮孔施工方便、作业安全。

3.2.2 凿岩爆破参数

采用Atlas SimbaH1254凿岩台车，中深孔爆破。钻孔直径取Φ=76 mm，孔深10～16 m，最小底抗线W=1.8 m，孔底距为1.53～2.7 m，炸药单耗q为0.3 kg/t，排面倾角为90°，边孔角为40°。

3.2.3 炮孔设计

每排炮孔的崩矿量为1 318 t，装药量为395.4 kg，总延米数为162.72 m。如果不合格的炮孔在验收后超过了5%，将进行补孔工作。图3为单个矿块的炮孔设计。

3.2.4 凿岩与装药

采用COP1838ME凿岩机，改进型BQF-100装2号岩石炸药，连续柱状装药结构，参考拔管速度见表1。

3.2.5 爆破

采用微差爆破，孔底起爆。起爆弹采用KDQB-85型，微差分段时间选用50 ms，即间隔一段雷管起爆。起爆装置主要由1～20段导爆管、起爆弹和起爆器等组成。

起爆步骤：通过起爆器起爆导爆管，进而引爆了孔底的起爆弹和炸药。建议从原本每次起爆一排改为每次起爆两排，增加排间微差爆破的破坏效果，其排间和孔间的微差爆破分段情况如图4所示。

3.3 通风

新风从-120 m的平硐口进入，经由-120 m至-180 m的进风井及平巷进入采场。通过JK58-1N04型局扇将污风由回风联络道到-133 m回风平巷、-120～-133 m回风天井、-50～-120 m总回风井及总回风系统排出。且出矿前在爆堆洒水降尘以降低污染［13］。

3.4 顶板支护

采用管缝式锚杆，或锚杆加金属网对围岩稳固性较差的区域进行支护。通过在采空区顶板布置测点来观测顶板的沉降，并利用现有的地压监测仪器监测矿柱和井巷的地压情况，一旦发现危险信号应及时处理。

3.5 矿石装运

经ST-2D型1.9 m3电动铲运机铲装出矿倒入溜井，再经振动放矿机装矿车运至井下车场。且通过TORO151型柴油铲运机掘进装渣、运搬部分材料与牵引凿岩台车转段等。

铲运机生产能力为13～14万t/a，采出块度为0～450 mm。采用7655型浅孔凿岩机打眼，集中在班末对大于450 mm的矿块进行爆破。

3.6 采矿损失贫化控制

采用VS150系统于出矿进路口扫描采空区后，通过Surpac软件绘制得到采空区实测图4（b）。通过扫描得到的矿房采空区及充填体的实际边界线（图4（c）中曲线）计算得到经济技术指标，可为后续回采矿柱的炮孔设计提供依据。根据310矿房采空区-133 m水平出矿进路口扫描所得数据计算结果见表2。

3.7 底部结构

-180 m阶段底部出矿结构由多条出矿巷道、凿岩巷道和出矿进路组成。进路与出矿巷道交错布置为45°，间距为10 m；巷道间距为15 m，高度为3.4 m，宽度为3.6 m（见图5）。

底部结构的开挖顺序为双侧交替开挖：先施工出矿巷道，其次开挖单侧出矿进路，彼此交错进行，即主巷1-主巷2-主巷3-左分支1-右分支1-左分支2-右分支2-左分支3-右分支3-左分支4。

3.8 采空区充填

采用新型胶骨料和选厂提供的尾砂配制充填体料浆。料浆的浓度为65%～68%，灰砂配比为1∶8。试件标准养护28 d后的单轴抗压强度为2.4 MPa［14］。为了降低成本，分层充填中采用不同配比的胶结充填体（见图5（b））。计算得到采场的充填倍线为5.24，可以实现自流。

在围岩稳固、断面面积较小的位置，放置充填挡墙。为了保证安全，第一次充填的高度不超过2.5 m。底部结构的挡墙采用C20混凝土浇筑和Φ10钢筋；天井和联络道中的围岩所受压力相对较小，建议使用普通烧结砖、砂浆砌筑或木质挡墙。由于现场厚度应比理论值大10%左右，虽然混凝土挡墙厚度的理论计算值为0.4 m，仍建议现场厚度不宜小于0.5 m［15］。