地下铝土矿破碎岩体高效爆破技术研究

黄 丹，陈 何，赵瑶瑶，王 昌，张英君

(1.北京矿冶科技集团有限公司，北京 100160； 2.国家金属矿绿色开采国际联合研究中心，北京 102628； 3.山西华兴铝业有限公司，山西 吕梁 033000)

山西省是我国铝土矿资源赋存大省，随着浅地表资源消耗殆尽，逐步转入地下开采。山西省地下铝土矿为单层薄至中厚缓倾斜矿体，受矿体开采技术条件限制，普遍应用浅眼掘进式房柱法开采[1-2]。铝土矿岩石坚硬但岩体节理裂隙发育，导致直眼掏槽范围爆轰气体作用时间短，无法将岩石有效松动抛掷，掘进进尺受到影响，所以在无法有效提高进尺深度的情况下，常用楔形掏槽减少炮孔数量及降低炸药单耗。地下铝土矿通常采用留设0.3～0.5 m护顶矿的方式对黏土岩类直接顶板进行保护[3]，防止其软化冒落，但是爆破作业对护顶矿层造成较大冲击，同时破碎铝土矿体中形成不规整护顶层，增加了顶板失稳的安全风险。本文以山西省某地下铝土矿区为例，对破碎铝土矿岩体高效直眼掏槽爆破技术进行了研究。

1 破碎铝土矿可爆性分级

对于岩石坚硬但较为破碎的铝土矿岩体，通过研究其可爆性指标，可以判断爆炸作用下岩体发生破坏的难以程度。岩体可爆性是工程地质条件和岩石物理力学性质的综合体现，是选择合理爆破参数和评估爆破效果的重要依据。在铝土矿岩可爆性分级评价标准[4-6]的基础上(表1)，应用未确知测度理论建立破碎铝土矿岩体可爆性评价单指标测度函数(图1)[6]，依据该地下铝土矿区岩石力学试验与岩体质量评价数据(表2)，求得铝土矿岩体的单指标评价矩阵u1。应用信息熵法确定指标权重[7]，可求得铝土矿可爆性分级评价指标权重为[0.149，0.185，0.180，0.144，0.183，0.159]。

表1 岩体可爆性分级评测标准Table 1 Evaluation criterion of rock-mass blast-ability classification

资料来源：文献[4]～[6]

图1 铝土矿单指标测度函数Fig.1 Bauxite ore uncertainty measurement function of single index

表2 可爆性分级评价指标数据Table 2 Evaluation index data of blast-ability classification

岩性单轴抗压强度Rc/MPa抗拉强度σt/MPa黏聚力C/MPa弹性模量E/GPa岩石密度ρo/(g/cm3)岩体基本质量指标BQ铝土矿61.346.3111.7324.592.81414

由求得的指标权重向量和单指标评价矩阵，可求出岩体可爆性分级的多指标综合测度评价向量：μ=[0.0865，0.0575，0.2792，0.5223，0.0545，0，0]。开展置信度评价，置信度λ=0.5，由多指标综合测度评价向量和置信度评价准则，从小到大有0.0865+0.0575+0.2792+0.5223=0.9455>λ，从大到小有0.0545+0.5223=0.5768>λ，参照岩石爆破破碎性分级表[6-8]，则铝土矿的可爆性等级为Ⅳ级，岩体可爆性中等。在浅眼爆破炮孔间距根据经验公式可合理确定的情况下，岩体可爆性分级对优化掘进炸药单耗和提出掏槽区加强抛掷方案起到了支撑作用。

2 爆破参数优化

2.1 中心双空孔超深滞后抛掷直眼掏槽

为了有效解决坚硬破碎岩体直眼掏槽效果较差的问题，提出中心双空孔超深滞后抛掷直眼掏槽技术。

采用中心双空孔，增大了掏槽爆破补偿系数，增强爆轰气体炮孔径向压缩和拉伸波破坏作用，使掏槽区充分破碎；双空孔超深并孔底装药，采用微差爆破滞后掏槽孔引爆，由于传爆速度制约在25 ms段位时间内，掏槽孔爆破不会阻断中心空孔传爆，因此起到了掏槽区破碎岩石加强抛掷的作用。该技术解决了破碎铝土矿直眼掏槽岩石破碎不充分，矿岩挤压无法形成有效自由面的问题。

2.2 光面爆破

应用光面爆破保护铝土矿护顶层规整，减小对顶板的冲击，对控顶安全具有显著作用[9]。根据光面爆破原理和岩体动抗压强度等指标，在炮眼直径为42 mm时，采用25 mm直径药卷，不耦合系数为1.7。

炮孔间距一般为炮眼直径的10～20倍，整体性较好的岩石中取大值；铝土矿层局部节理裂隙发育，设计炮孔间距为0.6 m，为炮眼直径的14.3倍。

周边孔密集系数即光面炮孔间距与光爆眼起爆最小抵抗线之比。光面眼起爆最小抵抗线一般为光面层厚度或周边眼到临近辅助眼间的距离。实践表明，当密集系数为0.8～1.0时爆破后光面效果较好，炮孔间距0.6 m，则光面层厚度为600～750 mm。炮孔密集系数为0.92～0.95，线装药集中度保守设计为350 g/m。

2.3 孔网参数选择

矿山选用硝铵炸药和YT28气腿式凿岩机凿岩爆破，炮孔在2 m深度内均可保证设备的高效作业。炮孔周边孔间距通常按照(20～30)倍炮孔直径选取。在该爆破参数选择中，根据可爆性分级、岩石硬度系数与崩落孔最小抵抗线关系和巷道掘进炸药单耗经验值，确定炸药单耗进而计算一个掘进循环需要的总装药量计算出总炮孔数目，再按巷道断面形状及炮孔功能均匀地布置炮孔。

平巷掘进中，掏槽孔有多种不同的形式，其孔间距也有所不同。周边孔的孔口至轮廓线的距离一般为100～250 mm。在坚硬岩石中取小值；周边孔的孔口间距则为500～800 mm，底孔的间距取小值。辅助孔的间距为400～600 mm。

在保证爆破效果的前提下，尽可能地减少炮孔数目。按巷道断面和岩石坚固性系数估算[10]，计算见式(1)。

(1)

式中：N为巷道全断面炮孔总数，个；f为岩石坚固性系数，根据岩石力学试验取6.2；S为巷道掘进断面积，m2。

则炮孔数目约为24个(不考虑光面爆破时)；由于光面爆破炮孔不耦合系数高，单孔药量少，且采用双空孔掏槽，矿体节理裂隙较为发育，根据实际情况，炮孔取28个为宜(现场同样断面一般炮孔32个)。

综上，针对矿区3 m×2.5 m作业情况，破碎铝土矿掘进爆破方案及雷管段位情况见图2。表3为凿岩爆破参数。实际中，分段情况可根据现场不同段位雷管数量进行调整。

表3 凿岩爆破参数表Table 3 Drilling and blasting parameters

3 现场采掘爆破试验

在矿区选择岩体代表性作业面进行工业试验(图3和图4)，应用底板铁质黏土岩进行堵孔，按照上述爆破参数进行多次爆破施工作业，爆破效果良好。光面爆破顶板平整(图5)；爆破进尺1.85 m，炮孔利用率≥90%，单进尺长度提高15%；爆破块度均匀，现场观察无超过500 mm大块；炸药单耗由0.73 kg/t降至0.58～0.61 kg/t；掘进断面对照用喷漆圈定的爆破范围无超采欠挖。

图2 爆破方案Fig.2 Blasting scheme

图3 光爆孔现场装药结构图Fig.3 Loaded constitution of the smooth blasting site

图4 爆破块度Fig.4 Blasting fragmentation

图5 试验前后爆破顶板对比图Fig.5 Comparison of the roof before and after the blasting test

4 结 论

1) 通过建立以岩石物理特性和岩体质量为指标的未确知测度岩体的可爆性分级模型，评价矿区破碎铝土矿可爆性等级为Ⅳ级，为爆破优化提供单耗及爆破参数的设计依据。

2) 通过中心双空孔底药超深滞后引爆加强抛掷技术解决了破碎铝土矿直眼掏槽困难的问题，在铝土矿矿体薄、采幅小的情况下，爆破效果明显优于楔形掏槽，同时采用光面爆破保护顶板完整，减小了打孔作业强度，为凿岩台车作业创造条件。断面3 m×2.5 m，炮孔深度2.1 m时，有效进尺>1.85 m，炮孔利用率达90%，单进尺长度提高约0.25 m，炸药单耗由0.73 kg/t降至0.6 kg/t，单进尺炮孔数减少2个，爆破块度均匀。除极破碎铝土矿岩体无法有效凿岩成孔的岩体中应用楔形掏槽外，均可推广应用中心双空孔直眼掏槽高效爆破技术。