大红山铁矿无底柱分段崩落法爆破参数优化研究

刘晓军 徐万寿 陈旭 杨小平

（玉溪大红山矿业有限公司）

1 研究背景

大红山铁矿井下400 万t/a 主矿体采用国际先进、国内领先的高分段、大间距无底柱分段崩落开采[1]，一期（400 m 以上）分段高度20 m，进路间距20 m，二期（400 m 以下）部分分段高度达到了30 m。大红山铁矿于2016 年—2019 年在二期采矿东上采区370 m 分段和340 m 分段组织了第一次高分段大间距（30 m×20 m）无底柱分段崩落采矿法爆破参数优化，在炮孔直径为Φ102 mm 的条件下，将正排落矿排距从2.4 m 优化至2.6 m（东上北采区）和2.8 m（东上南采区）。

随着二期持续生产采矿工程的推进，爆破参数逐步暴露出了一些问题，如大块率偏高（＞5%），矿石回采率偏低≤80 %，前排中孔爆破后冲易破坏后排孔等。因此大红山铁矿进一步开展了爆破参数优化试验与研究，通过对结构参数30 m×20 m 及结构参数20 m×20 m 的凿岩爆破参数进一步优化，实现340 m 分段向320 m 及下部分段结构参数过渡的回贫指标最优，降低中深孔爆破回采环节的大块率、贫化率及开采成本，提高井下矿石回采率，同时为二期凿岩爆破参数的选择和改进提供可靠的技术支撑，具有十分重要的意义。

2 试验开展情况

2.1 试验地点

试验地点选取东上采区340 m、320 m 分段正常回采进路，其中340 m 分段段高30 m，320 m分段段高20 m。

具体选择为340 m 分段北采区656 进路、657 进路，南采区351 进路、452 进路、453 进路；320 m 分段北采区552 进路、553 进路、541进路、542 进路，南采区554 进路、451 进路、452 进路。

2.2 地质情况

实验区域矿体属于A32E—A38′勘探线之间的Ⅱ1 矿体，矿体东高西低，南北翘起，东西向倾角16°—18°，矿体南边下盘为红山组第一段变钠质熔岩、曼岗河组第四段白云石大理岩及辉长辉绿岩，矿体北边下盘为红山组第一段变钠质熔岩及辉长辉绿岩，矿体西边为红山组第二段石榴绿泥角闪片岩、白云石钠长石岩，穿过矿体有FⅠ-2、FⅡ-1、FⅡ-2 三条较大断层，矿岩总体硬度系数8 ～12，稳固性较好。

340 m 分段实验进路选取地质条件良好，无大断层影响地段，矿体高度28 m—30.4 m，其中东上北采区657 进路有少部分夹石层，351 进路第53、54 排顶部5 m 处有约10 m 厚围岩夹石层侵入，在回采爆破过程中无法剔除，导致矿石贫化率升高，综合出矿品位下降。二期东上采区340 m 分段实验排位图见图1。

图1 二期东上采区340 m 分段实验排位图

320 m 分段实验排位选取采区中部，地质品位较好，无断层地段。矿体高度25-28 m，无夹石层侵入，整体品位较好。东上采区320 m 分段实验排位平面图见图2。

图2 东上采区320 m 分段实验排位平面图

2.3 试验参数选取

根据炸药单耗确定排距[2]、[3]。

每排炮孔装药量计算公式：Q=L×N×Y式中：Q—每排炮孔的装药量，单位kg；

L—每排中深孔孔深，单位m；（对应不同孔底距，段高20 m 时的炮孔深分别为190.89 m/ 排，212.96 m/ 排，233.26 m/ 排，235.7 m/排，267.18 m/ 排；段高30 m 时的炮孔深分别为246.67 m/ 排，293.87 m/ 排，301.53 m/ 排，305.75 m/排，342.01 m/排）

N—线装药密度，单位kg/m；（102 mm 孔径取值9.4 kg/m）

Y—炮孔利用率，单位%。（取值85 %）

排距计算公式：W=Q/（q×S×r）

式中：W—计算的排距，单位m；

Q—每排炮孔的装药量，单位kg；

q—炸药单耗，单位kg/t；取值（0.35，0.4，0.45，0.5，0.55）

S—每排炮孔控制面积，单位m2；（段高20 m 平均取值455.52 m2/排，段高30 m 平均取值592.24 m2/排）

r—矿石体重，单位t/m3。（取值为3.5、3.7 、3.87）

根据以上参数及公式计算，结合前期控制大块率的生产经验，340 m 分段试验排距选取2.6 m、2.8 m+ 孔底距2.8～3.0 m 两组参数作为对比；320 m 分段为主要试验分段，选取试验排距2.6 m、2.8 m、3 m+ 孔底距2.7～2.9 m、2.9～3.1 m 六组参数。炮孔排面设计及装药结构参数见图3。

图3 炮孔排面及装药结构图

2.4 装药数据

各试验排位中深孔实测及装药数据记录见表1。

表1 试验排位中深孔实测及装药数据记录

从装药情况可看出，实际崩矿步距基本与设计相符，仅453 进路-56 排、552 进路-4、-5 排眉线口被破坏，排距有一定误差；中深孔实测完好率平均约95 %，装药长度、填塞长度与设计参数相差不大，实际装药量符合设计，线装药密度平均达到9.5 kg/m。

2.5 矿石取样跟踪

采用铲运机进行三点式出矿，确保应有铲装深度及矿石均匀落下。试验小组成员现场全程跟踪出矿取样并做好记录工作，按照铲运机每出矿约100 t（10 铲）取一次矿样，足300 t（约30 铲）时做作为一个综合样（不少于3 kg）送至化验室进行化验。

3 试验数据分析

根据一年多的现场试验数据收集计算的技术经济指标见表2。

表2 试验数据收集计算的技术经济指标

为简化爆破试验，减少试验影响因素，同时根据实际的排面界限限制，孔底距均处于矿山现有的成熟孔底距2.7 m—3.1 m 之间，故在此不再单独作为因素进行分析。通过借助折线图对比分析可得出以下结论：

（1）在相同的条件下，随着崩矿步距的增大，废石混入率呈降低的趋势，采出矿石品位呈上升的趋势。

（2）在矿石赋存情况（矿石高度）一致的情况下，2.6 m 排距的实际回采率要优于排距2.7 m、2.8 m 和3 m 的回采率，回采率有随着崩矿步距的增大而降低的趋势。

（3）在崩落矿岩品位相近的条件下，随着崩矿步距的增大，炸药单耗呈下降趋势（局部受炮孔合格率影响存在一定差异），采矿成本也必然相应的呈降低趋势。

（4）炮孔合格率有随着排距的增加而提高的趋势，大块率有随着崩矿步距的增大而增大的趋势[4]。

综上，无论是在结构参数为30 m×20 m 还是20 m×20 m 的无底柱分段崩落采矿法中，回采率、废石混入率和炸药单耗均随排距的加大而降低，大块率和炮孔合格率均随排距的加大而提高；排距2.6 m 时各项指标最优。

4 经济效益测算

本次爆破参数优化研究得出，320 m 及以下各分段的最优排距是2.6 m，东上北采区原应用排距为2.6 m，因此今后无需变更排距。东上南采区原应用排距为2.8 m，320 m 以下各分段的排距需调为2.6 m。爆破参数优化以后创造的经济效益主要可分为两块：

一是节省中深孔凿岩费用：东上南采区将排距从2.8 m 变更为2.6 m，理论上中孔凿岩费用更高，但因2.6 m 排距下矿石回采率亦更高，经计算每吨采出矿石可降低中深孔凿岩费用0.76 元，按年采供250 万t 铁原矿，每年可节省中深孔费用0.76×250=190 万元。

二是节省火工材料节省费用：东上南采区将排距从2.8 m 变更为2.6 m，理论上中孔凿岩费用更高，但因2.6 m 排距下矿石回采率亦更高，经计算每吨采出矿石降低了火工材料费用0.47元，按年采供250 万t 铁原矿，每年可节省火工材料费用 0.47×250=117.5 万元。

综合上述两项，爆破参数优化后每年可创造经济效益合计307.5 万元。

5 存在的问题

由于试验过程中是采用铲运机的铲数计量，各铲的装满程度不一样，出矿量存在一定的计量误差；试验过程中采用人工取样，受环境制约和人员取样技能差异影响，取样和化验的品位均会存在一定误差；现场不同进路地质条件不一样，受断层节理等不良地质因素影响，导致个别进路爆破放矿效果较差。这些因素都对试验结果产生了一定的影响。

6 建议

根据本次开展的爆破参数优化试验过程中的一些经验来看，今后在爆破生产组织过程中还需做好以下几方面：

一是加强装药过程监管，落实孔口部分交错堵塞，增加排位中间部分密集孔的堵塞长度（从6 m 增至8～9 m），减少每排炮孔中间以下的装药密度，如此可在一定程度上避免每排下半部份矿岩因炸药密度过大造成过度挤压或对后排眉线口冲击破坏、避免降低矿岩流动性而出现高吊或立墙。

二是切实执行排内孔间采用微差爆破（中间3～5 孔为第一段起爆，两边剩余炮孔为第二段起爆），同时将本分段中深孔孔底与上分段采空区的边界安全间距从2 m 调减至1.5 m，可降低孔底大块的产生，以改善爆破效果。

三是在采准工作中需加强中深孔凿岩前的测量放线精度管控，采场内要求有准确的测量控制点，控制点损坏要及时修补，以测量控制点为基准画出每一排炮孔的准确排位线，确保采矿爆破质量。

7 结语

通过在东上采区开展爆破参数优化正交试验及数据的收集对比分析，最终确定了在大红山铁矿无论是在结构参数为30 m×20 m 还是20 m×20 m 的无底柱分段崩落采矿法中，排距2.6 m 时各项指标最优，为后续的凿岩爆破参数选择和改进提供了可靠的技术支撑。