尖山落矿眉线破坏原因及对策∗

魏大恩

(攀枝花学院资源与环境工程学院, 四川攀枝花市 617000)

尖山落矿眉线破坏原因及对策∗

魏大恩

(攀枝花学院资源与环境工程学院, 四川攀枝花市 617000)

尖山采用无底柱分段崩落法上向扇形中深孔落矿,在挂帮矿各分段落顶、回采过程中,出现眉线破坏、悬顶、爆破立槽、拒爆、废石包裹等爆破质量异常问题,严重影响生产组织、生产成本和挂帮矿石回采。针对眉线(孔口)破坏问题,通过剖析其呈现形式,分析其产生原因,提出了相应对策、措施,为矿山后续回采提供参考和借鉴。

中深孔落矿;眉线;无底柱分段崩落法

2010年9月,兰尖铁矿尖山露天采场正式转为地下开采,首采地段为1300m水平以上的挂帮矿体,采用无底柱分段崩落法上向扇形孔落矿。分段高度20m,进路间距18m,扇形孔落矿排距1.8m,孔底距2.6～3.0m,崩矿步距3.6m,一次爆破量约3800t。1300m水平以上挂帮矿体采场与其下的主体采场在工艺上相对独立,覆盖层的形成约需进行为期3年左右的落顶、回采等工作[1]。

自2011年6月试生产以来,在1420～1320各分段中深孔落顶、回采过程中,出现眉线破坏、悬顶、爆破立槽、带炮、废石包裹等爆破质量异常问题,其对生产组织以及生产成本影响极大,也严重影响挂帮矿石的回采以及覆盖岩层的形成。

为此,针对眉线破坏问题,通过剖析其呈现形式,分析其产生原因,提出相应对策、措施,为矿山后续回采提供参考和借鉴。

1 眉线破坏形式

(1)巷道顶板整体抬高。尖山挂帮矿回采时,各回采进路中的上向扇形孔于崩矿前先期形成,后根据生产计划从各回采进路均衡落矿退采。装药施工前,首排炮孔孔口岩石整体脱落(即眉线破坏)后,回采巷道顶板整体抬高,巷道拱形仍可保持完整(见图1)[2]。先期崩落矿岩散体的流动非但不会受到严重影响,反而在一定程度上还增加了其流动性,但造成后续排面炮孔被埋,特别是边孔更易被埋,影响装药爆破施工,甚至被放弃,对爆破质量造成巨大影响。在图1中,由于眉线口破坏,导致前排孔孔口位置充满破碎后的矿石,施工人员及机具无法到达孔口,影响装药施工。

图1 巷道顶板整体抬高

(2)巷道顶板的不规则抬高。装药施工前,首排炮孔孔口岩石不规则脱落(即眉线破坏)后,使回采巷道顶板不规则抬高,崩落矿岩散体的流动性会受到明显破坏,局部流动性呈现增强、减弱、停滞各异的现象,致使部分覆岩混入矿石导致贫化加大。还可导致后续排面部分炮孔孔口被遮掩,影响其装药施工。

2 眉线破坏的成因分析

2.1 地质条件复杂引起的眉线破坏

(1)断层对眉线完整性的影响。尖山采场南北向断层较多,与南北向的穿脉进路平行,甚至与穿脉进路重叠,横切东西向的沿脉进路。各断层均有一定厚度的松软充填物,当爆破进行到该部位时,由于爆破震动作用,松散物在重力作用下脱落,形成局部冒顶,导致眉线破坏[3-5]。这种眉线破坏往往造成顶板的整体抬高,在尖山1400分段2号沿脉、3号沿脉表现非常突出(见图2)。

图2 现场巷道顶板整体抬高

(2)节理裂隙对眉线的影响。尖山地采矿岩中裂隙发育,特别是在矿石部位进行爆破时,由于爆破震动和爆轰气体沿裂隙的膨胀作用,极易造成顶板沿节理面冒落,冒落后的顶板多呈不规则三角形。该情况在尖山1400分段3号沿脉、5号沿脉、2号穿脉均出现(见图3)。

图3 现场巷道顶板节理裂隙发育情况

2.2 巷道施工与维护对眉线的影响

(1)成巷质量差。一是周边孔没按设计轮廓布置,局部“超挖”造成顶板形状不规则,形成“先天性”的破坏;二是周边孔间距和单孔装药量不合理,爆破致使巷道周边一定范围内的原岩受到较大的破坏,形成“后天性”的裂隙。

(2)支护不及时。成巷过程中回采巷道顶板冒落,未能及时、有效支护,虽有后续支护措施,但巷道顶板已然升高(见图4)。

图4 成巷支护不到位

爆破震动导致支护层破裂、掉落,巷道表面裸露区域随时间的推移不断加大,其稳固性降低,加之部分巷道矿岩本就松软、易破碎风化等。欲保证眉线完整,就须及时进行二次支护封闭,以控制回采进路稳定性。如图5即为二次支护未及时有效跟进带来的不良后果。

图5 二次支护未及时有效跟进

2.3 回采顺序与进路交叉的影响

采场中多条回采进路的均衡退采关系被破坏,如果某条进路回采进度远远落后于其他进路,其将承受非常大的地压,其顶板可能会出现冒落并产生相对位移,进而导致其应力在爆破震动等作用下发生变化,产生炮孔错位、眉线破坏、炮孔被埋[5-7]。1420分段3号沿脉、1400分段3号沿脉顶板大幅冒落,回采停滞,最终严重变形而无法退采,即由上述原因所致(见图6)。

图6 爆破作用下邻近巷道的大面积垮塌

另外,切割平巷和回采进路交叉处暴露面积较大,切割平巷的提前爆破,极易破坏回采进路的第一排炮孔眉线;交叉处顶板不稳定,切割平巷的爆破容易导致顶板抬高和回采进路首排炮孔被埋[3]。

2.4 爆破设计与施工对眉线的影响

根据近一年对眉线破坏形式和频次的统计。从表1中可以看出,断层、节理、裂隙等地质构造是产生眉线破坏的最主要原因,合计占比高达31.25%;其次是爆破设计(孔口正向起爆)占比高达18.75%;再次是巷道施工及支护和回采顺序,各占9.38%。

表1 眉线破坏原因及频次统计

3 眉线的保护措施

3.1 采准过程中眉线保护措施

综上,提高成巷质量是保护眉线的基础,加强支护和及时进行二次支护是保护眉线的必要手段。切割平巷与回采进路交叉口处的眉线保护是重要举措,在采准过程中,回采进路与切割槽贯通时,在首排炮孔前方顶板上留厚度为1.2m左右的保护岩拱即可[8](见图7)。

图7 切割平巷与回采进路交叉口处的保护岩拱

3.2 优化爆破参数对眉线的保护

(1)优化填塞长度,保护眉线。经试验总结,尖山挂帮矿岩大致分为硬岩、中硬岩(边坡围岩)、偏软岩3种类型,选取合理的爆破参数与其匹配,可有效地减小冲击波对眉线的破坏。硬岩通常取1.6m的排距、2.0～2.5m的孔底距;偏软岩通常取2.0m的排距、2.2～2.8m的孔底距;边坡围岩则通常取2.2 m的排拒、3.0～3.2m的孔底距。

通过对1420分段和1400分段进行试验研究,先通过理论计算得出炮孔的装药长度和填塞长度,再针对尖山3类岩石条件和实际炮孔数量进行多次现场试验,总结制定了简单易行的填塞方案:硬岩最小填塞长度为2m,各孔按照作图法以1.3m孔底距预留填塞长度;偏软岩最小填塞长度为4m,各孔按照作图法以1.6m孔底距进行装药;并视具体情况作适当调整。该措施对眉线的保护作用非常显著。

(2)调整切割拉槽炮孔数目及排距。切割平巷近似平行拉槽孔排面按3孔、4孔交替布置,不利于拉槽成型,可改为每排4孔布置,炸药可在被爆岩体中均匀分布,布孔范围与拉槽范围相近。将排距由1.2m改为1.4m,利于拉槽成形,可改善对眉线的保护。

(3)根据矿岩性质合理调整排距。1420分段、1400分段穿脉回采进路与沿脉回采进路均采用相同的排距,对眉线保护并不科学,原因在于设计时未能根据现场矿岩性质改变排距,致使某些回采进路顶板破碎区域眉线保护相当困难,甚至眉线消失,导致后排炮孔全部被埋。基于该情况,将排距由此前的1.8m增大到2m或2.2m,可减小爆破对破碎区域后排的冲击,达到保护眉线的目的。

3.3 控制爆破规模与单响最大起爆药量

由于尖山采场大部分属急倾斜矿体,且矿体可崩性较好,岩体结构面多而复杂,又处于地震活动区,具有较高的地应力,爆破时相邻巷道顶部矿岩体经常出现裂隙,其面积会立即扩大出现垮塌情况。

尖山地下采场各矿带厚度稳定,最小厚度超过19m、平均厚度超过42m,因此上、下分段回采进路呈“品”字型交错布置[9],损伤破坏部位在邻近巷道的顶板与边墙交界部位(见图8)。

图8 相邻回采巷道爆破作用

经分析,爆源中心约在断面中心线距底板3/4段高处[10]。分段高度H＝20m,回采进路中心高度h＝2m,进路间距L＝18m,回采进路拱半径RO2B＝1.8m,爆破作用的最小距离RAB可由公式(1)计算。

将尖山各相应参数带入式(1)计算得RAB为21m。

根据《爆破安全规程》计算地下爆破振动安全允许距离R的公式,将其进行变换可得到计算爆破药量Q的公式[11]:

按《爆破安全规程》规定,井下安全允许质点振动速度V取上限值30cm/s,尖山3类矿岩的K、α值均取上限值,分别为:坚硬岩体K＝150,α＝1.5,中硬岩体K＝250,α＝1.8,软岩体K＝300,α＝2.0。由此计算不同矿岩条件下的最大药量值分别为:Q硬＝370.44kg、Q中硬＝270.37kg、Q软＝292.86kg。

尖山回采时的单排药量在800kg左右,通过同排炮孔采用孔间多段微差爆破,将单响爆破药量控制在上述药量(取整)范围以内,既是为了保护眉线,也使邻近巷道不至过多受到爆破破坏。

3.4 采用孔底起爆更有助于眉线保护

根据表1统计,孔口正向起爆导致眉线破坏占比高达18.75%。因此,孔底起爆较孔口起爆,其爆轰波和叠加的高强度爆炸应力波衰减慢,使得孔内高压持续时间更长、岩石受破碎作用更为充分,并使孔口部分冲击能量相对减少而使其破坏更小[12]。采用孔底起爆既是改善破碎质量的因素,更是保护好眉线的一个重要措施。

[1]刘 刚,黄兴益,张正明,等.尖山采场露天转地下开采工程初步设计说明书[R].昆明:云南华昆工程技术股份公司, 2009.

[2]刘全阳.北洺河铁矿眉线保护综合措施[J].现代矿业,2012 (07):65-66,94.

[3]李红梅,谭宝会,王大国,等.软破复杂矿岩条件下无底柱分段崩落法拉槽工艺研究及实践[J].矿业研究与开发,2017, 37(02):40-43.

[4]杨 宁,尹贤刚,肖木恩,等.软破矿体分层分区组合式崩落采矿法研究与应用[J].矿业研究与开发,2016,36(09):1-3.

[5]郑 重,赵云胜,谭宝会.无底柱分段崩落法悬顶原因分析及预防处理措施研究[J].矿业研究与开发,2016,36(03):64-67.

[6]郑 重,赵云胜,谭宝会.倾斜矿体无底柱分段崩落法矿石损失贫化原因分析及对策[J].矿业研究与开发,2016,36(05): 37-41.

[7]赵兴东,于庆磊,等.井巷工程(第2版)[M].北京:冶金工业出版社,2014.

[8]朱殿柱.无底柱分段崩落法采矿爆破悬顶问题的探讨[J].金属矿山,1993(4):27-33.

[9]解世俊.金属矿床地下开采(第2版)[M].北京:冶金工业出版社,2011.

[10]陈 诚.小东沟钼矿无底柱分段崩落法爆破参数优化研究[D].武汉:武汉理工大学,2009.

[11]GB－6722－2014.爆破安全规程[S].

[12]朱殿柱,叶义成.论井下中深孔爆破反向起爆的优越性(二) [J].国外金属矿山,2000(04):22-24,30.

2017-04-25

魏大恩(1968－),男,重庆万州人,副教授,主要从事采矿及计算机应用教学与科研工作,Email:24169332＠qq.com。

2016年度四川矿产资源研究中心项目(SCKCZY2016－ZC04).