分段凿岩阶段空场嗣后充填采矿工艺及爆破设计

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］。

4 工业试验及效果

目前，310、308及306矿房已回采并充填完毕，即将回采307矿柱。施工过程中曾出现以下问题：堵管、返粉率高、切割不到位、钻孔误差等，通过规范装药操作、将1%的柴油混入炸药、返粉回收、切割平巷补孔、优化炮孔支点高度等措施解决了这些问题。

如表3所示，与无底柱分段崩落法相比，分段凿岩阶段空场嗣后胶结充填法成功降低了损贫率，提高了矿石回收率，且爆破效果达到了该采矿方法回采爆破的较高水平。

?

5 结论

（1）通过实施分段凿岩阶段空场嗣后胶结充填法，矿山取得了较好的经济技术指标（贫化率9.58%，损失率7.94%），保障了生产安全，减少了露天边坡维护和尾矿库征地、建设、运营等成本支出，为深部开采积累了经验。

（2）通过采空区三维扫描技术获取矿房（如310矿房）的经济技术指标，为后续回采爆破工作提供了参考依据。起到了有效控制充填体边界，减少超挖和欠挖量，提高经济效益的作用。

（3）根据现场爆破施工情况建议矿山严格规范工人的操作流程，可采用数值模拟软件进行中深孔爆破设计，调整爆破参数，降低不必要的误差。

（4）阶段空场嗣后充填法的难点在于两帮都是充填体的矿柱采空区的稳定性能否维持，矿房采空区扫描技术可以为二步骤回采矿柱工艺参数研究（如爆破参数的优化等）提供依据。

此分段凿岩阶段空场嗣后充填法采矿工艺及安全控制措施具有重要的工程示范效果。研究成果可为类似急倾斜中厚以上赋存条件的金属矿床开采提供参考。