有底柱分段崩落法在胡家峪矿的应用.pdf

2 0 0 3年 1 2月 第 3 2卷第 6期 有色矿 山 No nf e r r o us M i n e s De c． ， 2 0 03 Vo 1 ． 3 2 No ． 6 有底柱分段崩落法在胡家峪矿的应用 张 运 山， 田文 东 中条山有色金属 公司胡家峪 矿， 山西 垣曲 0 4 3 7 0 4 [ 关键词]分段崩落法； 优化； 爆破参数 [ 摘要]胡家峪矿在生产中确定了有底柱分段崩落法的合理落矿方案， 选用了优化爆破参数， 采用科学的爆 破方案， 提高了爆破质量， 降低了生产成本。 [ 中圈分类号]T D 8 5 3 ． 3 6 2 [ 文献标识码]B [ 文章编号]1 0 0 2 8 9 5 1 2 0 0 3 0 6 ． 0 0 1 4 - 0 4 Ap p l i c a t i o n o f t h e s u b l e v e l i n g wi t h s i l l p i l l a r i n Hu j i a y u mi n e ZHANG Yu n- s ha n，T I AN W e n d on g Hu j i a y u Mi n e ，Z h o n g t i a o s h a n NO n - f e r r o u s Me t a l s C o mp a n y，Yu a n q u 0 4 3 7 0 4 ，C h i n a Ke y wo r d s s u b l e v e l c a v i n g；o p t i mu m；b l a s t i n g p a r a me t e r A b s t r a c t I n Hu j i a y u mi n e t h e s u b l e v e l i n g w i t h s i l l p i l l a r wa s a p p l i e d ，t h e r e a s o n a b l e p r o j e c t o f d o w n mi n e ，o p ． t i mu m b l ast i n g p a r a me t e r s a r e s e l e c t e d a n d s c i e n t i f i c b l a s t i n g p l a n wa s a d o p t e d ，wh i c h i mp r o v e d b l a s t i ng q u a l i t y a n d r e d u c e d p r o d u c t i o n c o s t ． 1 前言 胡家峪矿开采的主要矿床属于高中温热液细脉 浸染似层状铜矿床 ， 主要 出露地层为前震旦纪 区域 变质岩系下元古界 中条 群蓖 子沟组和余家 山组， 赋 存于黑色片岩和厚 层大理 岩接触 带中， 主要 的采 矿 方法为有底柱分段崩落法。 2 开采技术条件 1 含矿岩性为矽化大理岩， 中等硬度， f8 ～ 1 2 ， 较稳固， 如果没有 断层和其 他构造 影响， 巷道一 般不需支护， 矿体与 围岩接触不明显。 2 矿体顶盘围岩为黑色片岩和钙质云母片岩， 厂 4 --6 ， 稳固性差， 巷道掘进时常需临时支护。 3 矿体底盘围岩为矽化大理岩和厚层大理岩， f8 ～1 O ， 坚 固性与稳固性较好。 4 矿体倾角为 3 0 。 --6 0 。 ， 厚度为6 ～7 O m， 沿走 向、 倾向变化不大， 区段不同略有差别。 5 矿石属硫化矿， 以黄铜矿为主， 含硫较低， 无 [ 收稿 日期] 2 0 0 3 ． 1 0 ． 2 8 [ 作者简介】张运 山 1 9 6 4一 ， 男， 山西垣曲人； 采矿工 程师。 胡家峪矿南和沟坑 口坑长， 从事生产管理工作。 甄 1 自燃性 。 6 矿区内地质构造复杂， 断层、 节理发育， 断层 多数与矿体走向斜交， 对矿床开采有一定的影响。 7 矿区地形属丘陵山区， 地表允许崩落。 3 采矿方法的演变 胡家峪矿 1 9 5 8年开始建设， 1 9 6 0年简易投产， 投产后存在的技术 问题较多， 特别是开 采顶盘不稳 固的中厚倾斜矿体。在探索试验阶段， 曾研究了带 顶的分段崩落法、 垂直分条房柱法和封 闭矿房 分段 崩落法 ， 但都 由于其各 自的缺陷而被淘汰， 使得生产 长期达不到设计能力。1 9 6 3年经研 究， 提出采用挤 压爆破落矿单步骤 回采 的有 底柱分 段崩 落采 矿方 法， 同年进行施工 ， 次年生产试验取得成功， 即得到 推广。1 9 6 4年以后生产直线上升。多年来 ， 该采矿 方法经过不断改革， 日益完善 ， 逐步形成 了两种基本 方案， 即侧 向逐次挤压落矿方案和 小补偿 空间挤压 落矿方案。 1 侧 向逐次挤压落矿方案的特点是 采场 内部 不划分矿房和矿柱而单步骤一次 回采， 根 据中厚倾 斜矿体的几何参数， 每分段按菱形布置 回采范 围， 在 凿岩巷道 内施工垂直扇形 中深孔， 松散 的矿岩将矿 石崩落， 要 求从 相邻 的崩 落 区放 出本 次 崩矿 量 的 维普资讯 第 6 期 张运山等 有底柱分段崩落法在胡家峪矿的应用 1 5 1 ／ 3 ， 以获得本 次爆 破的 补偿 空 间， 落 矿步 距 1 0～ 1 6 m， 底部采用堑沟 结构， 用 电耙出矿， 主要采 准工 程置于脉外 ， 溜 井间距 2 5～3 0 m， 通 风井 间距 6 0 m 或 9 0 m， 每一分段第一次切割槽形成后， 原则上不再 拉槽， 只有矿体变化较大或改变 回采顺序时， 才重新 拉槽。 2 小补偿空间挤压落矿方案的特点是 以“ 丁” 字或“ 井” 字型拉槽为 补偿 空间的挤 压爆 破落矿， 每 个 回采单元均在矿体厚大部位拉槽 ， 沿走 向每隔 1 0 ～ 1 2 m布置一个切 割槽， 并在槽 内垂直 向上沿全高 掘切割立槽井， 爆破 时先 以槽井为 自由面逐排挤压 爆破槽 内排面， 再爆破切巷 内的深孔排面， 切割槽巷 道的空间容积为崩落矿石的 1 2 ％～1 8 ％， 即补偿系 数为 1 2 ％～1 8 ％。 ． 4 有底柱分段崩落法的应用 4 ． 1 主要结构参数 阶段高 5 0 m， 分段高 1 2 2 0 m， 分段底 柱高 8 ～ 1 0 m， 根据耙矿 区段划分采场， 采区宽等于矿体的厚 度， 一般为 1 0 ～1 5 m， 采区长根据耙运的最佳距离确 定为 2 5 3 0 m， 每个耙矿段布设一个溜井。 4 ． 2 采准 、 阶段运输 巷道 沿矿体走 向布置， 每隔 2 5 ～3 0 m 布置一条穿脉运输巷道， 与上下盘沿脉运输巷道连 通 。 构成穿脉装车的运输系统， 在中段 以上进行分段 采准 。 在矿体厚大部分穿脉 布置 电耙道， 每个 中段 划 分两个分段回采， 穿脉电耙道与上下盘联络道贯通， 构成分段 电耙层， 顶盘联络道为进风道 ， 底盘联络道 为回风道， 上下分段 的电耙道呈交错布置 ； 在矿体较 薄的地段采用沿脉布置 电耙道， 每隔 9 0 ～1 2 0 m施 工一个进风井， 般分 为 3 ～4个 分段 回采， 段高 为 1 3 ～1 5 m， 电耙道布置在底盘脉外。 采用单堑沟布置时， 斗间距 5 m， 双堑沟布置 时， 漏 斗呈交错 布 置， 斗 间距 6 m， 坡 面 角 6 0 。 ， 斗 穿 长 2 ． 2 m， 断面 2 ． 5 m2 ． 5 m， 放矿 口有效高度 1 ． 4 m。 每个 中段的底盘运输道与 总回风井贯通， 并作 为下一个中段的回风巷道。每个分段 电耙层均有独 立的进回风系统 ， 从阶段至各分段 电耙层都设有 专 用的人行、 运输井相通 。 4 ． 3 切割 用堑沟切割， 从各漏 斗颈以贯通 的形式掘 成堑 沟巷道， 根据深孔凿岩机的有效进尺， 堑沟巷道与凿 岩坑道垂距一般为 8 ～1 2 m， 切割槽根据矿体形态及 电耙道布置形式 的不 同， 一般采用 “ 井” 字形和“ 丁” 字形拉槽， 特殊情况下也采用“ 八” 字形拉槽， 上下槽 尽量拉齐， 防止 留“ 隔层” ， 槽布置在矿体厚大的部位 及拐弯处， 两槽水平相距 1 2 ～1 5 m。 4 ． 4 回采 回采采用扇形中深孔落矿， 使用 Y G一9 0型 外 回转式凿岩机在堑沟巷道及凿岩坑道中施工扇形中 深孔。凿 岩爆 破 炮 孔直 径 6 5 ～7 2 ram； 每 米 崩矿 量 4 ． 5 ～5 ． 0 t ； 炮孔深度 1 2 ～1 5 m； 切割槽 最 小抵 抗线 1 ． 4 ～1 ． 6 m， 孔底距 0 ． 6 ～1 ． 2 m； 落矿孔 最 小 抵抗线 1 ． 6 ～1 ． 8 m， 孔底距 1 ． 8 ～2 ． 2 m； 凿岩台效 3 5 ～4 5 m／ 台班 ； 一次 炸 药单 耗 0 ． 6 3 k g ／ t ； 补偿 系 数 1 2 ％～1 8 ％； 出矿炸 药单 耗 0 ． 2 8 k g ／ t ； 爆 破方 式 毫秒微差。 起爆方式 采用导爆管雷管起爆为主、 导爆索起 爆为辅的复式网路起爆 。起爆药包设在孔 口。 5 有底柱分段崩落法的发展 5 ． 1 不同矿体赋存条件的采准方案 1 矿体倾 角在 5 0 。 以上， 厚度在 3 0 m 以上 时， 采用有底柱分段崩落法， 电耙道垂直矿体走 向布置， 每个阶段分两个分段 回采， 分段高度 2 0 2 5 m， 回风 道布置在底盘脉外， 采场进 回风系统独立， 采场作业 干扰少。 开采强度大。 2 矿体倾角在 5 0 。 以上， 厚度在 7 ～3 0 m 时， 电 耙巷道沿矿体走 向布置， 每个阶段分 2 ～4个分段回 采， 一般上分段 “ 预摘” 下分段部分矿量， 既解决了三 角矿柱部分井巷距采空区近， 难于施工， 爆破质量不 好等问题， 同时也减少 了井巷施工， 降低了成本。 3 对于矿体在 3 0 。 -5 0 。 之 间， 厚度不大于 3 0 m 时， 成功的采用了分段空场法， 其采切工程与分段崩 落法一样， 堑沟 角度 变 为 4 5 “ ， 上部 留 4 ～6 m 的矿 柱． 采用空场出矿。不仅可以减少分段数 目， 而且损 失率、 贫化率及千吨采准切割 比均有不 同程度 的降 低， 这种采矿方法兼顾 了空场和崩落两种采 矿方 法 的优点。 综合改善 了技术经济指标。 5 ． 2 挤压爆破的应用 根据两种挤压落矿方案破碎机理 的不 同， 在生 产实践中的效果也各不相同。 1 采准结构和工 程量相同， 切割工程量 不同。 “ 逐次挤压爆破” 采切工作量少， 千吨采准切割 比低， 每米崩矿量大 ， 采矿成本低， 采场准备周期短。 维普资讯 1 6 有色矿山 2 0 0 3年 第 3 2卷 2 “ 逐次挤压爆破” 能更 充分的利用爆破能量。 同等能量下， “ 逐次挤 压爆 破” 能更好 的改 善矿石破 碎质量， 单位炸药用量比“ 小补偿 空间挤压爆 破” 低 1 0％ ～ 1 5％ 。 3 地压作用可引起采场 内部或相邻井巷工程 塌落和深孔变形， “ 小补偿空 间挤压爆 破” 由于切割 井巷繁多， 引起的地压破坏作用比较严重。 4 “ 逐次挤压爆破” 严 格要求遵 守协调 的采矿 顺序和放矿顺序， 采场内部以及相邻采场之间， 相互 制约， 而“ 小补偿空间挤压爆破” 与之相反， 采场衔接 比较灵活， 生产管理 比较方便。 5 适 当扩大爆破规模， 能够减少大爆破的准备 工作， 减 少人力和 物力 消耗。 “ 小补偿 空 间挤 压爆 破” 比较灵活， 爆破规模可大可小， 而减小了对生产． 组织的影响， 对生产有利， 而“ 逐次挤压爆破” 受松动 放矿的限制， 爆破规模较小。 近年来， 经过 生产中的不断实践和探索， 挤压爆 破落矿方式不断发展， 不断完善和进步， 简化了回采 工艺， 改善了爆破质量， 逐步形成了相邻松散体挤压 爆破和拉槽小补偿空间挤 压爆破相结合的联合落矿 方案。这种方案集 中了前两种方案 的优 点， 在生产 实践中被广泛使用， 既能够保证爆破质量， 降底采矿 成本， 又有利于生产组织。 5 ． 3 优化爆破参数 最优的爆破应使采下的矿石所消耗的总劳动量 最小， 目前 ， 衡量爆破质量好坏的是爆下矿岩的块度 组成， 炸药单耗过高或过低， 都无助于爆破质量的改 善。为此必须根据矿岩的赋存及 构造情况 岩石性 质、 装药方式等 ， 在保证爆破质量 、 提高出矿效率 、 降 低炸药单耗的前提下， 优化爆破参数， 达到更好的爆 破效果。 从 中深孔爆破矿岩的机理 出发， 增大炮孔间距， 减小抵抗线， 可有效的改善爆破矿岩质量 ， 而合理的 布孔参数， 应是最大限度地利用有限的爆破能量， 达 到最理想的破碎矿岩效果。根据爆 破理 论， 爆破 破 碎矿岩体， 是在气体推力和反射波拉伸共同作用下 进行的， 即在被爆矿岩 中， 爆轰气体产物对矿岩的推 力造成剪切及在应力波反射拉伸的复杂应力状态下 共同破碎岩石。若抵 抗线过 小， 反射拉伸波会在 自 由面强烈地 、 非常迅速地破碎， 使气体作用得不到充 分发挥 ； 抵抗线过大， 超过其最佳值时， 一部分拉 伸 波与压缩波不能很 好的叠加， 拉伸波 由于卸载 而无 法破碎矿岩， 径 向裂隙难以得到充分发育， 高压气体 冲入裂隙内， 也不足以产生有效的破碎作用， 或者大 量爆炸气体压力在空 间贯通 中做功， 过 早泄压。缩 小抵抗线， 增加孔底距， 能使爆炸气体作用力与反射 应力拉伸波很好的叠加， 达到爆破能量的最佳利用， 避免能量耗散。对于垂直扇形 中深孔而言， 结合 胡 家峪矿的技术条件， 进一步优化爆破参数 ， 才能达到 改善爆破效果的 目的。 胡家峪矿采用传统的爆破参数， 一、 二次炸药单 耗偏大， 爆破大块率偏高， 不仅使采矿成 本增加， 而 且影响了出矿效率的提高。从 1 9 9 3年开始， 在爆破 参数的优化应用方面， 不断完善， 不断提 高， 最终找 出了一套适合不同地质情况并与之相适应的爆破参 数， 保证 了崩矿效果， 降低 了炸药单耗， 节约了生产 成本， 在生产实践中， 也证明了参数的科学性、 合理 性 。 在矿体厚大、 穿脉布置、 矿 岩可 崩性 好的采场， 采用 了孔径 7 0 ram， 抵抗线 1 ． 4 ～1 ． 6 m、 孔底距 2 ． 2 -- 3 ． 5 m、 密集系数 1 ． 3 --2 ． 5 的爆破参数， 崩矿量由 原来 的 5 ． 2 t ／ m 提 高 到 6 ． O t ／ m， 一 次 炸 药单 耗 由 0 ． 5 7 k g ／ t降 低 到 0 ． 5 4 3 k g ／ t ，二 次 炸 药 单 耗 由 0 ． 2 5 k g ／ t 降低为 0 ． 1 7 k g ／ t ； 在矿体较薄 、 沿脉布置、 矿岩稳固性好的采场采用了孔径 6 0 mm、 抵抗线 1 ． 6 ～ 1 ． 8 m、 孔底距 1 ． 8 -2 ． 2 m、 密集系数 1 ． 1 ～1 ． 3的 爆 破 参数， 一 次 炸 药单 耗 由 0 ． 5 6 k g ／ t降 低 到 0 ． 5 2 k g ／ t ， 二次炸药单耗 由 0 ． 3 k g ／ t 降低到 0 ． 1 9 k g ／ t ； 在矿体中厚、 矿岩破碎的采场， 采用孔径 7 0 ram、 底 抗线 1 ． 8 --2 ． O m、 孔底距 1 ． 8 ～2 ． 2 m、 密集系数 1 ． 0 -- 1 ． 2的爆 破 参 数， 崩 矿量 由 5 ． 2 t ／ m 提 高 到 5 ． 4 t ／ r l l ， 一次炸药单耗由 0 ． 5 7 k g ／ t 降低到 0 ． 5 4 k g ／ t o 5 ． 4 改变爆破方案 1 变复式起爆为单式起爆。传统的观念认为， 这种复式起爆系统的作用是主起爆雷管起爆瞬间将 起爆药包激爆， 起爆药包在爆轰孔 内爆炸 同时， 将孔 内导爆索激爆， 导爆索以 6 5 0 0 m／ s 的速度 向孔内爆 轰， 其理 想的作用之一是保险、 其二是助爆。而在炸 药品种 、 装药密度 、 被爆 岩体 一定时， 炸药释放 出最 大能量的条件是 在短时间内达到稳定爆轰传播， 该 值至 爆轰 终 止 时 始终 恒 定。起 爆 药 包 的爆 速 是 4 O 0 0 m／ s 左右， 而导爆索的爆速为 6 5 0 0 m／ s ， 提前激 起了孔 内炸药 的爆 燃， 影 响 了起 爆 药包 的激爆 能。 起爆 系统本身阻碍了炸药能量的充分发挥 ， 而影响 了爆破效果 。 1 9 9 6年以前 胡家峪矿一直 采用导爆 管雷管起 维普资讯 第 6期 张运山等 有底柱分段崩落法在胡家峪矿的应用 1 7 爆为主、 导爆索为辅 的非电毫秒复式起爆 网路， 随着 爆破技术的进步， 在生产实践中对爆破认识的深入， 该起爆方式已不能满足爆破技术进步的要求。在岩 石情况较好、 孔径不易变形 的采场， 1 9 9 6年 试验并 推广应用了非 电毫秒雷管起爆 的单 式起爆 网路 ， 一 次 炸 药 单 耗 不 变，二 次 单 耗 由 “ 复 式 起 爆 ”的 0 ． 2 8 k g ／ t 下降为“ 单式起爆” 的 0 ． 2 4 6 k g ／ t 。 2 变孔 口起爆为孔底起爆。从能量角度分析 ， 孔 口起爆时， 孔 口部分密集装药， 所释放 出的爆轰能 量猛烈集中向孔口冲击， 致使孔 口部分介质过分破 碎， 眉线遭受较大 的破坏， 并立即 向孔外逸散， 大部 分释放在空气中， 而导致对介质作功 的能量大打折 扣， 同时产生强大的空气冲击波 ； 而孔底起爆点前方 的堵塞作用， 高能爆轰产物不能立即向孔口 逸散， 故 作用于介质作功 的能量较 多； 从爆 轰气体作用时 间 上分析， 孔口起爆时， 爆轰气体一开始就在敞开空间 膨胀， 故对介质的膨胀压力小且消失快 ； 而孔底起爆 点前方的装药起了堵塞作用， 爆轰气体能在从孔底 起爆到孔 口这 段时 间内处于 密闭 的介质空 间 中膨 胀， 作用时 间长 ； 从 爆炸 应力波 作用分 析孔底起 爆 时， 应力波沿传爆方 向由疏到密向前发展， 在介质中 产生强大的冲击波。据应力波反射原理， 从自由面 反射 回介质的拉伸波强度也相应增大， 而孔 口起爆 时应力波沿传播方 向则是 由密到疏 向前发展， 在介 质中产生的冲击波起始强度较小。这就是孔底起爆 较孔 口起爆爆破效果优越的最主要机理。孔底起爆 爆轰气体对介质的静态膨胀时间长、 爆轰能量利用 率高、 在介质中产生的冲击波强度大， 能使得介质得 到很好 的破碎， 降低大块率的产生。 胡家峪矿传统 的起爆药包设在孔 口， 并在孔 口 进行堵塞， 爆 破效 果一直 不错， 但也 存在 一定的 问 题， 大块产出率高， 二次破碎火工材料高 ， 眉线破坏 严重， 爆破空气冲击波危害较大。扇形 中深孔落矿 有以下特点 每米深孔崩矿量随着孔深 的增 加而加 大， 一次单耗则下降； 能量分布不均 匀， 孔 口部分炸 药单耗过高， 部分能量用于破碎矿岩， 其余的都消耗 在产生冲击波和地震波等无用功上， 并破坏眉线， 造 成了能量不足而产生大块。为 了改变爆 破效果， 本 矿 2 0 0 0年进行 了孔底起爆 的试验研 究， 取 得了成 功， 并推广使用， 明显改善 了爆破效果 ， 提高了出矿 效率， 降低了劳动 强度， 减小 了对 巷道 的的破坏 程 度， 大块率 降至 8 ． 1 4 ％， 二 次单耗 降至 0 ． 1 2 7 k g ／ t ， 一 次单耗略有上升， 出矿成本 降低了 0． 2 7 5 3元／ t 。 2 0 0 1 年胡家峪矿的采 矿主要技术 经济指标如 下 采场生产能力 2 4 0 0 t ／ d ； 采矿台效 1 1 6 ． 6 t ／ 台班 ； 中深 孔 台效 2 1 ． 9 m； 采 掘 比 2 1 m／ k t ； 崩 矿量 5 ． 3 3 t ／ m； 一 次 炸 药 单 耗 0 ． 7 0 7 k g ／ t ； 二 次 炸 药 单 耗 0 ． 1 2 7 k g ／ t ；矿 石 贫 化 率1 3 ． 7 ％；矿 石 损 失 率 1 4 ． 3 ％； 出矿成本 1 0 ． 2 4元／ t 。 6 结 束语 有底柱分段崩落法在胡家峪矿经过几十年的实 践、 应用与发展， 效果明显， 越来越被接受， 尤其是孔 底起爆技术的成功运用和岩体主结构面控制爆破技 术的试验成功及其理论 的逐步完 善， 必然会导致矿 岩爆破和采矿工艺和技术发展。矿山企业必须重视 引进和推广各种新技术、 新工艺， 不断推动技术进步 和技术创新， 降低生产成本 ， 把技术有效的转化成经 济效益， 促进经济的增长。 上接 第 7页 [ 1 4 ] 肖建平， 范崇政． 超临界流体技术研究进展[ J ] ． 化学 进展， 2 0 0 1 ， 1 3 2 9 4 1 0 1 ． [ 1 5 ] 阮新， 曾健青， 张镜澄． 在超临界 c o 2流体中的化 学反应[ J ] ． 有机化学， 1 9 9 8 ， 1 8 3 2 8 2 2 8 7 ． [ 1 6 ] 钟明宏， 柯杰， 韩布兴， 闰海科 ． 超临界 c 0 2 溶 质二元系的密度及溶质的偏摩尔体积[ J ] ． 物理化学 学报， 1 9 9 6 ， 1 2 9 6 1 68 2 4 ． [ 1 7 ] 周忠清． 超临界二氧化碳化学 [ J ] ． 上海化工， 1 9 9 6 ， 2 1 3 3 5 0 3 7 ． [ 1 8 ] 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