硐室爆破技术处理地下矿山采空区的实践.pdf

第 33 卷 第 1 期 2016 年 3 月 爆 破 BLASTING Vol 33 No 1 Mar 2016 doi 10 3963/ j issn 1001 -487X 2016 01 016 硐室爆破技术处理地下矿山采空区的实践 刘武团 1， 菅玉荣2， 张 亭1， 张海磊1 （1 西北矿冶研究院， 白银 730900； 2 东升庙矿业有限责任公司， 乌拉特后旗 015042） 摘 要 为解决东升庙铅锌多金属矿长期空场法采矿后出现的空区灾害隐患严重等技术难题， 结合现场实 际， 提出了包括采用硐室爆破崩落上盘围岩形成缓冲垫层处理采空区在内的系列技术方案。随着地下硐室 爆破处理采空区实践的进行， 不断提出改进方案， 主要表现在将前期的硐室爆破改进为双层双排的硐室群爆 破， 并拓展采用了纵向立体错位、 同向诱导崩塌的硐室群爆破技术， 同时改进硐室工程布置和填塞形式， 形成 条形药包准空腔装药结构。通过爆破实践和爆破效果分析证明， 这些技术改进不但改善了爆破效果， 增加了 围岩的崩落量， 提高了缓冲垫层形成的质量， 也丰富了硐室爆破技术体系， 为消除空区灾害隐患， 营造矿山下 部开采安全环境奠定了良好的基础， 具有一定的推广价值。 关键词 硐室爆破；采空区处理；缓冲垫层；准空腔装药 中图分类号 TD235 4 文献标识码 A 文章编号 1001 -487X （2016） 01 -0084 -05 Practice and Improvements of Chamber Blasting Technology in Handling Underground Mine Goaf LIU Wu-tuan1， JIAN Yu-rong2， ZHANG Ting1， ZHANG Hai-lei1 （1 Northwest Institute of Mining and Metallurgy， Baiyin 730900， China； 2 Dongshengrniao Mine Ltd Co ， Wulatehouqi 015042， China） Abstract Some goaf areas in Dongshengmiao Lead-Zinc Polymetallic mine under the open-stope mining cause major technical problems， including serious goaf disaster risks in recent years In order to control goaf area， the scheme of up surrounding rock demolished by chamber blasting technology to cushion layer was proposed to solve the goaf area problems Some solutions were used， including developing the double-level and double-row cham- bers-blasting technology， adopting vertical-dimensional dislocation and horizontal-induced collapse chambers blasting and improving chamber layout and filling by trip quasi-cavity charge By which， the blasting effect and quality of cushion layer got improved and the caving rock amount was also increased Blasting practice and effect a- nalysis show that the technical improvements help to eliminate goaf disaster risk and to create a good foundation for mining safety Key words chamber blasting technology；goaf area handling；buffer bedding cushion；quasi-cavity charge 收稿日期 2016 -01 -09 作者简介 刘武团 （1969 - ） ， 男， 陕西杨凌人， 采矿高级工程师， 现从 事矿山开采工艺与灾害控制研究，（E-mail） lwtuan 163 com。 东升庙铅锌多金属矿为一地下开采矿山， 矿岩 稳固性较好， 采用平硐 盲斜井 盲竖井联合开拓， 采矿方法为分段凿岩阶段空场法， 中段高度 50 m。 矿山经历了东硫矿和瑞士嘉能可两个时期长达 28 年的空场法采矿， 目前已形成了大小不一、 形态各异 的空区几十处， 埋深由浅表数米直到数百米； 经统计 在 900 m 中段以上已累积形成了 113 2 万 m3采空 区。由于空区处理一直未统筹规划， 导致近年来出 现了空区灾害隐患严重、 浅表和地下地压活动频发、 下部开采环境恶化等系列重大技术难题。为此， 通 过立项， 开展了以强制诱导崩落放顶和硐室爆破上 盘围岩的空区处理技术为平台， 以构建空场开采安 全工程体系为核心的采矿环境再造集成技术研 究 ［1-10］。 主要阐述硐室爆破上盘围岩处理地下矿山采空 区技术的实践与改进， 旨在采空区内形成一定厚度 废石缓冲垫层的基础上， 为进一步提高缓冲垫层形 成的质量， 降低矿柱回收的贫化和损失， 营造矿山下 部开采安全环境奠定基础。 1 硐室爆破形成缓冲垫层技术方案 1 1 最小废石缓冲垫层厚度的确定 当采空区上部的岩体发生冒落时， 冒落体的势 能转化为对空区内部空气压缩做功和对采空区下部 结构体的冲击做功。在采空区的底部保留一定厚度 的废石缓冲垫层， 可以起到消减风速风压和吸收冲 击能的作用 ［2， 3］。 从消减风速风压和吸收冲击能两种角度分别进 行了废石缓冲垫层厚度的理论计算， 结合矿山 900 m中段以上的空区实际， 最终确定废石缓冲垫 层厚度最小值为 20 m。 1 2 硐室爆破方案 根据采空区的形状和位置， 基于强制诱导崩落 的思路， 提出了以空区本身作为自由面， 采用硐室爆 破崩落上盘围岩使空区顶板处于拉应力状态的技术 方案。工程实施中将整个硐室由中心向两翼集中爆 破分次完成， 先形成散体中心垫层， 以防止在空区最 大拉应力处产生的零星冒落冲击下部采场顶柱。同 时按照拱型冒落原理， 选取 980 m 水平、 950 m 中段 作为诱导空区冒落的主要水平， 采用双层单排混合 方式布置硐室 ［4-10］。 在满足最小缓冲垫层形成厚度的基础上， 结合 放顶方案， 制定的硐室爆破设计方案为 980 m 水平 上盘布置硐室 17 个， 可崩落上盘围岩 散 体 量 13 4 万 m3； 950 m 中段上盘布置硐室 19 个， 可崩落 上盘围岩散体量 16 5 万 m3。 爆破的性质为加强松动爆破； 装药硐室设计为方 形， 通过垂直于平巷的横巷与平巷连接； 采用非电微 差爆破方式起爆， 爆破网路在填塞物下采用套管保 护； 药包最小抵抗线 W 18 m， 上下破裂半径均为 2， 爆破炸药单耗07 kg/ m3， 硐室装药量 Q 40824 kg。 1 3 硐室爆破方案的评述 从 2007 年 6 月开始， 矿山首次成功地进行了 980 m 水平相邻 3 个硐室的一次爆破后， 又进行了 多次的单层单排几个硐室的爆破， 虽取得了较好的 效果， 但同时也存在许多不足， 主要表现在以下几个 方面。 （1） 相邻两侧硐室堵塞和清除任务繁重 以首次 3 个硐室爆破为例， 其爆区相邻两侧的 2 个硐室均位于爆破的地震波破坏范围内， 为避免 破坏， 爆破前必须将其堵塞； 而下次爆破前又需将其 堵塞料清除， 然后再装药、 堵塞， 如此， 加重了堵塞和 清除任务。 （2） 缓冲垫层形成厚度不均， 增加了矿石的贫 化损失 矿柱回收是在按自然安息角堆积成锥体形状废 石缓冲垫层下进行的， 采用单层单排几个硐室爆破 时， 间柱和底柱上部缓冲垫层存在着厚度和块度不 均的情形。按照放矿规律， 在回收这部分矿石时， 同 厚度均匀但高差相对较小的台体缓冲垫层相比， 锥 体形状废石缓冲垫层中块度较小的废石容易首先获 得能量向放矿口移动， 造成矿石贫化； 当矿石贫化到 一定程度后放出的矿石品位小于截止放矿品位， 导 致放矿结束， 这样不仅降低了矿石的回收率， 也增加 了矿石的损失。 （3） 施工组织频繁， 缓冲垫层形成进度缓慢 因硐室爆破使用炸药量较大， 为确保爆破成功， 从运药、 装药、 堵塞、 模拟试验、 安保、 警戒等环节安 全要求极高； 但由于空区处理工作的紧迫性， 必须频 繁组织实施爆破， 势必会与矿山正常生产相互干扰； 此外， 由于单层单排几个硐室一次爆破时形成的缓 冲垫层废石量较小， 必将延长了缓冲垫层形成的 进度。 正是因为以上不足， 需要在后期的爆破实践中 对硐室爆破方案进行改进。 2 硐室爆破技术方案的改进 2 1 将几个硐室爆破方案改进为硐室群爆破方案 （1） 采用群药包的联合微差爆破， 进一步加强 应力波的叠加作用， 提高缓冲垫层形成的质量 采用硐室群的爆破可充分利用微差爆破的原 理， 相邻、 上下药包是在先爆药包的应力波尚未完全 消失时起爆的， 几组硐室的爆炸应力波相互叠加， 形 成了极高的复杂应力场， 有利于岩石破裂并形成了 很强的抛掷能力； 同时， 岩块在空中相遇， 相互碰撞 作用加强， 产生补充破碎作用。正是上述两种作用， 岩石得到充分破碎， 可改善爆破效果， 降低岩石大块 率， 提高缓冲垫层形成的质量。 （2） 减少爆破次数， 实现平行作业， 加快缓冲垫 层形成进度 58第 33 卷 第 1 期 刘武团， 菅玉荣， 张 亭， 等 硐室爆破技术处理地下矿山采空区的实践 和前期的单层单排几个硐室爆破方案相比， 双 层单排硐室群集中爆破时， 可减少爆破次数， 不需对 相邻的硐室进行频繁的堵塞和清除， 能有效地降低 作业强度； 同时， 由于双层单排硐室群存在两个独立 通道， 可实现两个水平的运药和填塞工序平行作业。 这样， 不仅加快了整体缓冲垫层形成进度， 而且有效 促进矿山下部开采安全环境的形成。 2 2 采用纵向立体错位、 同向诱导崩塌的硐室群爆 破技术 硐室群爆破时， 尽可能使爆破的硐室在纵向上 形成立体错位， 从而实现同一自由面方向上围岩的 诱导崩塌， 达到有效增加爆破散体岩量、 提高横向上 缓冲垫层厚度均匀分布的目的。如图 1 所示， 该技 术的优势分析如下。 1 - 上破裂半径； 2 - 爆破硐室； 3 - 诱导崩塌区域； 4 - 下破裂半径； 5 - 空区上盘界线； 6 - 爆堆； 7 - 缓冲垫层平均高度界 1 - Upper burst radius； 2 - Blasting chamber； 3 - Induced collapse area； 4 - Lower burst radius； 5 - Boundary line of goaf area； 6 - Rock pile； 7 - Average height of cushion layer 图 1 纵向立体错位、 同向诱导崩塌硐室群爆破示意图 Fig 1 Schematic diagram of vertical dimensional dislocation and horizontal induced collapse chambers blasting （1） 能充分发挥药包连心线上裂纹的产生和扩 展作用， 有利于增加爆破散体岩量 如图 1 所示， A、 B、 C 中两两药包起爆时， 它们 发出压缩应力波在岩石内相遇就会产生应力波叠 加， 如在 A、 B 两药包连线上的 M1岩石单元体， A 药 包压缩应力波所产生的径向压应力 σA γ 和切向拉应 力 σA θ 与 B 药包压缩波所产生的径向压应力 σB γ 和 切向拉应力 σB θ 作用相同， 应力得到加强， 对于形成 和扩展 A、 B 药包之间的连心线裂纹非常有利， A、 C， B、 C 药包也一样； 再者， 根据药室孔洞应力集中作用 原理， 在成群药包中一个药室， 对于其他药包来说是 一个边界 （孔洞） ， 当爆炸应力波入射到该药室表面 时， 将产生反射应力波， 造成药室连心线附近应力集 中， 使药室附近岩石成为高应力区， 从而使岩石更易 在药室连心线附近产生和扩展裂纹 ［11］。爆生气体 与应力波的作用方式相似。 正是在以上分析的基础上， 和纵向上下对应的硐 室群布置方式相比， 采用纵向立体错位的硐室群布置 方式， 裂纹沿药包连心线开裂和扩展的空间更大， 裂 纹作用发挥的更充分， 有利于增加爆破散体岩量。 （2） 有利于增加新的自由面， 充分实现硐室群 间围岩的诱导崩塌， 增加爆破散体岩量 由于硐室工程设计时， 考虑充分利用地下已有 采矿工程和新实施硐室工程的排渣、 通风、 掘进等因 素， 选取的两层硐室工程高程相差为 30 m， 最小抵 抗线为 15 19 m， 但由于硐室剖面形态各异， 无法 实现两层药包的上下破裂半径方向上相切贯通， 导 致爆破岩量不能大幅度增加。但分析几个错位对应 的硐室剖面， 由于其破裂半径之间相互叠加， 可利用 上层硐室爆破后新形成的爆破漏斗侧边及漏斗体外 的裂纹来增加下层后爆硐室的自由面， 从而增加爆 破散体岩量； 此外， 由于爆破应力波和爆生气体的作 用， 错位对应的硐室群间围岩已形成了不同程度的 贯穿裂纹， 随着时间的推移， 这部分围岩已被诱导将 会产生失稳冒落， 也必然会增加散体岩量。 （3） 可提高缓冲垫层横向上厚度分布的均匀 性， 为覆岩下矿柱的回收创造良好条件 由于高程的不同， 相同药量条件下， 上层硐室群 比下层硐室群爆破后岩石抛掷距离远， 这将对于缓 冲垫层在空区上、 下盘间的形成十分有利。但由于 硐室间隔的存在和岩石按自然安息角形态堆积的影 响， 在空区横向上会存在缓冲垫层厚度不连续的情 形， 而采用纵向立体错位布置硐室群恰好弥补了这 一缺陷， 可提高缓冲垫层在横向上厚度分布的均匀 性， 满足放矿时对覆盖层的要求， 为矿柱的回收创造 良好条件。 2 3 改进硐室工程布置和填塞形式， 形成条形药包 准空腔装药结构 条形药包因具有爆破方量多， 能量分布均匀， 相 对地减少矿岩大块率和过粉碎等特点被广泛采用。 由于硐室布置在空区的上盘， 为保证施工安全和堵 塞方便， 无法采用标准的条形药包布置形式。通过 改进硐室工程布置， 将爆破硐室平行于平巷设计， 在 横巷和硐室间增加联络道， 并将前期的 “T” 形堵塞 改进为 “L” 形堵塞， 可达到有效减少填塞工作量的 目的； 同时通过控制堵塞长度， 达到条形药包的最优 68爆 破 2016 年 3 月 空腔比， 即硐室体积与药室体积之比达到 4 5 之间 （相当于不耦合系数为 2 2 24） ， 这样便形成了条 形药包准空腔装药结构， 如图 2 所示。改进后的条 形药包准空腔装药结构在爆破作用过程中， 一方面 降低了爆炸冲击波的峰值压力， 避免了对围岩的过 破碎； 另一方面延长了应力作用时间， 由于冲击波往 返的多次作用， 使得应力场增强的同时， 获得了更大 的爆破冲量， 提高了爆破有效能量利用率； 同时在爆 炸作用过程中产生二次和后续系列应力波， 使岩体 裂隙得到进一步扩展 ［4， 12， 13］。因此， 采用条形药包 准空腔装药结构能使岩石块度更加均匀， 为进一步 提高缓冲垫层质量创造了有利条件。 1 - 平巷； 2 - 横巷； 3 - 堵塞物； 4 - 联络道； 5 - 爆破硐室； 6 - 炸药 1 - Drift； 2 - Cross ctt； 3 - Blockage； 4 - Access roadway； 5 - Blasting chamber； 6 - Dynamite 图 2 条形药包准空腔装药示意图 Fig 2 Schematic diagram of strip quasi-cavity charge 3 工程案例 根据改进后的硐室爆破技术方案， 2012 年 11 月， 成功地实施了一次 10 个硐室的爆破， 该次爆破 所有硐室全部准爆， 达到了设计的预期效果。 3 1 爆破方案 本次硐室群爆破的对象为980 m 水平16、 28、 30、 32 号和950 m 中段16、 18、 26、 28、 30、 32 号硐室， 计 10 个硐室。硐室群采用双层单排纵向立体错位布置、 微 差起爆、 复式网路结构的爆破方案， 详见图3。 3 2 起爆顺序及段位分配 本次爆破以 900 m 中段以上形成的采空区和先 爆硐室崩落的形成补偿空间为自由面。起爆顺序通 过一组立体错位布置典型硐室剖面的崩落岩量计 算， 先起爆980 m 水平后起爆 950 m 中段， 和其相反 顺序相比， 崩落岩量增加 2 5， 故确定硐室群起爆 顺序为 980 m 水平先爆， 950 m 中段后爆。 本次爆破时间微差确定的原则 上层硐室相邻 药包时间间隔大于 50 ms， 下层相邻药包时间间隔 大于100 ms。确定的980 m 水平16、 28、 30、 32 号硐 室药包段位分别为 3、 5、 7、 9 段毫秒导爆管雷管， 950 m中段 16、 18、 26、 28、 30、 32 号硐室药包段位为 10、 11、 12、 13、 14、 15 段毫秒导爆管雷管。 3 3 装药量计算 采用加强松动爆破的装药量计算公式， 参数取 值和前期几个硐室的爆破相同， 所不同的是， 考虑硐 室群爆破应力波的叠加效应， 爆破炸药单耗取 0 6 kg/ m3。爆破硐室最小抵抗线为18 m 和18 5 m 时， 经计算装药量分别为 3499 kg 和 3799 kg， 装药 袋数为 87 袋和 97 袋； 每袋药量约 40 kg， 药袋尺寸 为 600 mm 400 mm 150 mm。 1 - 主平硐； 2 -1050 m 中段运输巷道； 3 - 导爆管； 4 -3 号斜井； 5 - 连接元件； 6 -980 m 水平运输巷道； 7 - 硐室工程安全通道； 8 - 导爆索； 9 - 通风行人天井； 10 -980 m 水平上盘硐室平巷 1 - Main adit； 2 -1050 m sublevel haulage roadway； 3 - Nonel； 4 -3inclined shaft； 5 - Connecting elements； 6 -980 m sublevel haulage roadway； 7 - Safe passage； 8 - Detonating fuse； 9 - Ventilation pedestrian patio； 10 -980 m level chamber drift 图 3 硐室群爆破设计方案图 Fig 3 Design plan of chambers blasting 78第 33 卷 第 1 期 刘武团， 菅玉荣， 张 亭， 等 硐室爆破技术处理地下矿山采空区的实践 3 4 爆破网路 爆破采用复式爆破网路， 网路从硐室内起爆体 处随着装药堵塞过程中由里向外敷设， 最后引至起 爆点 （主平硐口） 。网路为混合网络， 由导爆管和导 爆索两部分组成， 其中 994 m 水平甩车场以上至主 平硐全部为导爆管网路， 其余均为导爆索网路。 3 5 堵塞 按照条形药包的 “L” 形堵塞要求， 设计联络巷 3m 处以外开始堵塞， 按照本次硐室群爆破最小药量 87 袋计， 袋装炸药密实系数取 1 2， 其空腔比为 K 3 72 2 1 7 3 0 6 0 4 0 15 87/1 2 4 8 同理， 按最大药量 97 袋计， 空腔比为 4 4。即 硐室体积与药室体积之比达到 4 5 之间， 形成了条 形药包准空腔装药结构。 爆破设计中的其余部分未作调整。 3 6 爆破指标统计 本次爆破所有硐室全部准爆， 共消耗炸药 35 891 kg， 导爆管雷管 80 发， 导爆索 2000 m， 导爆 管 4000 m， 崩落围岩实体总量 58 152 m3， 散体量 87 227 m3， 详细见表 1、 表 2。从爆破后岩石的破碎 情况， 缓冲垫层的堆积形态、 范围、 位置情况来看， 本 次爆破都取得了较好的效果， 达到工程目的。 表 1 980 m 水平各硐室爆破实际崩落散体量 （单位 m3） Table 1 Actual caving dispersion amount of each chamber blasting in 980 m level （unit m3） 硐室编号 16 号 980 m 水平 28 号30 号32 号 散体岩量8667949395249096 表 2 950 m 中段各硐室爆破实际崩落散体量 （单位 m3） Table 2 Actual caving dispersion amount of each chamber blasting in 950 m sub-level （unit m3） 硐室编号 16 号18 号 950m 中段 26 号28 号30 号32 号 散体岩量790079389018879085308270 4 硐室爆破效果分析 （1） 硐室爆破自实施以来， 按照 “精心设计、 严 格施工、 精细化管理” 的要求， 没有发生任何事故， 爆破有害效应得到了严格的控制。 （2） 根据爆破实际散体量统计， 900 m 中段以上 已形成了约 26 m 厚的缓冲垫层， 大于设计厚度 20 m。 分析散体岩量增大的原因主要有两点 一是 爆破后应力重新分布造成围岩零星冒落。爆破后， 由于硐室群药包的作用， 距离炸药作用较远区域的 围岩会产生部分未完全扩展到围岩断裂的微裂隙， 随着时间推移， 围岩应力重新分布达到新的平衡， 在 此过程中， 这部分围岩会在重力作用下， 产生零星冒 落， 从而增大散体岩量。二是硐室群空腔布药推动 其间围岩移动。炸药爆炸后， 上下药室的高压气体 独自膨胀， 在一定的时间内， 气腔膨胀有可能击穿其 间的岩石迅速连通成整体气腔， 继续推动错位布置 硐室间岩石向空区方向做功、 移动， 不仅改善了爆破 质量， 还诱导增加了围岩的崩落量。这两点在现场 980 m 水平 28 和 950 m 中段 26、 28 号硐室爆破， 表 现较为明显。 （3） 改进后的硐室群爆破从 2012 年开始， 经历 了 3 次较大规模的爆破， 目前整个工程已基本完成。 现场通过放矿统计， 大块率基本控制在 7 10 之间； 缓冲垫层的堆积形状在横向、 纵向和空区宽度 方向上相对比较平整； 900 m 中段下盘穿脉口已被 废石完全堵塞， 这些技术要素均达到了构建空场开 采安全工程体系的要求， 也为消除空区灾害隐患， 营 造矿山下部开采安全环境奠定了良好的基础。 5 结论 通过形成缓冲垫层处理采空区的硐室爆破实 践， 将单层单排几个硐室爆破方案改进为双层双排 层硐室群爆破方案， 并拓展采用了纵向立体错位、 同 向诱导崩塌的硐室群爆破技术， 同时改进硐室工程 布置和填塞形式， 形成了条形药包准空腔装药结构。 实践证明， 这些技术改进不但改善了爆破效果， 增加 了围岩的崩落量， 提高了缓冲垫层形成的质量， 也丰 富了硐室爆破技术体系， 具有一定的推广价值。 参考文献 （References） ［1］ 周科平， 古德生 采矿环境再造理论方法及应用 ［M］ 长沙 中南大学出版社， 2012 ［2］ 郑怀昌， 宋存义， 胡 龙， 等 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