多空區(qū)條件下相鄰中段礦柱回采爆破技術

摘 要：采空區(qū)對礦山安全構成嚴重威脅，而回采礦柱則是有效利用殘礦資源的重要手段。爆破技術是回采礦柱的常規(guī)方法。因此，如何高效利用爆破技術實現(xiàn)空區(qū)治理和礦柱回采具有重要意義。該文以赤峰白音諾爾鉛鋅礦3～6#礦體800中段礦柱和750中段間柱回采工程為例進行研究。在多個采空區(qū)和周邊設施設備安全的前提下，通過對初選爆破方案和優(yōu)化爆破參數(shù)進行數(shù)值模擬，采用扇形布孔、臨孔交錯裝藥結構、排間和空間分區(qū)延時等新技術，實現(xiàn)對采空區(qū)的治理和礦柱的回采。工程實踐表明，回采的礦柱全部崩落至采空區(qū)，對750底板和下部采場沒有產(chǎn)生任何影響;爆破大塊率降低至4%;重點保護的目標質(zhì)點振速低于規(guī)范值。研究成果對指導類似礦山施工具有一定的借鑒價值。

關鍵詞：空區(qū)治理;礦柱回采;扇形布孔;臨孔交錯裝藥結構;爆破技術

中圖分類號：TD235.1 文獻標志碼：A 文章編號：2095-2945（2024）34-0001-10

Abstract： Goafs pose a serious threat to mine safety， and mining pillar is an important means to effectively utilize residual ore resources. Blasting technology is a common method to recover ore pillars. Therefore， how to efficiently use blasting technology to achieve goaf management and pillar recovery is of great significance. This paper takes the mining project of middle pillar 800 and middle pillar 750 in No.3～6 ore bodies of Baiyinnuoer Lead-Zinc Mine in Chifeng as an example. On the premise of ensuring the safety of multiple goafs and surrounding facilities and equipment， through numerical simulation of the primary blasting plan and optimization of blasting parameters， new technologies such as fan-shaped hole layout， adjacent hole staggered charging structure， row and spatial zoning delay are adopted to achieve the management of goafs and the extraction of ore pillars. Engineering practice has shown that all the recovered pillars have collapsed into the goaf， which has no impact on the 750 floor and the lower stope; the blasting bulk rate has been reduced to 4%; and the vibration velocity of key protected target particles is lower than the specification value. The research results have certain reference value for guiding the construction of similar mines.

Keywords： goaf management; ore pillar recovery; fan-shaped hole layout; staggered charge structure adjacent to the hole; blasting technology

國內(nèi)外研究者對采空區(qū)治理與礦柱回采問題進行了一些研究和工程實踐。張超等根據(jù)安全開采深度對井筒保安礦柱進行了優(yōu)化研究。為了保證井筒的穩(wěn)定性，他們將回采保安礦柱的移動角度調(diào)整至79°，可回收保安礦柱內(nèi)約70%的礦量。張金等在對山東某鐵礦的保安礦柱進行回采方案研究后發(fā)現(xiàn)，回采礦柱內(nèi)的礦房對安全沒有明顯影響，此外，通過膠結充填可確保礦柱的安全回采。馮帆等為了解決間柱內(nèi)礦體難以開采的問題，提出了使用超長預應力錨桿來替代人工礦柱的方法，并驗證了該方法可以在安全生產(chǎn)的前提下有效提高資源回采率。Vinay等在對印度某地下煤礦進行研究時發(fā)現(xiàn)，巖層失穩(wěn)結構破壞的影響因素分析不夠完善，根據(jù)地質(zhì)采礦條件，機械化采掘中不允許實施直線采掘，并確定了不同采掘線適用的范圍。Slavath等在研究開切眼壁板周圍應力集中后穩(wěn)定性變差的問題時，采用數(shù)值模擬技術進行了參數(shù)研究，并得到了煤柱穩(wěn)定性指數(shù)。為了確定最優(yōu)的掘進方法，Abdelrasoul等使用了級聯(lián)前向反向傳播神經(jīng)網(wǎng)絡（CFBPNN）的多種選擇方法，結果表明，切填回采是最適宜的回采方法，其次是分段回采和縮徑回采。朱斌等則針對復雜情況下的礦柱回采難題，通過三維激光對空區(qū)進行了掃描，并提出了幾種不同的礦柱回采方案。為了保證礦柱的穩(wěn)定性并減小爆破損傷對礦柱的影響，Zhang等基于扇形孔三維模型進行了礦柱的動態(tài)仿真，并給出了不同埋深下的安全距離，此外，他們還優(yōu)化了起爆順序。謝全敏等采用理論分析和數(shù)值模擬相結合的方法研究了煤層和其頂?shù)装逦⒉铋g隔時間爆破的動力響應，認為對于不同煤層傾角，最優(yōu)微差間隔時間為50 ms。殷錦訓等則對孔底距和排間距進行了數(shù)值模擬分析，得出結論，最優(yōu)孔底距為2.1 m，最優(yōu)排間距為1.4 m。這些改進措施減小了扇形中深孔爆破的大塊率。

本文以赤峰中色白音諾爾礦業(yè)有限公司3～6#礦體800中段礦柱與750中段間柱回采工程為基礎進行分析。通過數(shù)值模擬軟件優(yōu)化爆破方案和參數(shù)，采用扇形布孔、臨孔交錯裝藥結構、排間和空間分區(qū)延時等爆破技術，最大限度提高礦柱的回采率，并確保爆破施工不影響鄰近建（構）筑物和設備的安全。

1 工程概況

待回采3～6#礦體800中段礦柱和750中段間柱的簡明情況見表1。

待回采礦柱形式與采空區(qū)分布如圖1和圖2所示。根據(jù)地質(zhì)特點和位置關系，將待回采的礦柱劃分為750頂板區(qū)、750間柱區(qū)和800礦柱區(qū)，其呈立體式的上下分布，如圖3所示。

回采礦柱的鄰近保護建筑物可以分為露天和地下兩部分。露天部分包括3號豎井井塔及其周圍附屬設施，其中最近的為3號井辦公區(qū)，爆心距離為451.3 m。地下部分包括主運輸巷道、斜坡道、破塊機硐室、溜井、回風井以及相關設備設施等，其中最近的為39線溜井破塊機硐室位于800水平3號礦體，與礦柱相連，爆心距離為45.4 m。經(jīng)過實地勘察發(fā)現(xiàn)，鄰近采空區(qū)的礦柱圍巖已經(jīng)發(fā)生明顯的變形和破壞，并且還在繼續(xù)發(fā)展。750中段間柱與礦柱兩側的圍巖接觸帶存在應力集中的情況，在采動影響和800中段礦柱及頂柱的共同作用下有可能導致整體崩塌，嚴重威脅到采區(qū)的安全生產(chǎn)，并且還會影響礦柱的回采率，造成資源的巨大浪費。

2 礦柱回采爆破技術方案

根據(jù)3～6#礦體800中段礦柱與750中段間柱涉及的頂板、待回采礦柱、采空區(qū)、底板及下方采場的位置關系，初步確定2種爆破技術方案。方案一：分次爆破。分別依次爆破各個待回采礦柱。方案二：整體爆破。各個待回采礦柱設置一定的合理延時后，一次性整體爆破。

上述2種方案在安全、技術、經(jīng)濟和施工等方面綜合分析的基礎上，結合回采礦柱體積、臨近采空區(qū)體積的爆破補償空間安全驗算、爆破氣體壓縮程度和空氣沖擊波峰值超壓分析，確定采用方案二的整體一次性爆破方案。采用該方案需要在水平方向和垂直方向設置不同的延時和起爆順序，同時優(yōu)化爆破方案，實現(xiàn)爆破技術協(xié)同治理采空區(qū)并回采礦柱。確定后的爆破技術方案如下。

第一，在750底板預留一定厚度存窿礦石，作為爆破塌落巖石的緩沖層，以保護750底板。

第二，一次性整體爆破所有待回采礦柱，即先起爆750頂板區(qū)。750頂板區(qū)爆破結束后，延時一定時間再起爆750間柱區(qū)。750間柱區(qū)爆破結束后，延時一定時間最后起爆800礦柱區(qū)。各個礦柱依據(jù)垂直方向從下至上、水平方向和各水平垂直方向設置一定延時交替起爆。排間延期設置一定延時，各水平間也設置一定延時。起爆形式類似“樓房拆除塌落式”爆破方法。

3 爆破參數(shù)設計

3.1 基本爆破參數(shù)

根據(jù)實際采礦爆破技術設計，初步確定：炸藥采用乳化炸藥和粉狀乳化炸藥，起爆器材采用數(shù)碼電子雷管和起爆具，炮孔直徑φ90 mm，最小抵抗線W=2 m，孔底距a=2.5 m，鄰近系數(shù)m=2.5 m，孔口充填長度為2～4 m，若炮孔存在透孔現(xiàn)象或超深過長孔底充填長度2.5～4 m。

3.2 最優(yōu)炸藥單耗的數(shù)值模擬分析

根據(jù)待回采礦柱的巖石條件，選擇了1.22、1.27、1.32、1.37和1.42 kg/m3 5種不同的炸藥單耗，并采用ANSYS/LS-DYNA有限元數(shù)值模擬軟件進行數(shù)值模擬分析確定其選擇。在模型的前后部分都設置為無反射邊界，并采用了流固耦合算法。炸藥的設置采用了11號ALE算法，而礦巖的設置采用了1號LAGRANGE算法。數(shù)值模型如圖4所示。

試驗測得礦巖力學參數(shù)見表2。

巖石采用MAT_JOHNSON_HOLMQUIST_CONCRETE模型，因為在中深孔爆破時，巖石是在高溫、高壓的條件下瞬間產(chǎn)生大應變而產(chǎn)生破壞，該模型能較好地表現(xiàn)巖石這種脆性材料在此條件下的受力狀態(tài)，具體材料參數(shù)見表3。

炸藥狀態(tài)方程材料常數(shù)和具體模型材料參數(shù)見表4。

基于上述模型模擬，分析上述5種不同炸藥單耗下爆區(qū)內(nèi)礦巖的等效應力大小以及不同單耗對爆破破巖效果的影響。模擬結果不同單耗模擬的應力波傳播規(guī)律基本一致。在此僅展示單耗為1.32 kg/m3時等效應力隨時間變化的云圖，等效應力隨時間變化可大致分為6個階段：應力產(chǎn)生階段、應力疊加階段、應力擴大階段、應力衰減階段、應力再擴大階段和應力再衰減階段。

隨著加載時間的增加，不同時間段內(nèi)炮孔周圍應力變化規(guī)律如下：在0 ms時第一排炮孔起爆，4.996 ms時炸藥爆炸產(chǎn)生的應力波在起爆點周圍擴展，形成局部高應力區(qū);在9.999 ms時，炸藥爆炸在炮孔周圍產(chǎn)生的高應力區(qū)急速擴展，扇形炮孔孔間形成的局部高應力區(qū)出現(xiàn)重疊現(xiàn)象，疊加的高應力區(qū)應力顯著增大;在19.997 ms時，高應力區(qū)持續(xù)擴大并充滿扇形炮孔孔間，應力也隨之變大;炮孔兩側的應力波也逐漸擴展至更遠處;在59.993 ms左右，第一排炮孔的應力開始逐漸衰減，炮孔附近的高應力區(qū)隨之減小，并且漸變?yōu)榈蛻^(qū);在100 ms時第二排炮孔起爆，110 ms左右第二排炮孔起爆產(chǎn)生的應力與第一排炮孔殘余應力疊加作用，使第一排炮孔周圍礦巖的應力再次增大;在160 ms左右，第二排炮孔起爆的應力進入衰減狀態(tài)，第一排炮孔周圍礦巖的應力也隨之減小，高應力區(qū)再次漸變?yōu)榈蛻^(qū)。

后續(xù)各排炮孔起爆的應力傳播規(guī)律與前兩排基本一致，均會經(jīng)歷應力產(chǎn)生、應力疊加、應力擴大、應力衰減、應力再擴大和應力再衰減6個階段，直到8排炮孔全部起爆至應力完全衰減，如圖5所示。

為驗證炮孔底部區(qū)域礦巖是否有效破碎，在數(shù)值模型的各排炮孔孔底位置上設置了8個記錄單元A（1893）～H（1929），用于監(jiān)測該位置的等效應力變化。如圖6所示，圖中框線內(nèi)為需要破碎的礦巖區(qū)域。圖7顯示了通過LS-PrePost后處理軟件獲取的單耗為1.32 kg/m3時記錄單元A～H的等效應力時程曲線。

不同炸藥單耗起爆時，A～H的單元最大等效應力見表5。

不同炸藥單耗起爆時，I～Q的單元最大等效應力、振速峰值數(shù)據(jù)見表6。

根據(jù)礦巖的物理力學性質(zhì)試驗和計算得到礦巖的單軸靜態(tài)抗拉強度為16.77 MPa，動態(tài)抗拉強度為83.85 MPa。綜合分析表5和表6的數(shù)據(jù)表明：單耗為1.22 kg/m3和1.27 kg/m3時，扇形炮孔孔底區(qū)域礦巖的最大等效應力小于83.85 MPa，單耗偏低，無法保證整體礦巖的破碎效果;單耗為1.37 kg/m3和1.42 kg/m3時，采空區(qū)底板的振速峰值已超過爆破振動安全允許標準25 cm/s，單耗偏高。因此，綜合待回采礦柱條件和類似工程經(jīng)驗的評估，并結合數(shù)值分析，確定1.32 kg/m3為均單耗。實際上，由于采用臨孔交錯裝藥結構，各排炮孔的炸藥單耗并不完全相同。本文僅提供了800礦柱區(qū)820水平炮孔的單耗示例，見表7。

采用模擬優(yōu)化確定的單耗計算出792水平第26排參數(shù)見表8，且裝藥結構如圖8所示。

4 起爆網(wǎng)絡設計

排間延時時間直接影響爆破效果和爆破振動效應，因此在炸藥平均單耗基礎上，對5種不同排間延時（50、75、100、125和150 ms）進行數(shù)值模擬試驗分析。本文僅給出排間延時100 ms的不同時刻等效應力云圖如圖9所示。

圖9為第1排炮孔至第8排炮孔從起爆到應力衰減的全過程。在0 ms時，第1排炮孔起爆，約4.997 ms時，炸藥爆炸引發(fā)應力波向外擴散，形成局部高應力區(qū);約9.998 ms時，高應力區(qū)持續(xù)擴大并朝第2排炮孔方向傳播，伴隨著應力增加，炮孔兩側的應力波逐漸蔓延至更遠處;約14.992 ms時，第1排炮孔的應力開始逐漸減小，炮孔附近的高應力區(qū)逐漸減弱，并漸變?yōu)榈蛻^(qū);在100 ms時，第2排炮孔起爆，104.990 ms至110 ms，隨著第2排炮孔的應力增加，兩排炮孔間形成的局部高應力區(qū)發(fā)生疊加，疊加區(qū)域的應力顯著增加，隨后開始衰減。隨后各排炮孔的起爆應力傳播規(guī)律與前兩排基本相同。

排間延時的改變將對爆破引起的采空區(qū)圍巖最大等效應力和振速峰值產(chǎn)生不同影響，并直接影響爆破效果。為了確定最佳排間延時，以確保合理的爆破效果并控制爆破振動對采空區(qū)穩(wěn)定性的影響，對采空區(qū)底板的最大等效應力和振速峰值進行了分析。將不同排間延時記錄單元I～Q的最大等效應力和振速峰值統(tǒng)計于表9可知，排間延時為50、75、100、125和150 ms時采空區(qū)底板各記錄單元的最大等效應力分別為5.19、5.36、5.73、5.93和6.22 MPa;振速峰值分別為44.74、43.11、16.25、30.76和24.13 cm/s。

由表9可知，排間延時的增加導致爆破振動對采空區(qū)底板造成的最大等效應力不斷增大。另外，振速峰值的大小也隨排間延時的增加呈現(xiàn)先減小再增大再減小的趨勢。綜合考慮等效應力峰值和振速峰值，為了降低爆破振動對采空區(qū)穩(wěn)定性的影響，確定排間延時100 ms作為最優(yōu)排間延時。

起爆網(wǎng)絡采用數(shù)碼電子雷管起爆系統(tǒng)。爆破網(wǎng)路延時設計見表10。

待回采礦柱爆破參數(shù)匯總見表11。

5 爆破安全設計

5.1 爆破振動和塌落振動安全設計

5.1.1 爆破振動安全設計

通過爆破振動監(jiān)測實驗，利用最小二乘法求解薩道夫斯基公式中的系數(shù)，分析和擬合待回采礦柱爆破振動的傳播規(guī)律為

V=K（Q1/3/R）α ， （1）

式中：R為爆心距，m;α為衰減系數(shù)，α=1.4;K為與介質(zhì)性質(zhì)、爆破方法、爆破條件有關的系數(shù)，K=67;Q為一次最大起爆藥量。

通過對待回采礦柱周邊被保護建筑物的調(diào)查和分析，并結合爆破振動監(jiān)測試驗得出的爆破振動傳播規(guī)律中系數(shù)K=67和衰減系數(shù)α=1.4，得出不同礦柱對最近被保護物爆破振動安全設計驗算，本文僅給出驗算值最大爆破振動質(zhì)點速度驗算，見表12。

表10 各個礦柱總體延時統(tǒng)計表

5.1.2 塌落振動安全設計

爆破后礦柱塌落，對底板具有一定沖擊作用，既要考慮崩落礦柱沖能引起的塌落振動，還要考慮崩落礦柱下落勢能引起的塌落振動。

1）沖能塌落振動安全設計。

按觸地沖量計算爆破振動速度，計算公式為

， （2）

式中：I為爆破體觸地沖量，N·m，I=M（2gh）1/2;R為塌落觸地區(qū)至保護建筑物的距離，m;M為爆破體的質(zhì)量，kg;h為爆破體的重心高度，m;g為重力加速度，9.8 N/kg。不同礦柱對最近被保護物沖能塌落振動安全設計驗算，由于篇幅有限，僅給出驗算值最大沖能塌落振動質(zhì)點速度驗算，見表13。

2）勢能塌落振動安全設計。

按觸地勢能計算爆破振動速度，計算公式為

， （3）

式中：G為爆破體觸地勢能，N·m，G=Mgh;R為塌落觸地區(qū)至保護建筑物的距離，m;M為爆破體的質(zhì)量，kg;h為爆破體距離地面高度，m;g為重力加速度，9.8 N/kg。對于不同礦柱對最近被保護物勢能塌落振動安全設計驗算，由于篇幅有限，僅給出驗算值最大勢能塌落振動質(zhì)點速度驗算，見表14。

由于待回采礦柱起爆順序采取逐段起爆，爆破振動不會造成疊加，且塌落物觸地沖擊均為逐漸沖擊，而非一次直接沖擊，理論計算考慮為起爆體總體直接沖擊地面，且施工區(qū)周邊存在大量空區(qū)，且周邊巖性種類繁雜，爆破振動和塌落振動傳播衰減快，振動傳播值較小，因此根據(jù)經(jīng)驗計算可知爆破振動和塌落振動會遠遠小于計算值，對周邊建筑物無影響。

5.2 巷道保護、排氣通道和封堵措施

為了防止爆破沖擊波和爆破壓縮氣體對地下巷道、硐室、天井、溜井或地下采場造成破壞和影響，根據(jù)不同水平巷道的地形地貌和重點保護構筑物，以及設備設施的分布情況，采取以下封堵、排氣通道規(guī)劃和保護措施：①沙袋和渣土用于連接巷道，構成不小于15 m的阻波墻;②天井、溜井等豎井結構進行加固和保護;③重點保護構筑物和設備設施實施拆改、加固和填充等防護措施。

6 爆破效果及分析

6.1 礦柱回采效果

根據(jù)礦山生產(chǎn)溜井的格篩大小對爆破大塊率進行評價，對爆破后的爆堆照片采用塊度分析軟件Split-Desktop4.0進行分析處理，礦山以往大塊率為8%左右，通過方案優(yōu)化爆破大塊率降低至4%左右，爆破大塊率統(tǒng)計見表15。

6.2 爆破振動監(jiān)測結果

對白音諾爾鉛鋅礦3～6#礦體的采空區(qū)頂板、底板、圍巖以及地表進行了爆破振動監(jiān)測。根據(jù)地下實測數(shù)據(jù)，最大振速峰值為14.39 cm/s，低于GB 6722—2014《爆破安全規(guī)程》中對地下礦山巷道安全允許標準25 cm/s。地表實測數(shù)據(jù)顯示，最大振速峰值為0.102 cm/s，低于一般民用建（構）筑物安全允許標準2.5 cm/s。因此，可以確定爆破振動對地下和地表的安全穩(wěn)定性沒有造成影響。

6.3 礦柱回采后采空區(qū)現(xiàn)場調(diào)查

第一，爆破產(chǎn)生的氣壓未沖開破壞各段封堵墻，設置的排氣通道效果優(yōu)良，達到設計預期。

第二，爆破回采礦柱完成后水平采空區(qū)頂板900 m處并未產(chǎn)生破壞現(xiàn)象。

第三，爆破回采礦柱完成后地下巷道、管道及設施均未遭到破壞，與礦柱回采前相比無變化。

第四，礦柱完全按照爆破設計崩落，采空區(qū)頂板及周邊圍巖未發(fā)生冒落和失穩(wěn)塌方，重點保護巷道、硐室、管道和設施未遭到破壞，現(xiàn)場勘察顯示采空區(qū)穩(wěn)定性良好。

7 結論

1）爆破效果顯示，回采礦柱完全崩落至采空區(qū)。預留存窿的緩沖作用使崩落礦渣對750底板和下部采場沒有任何影響，從而保障了下部采區(qū)的安全生產(chǎn)。

2）爆破回采礦柱完成后，地下巷道、管道及設施均未受損，與回采前幾乎無變化。礦柱按設計崩落，采空區(qū)頂板及周邊圍巖未發(fā)生冒落和失穩(wěn)塌方，保護了巷道、硐室、管道和設施的完整性?，F(xiàn)場勘察表明，采空區(qū)的穩(wěn)定性良好。

3）在現(xiàn)場實施中，應用了優(yōu)化的爆破參數(shù)，其中炸藥單耗為1.32 kg/m3，排間延時為100 ms。實際爆破效果良好，礦石大塊率降至約4%。

4）地下爆破振動質(zhì)點速度監(jiān)測顯示，最大峰值為14.39 cm/s，地表爆破振動質(zhì)點速度監(jiān)測顯示，最大峰值為0.102 cm/s，均低于GB 6722—2014《爆破安全規(guī)程》規(guī)定的安全允許標準。

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第一作者簡介：高兆全（1978-），男，高級工程師。研究方向為礦區(qū)開采和爆破工程。

*通信作者：何文斌（1986-），男，工程師。研究方向為爆破工程。