大紅山鐵礦無底柱分段崩落法爆破參數優化研究

劉曉軍 徐萬壽 陳旭 楊小平

（玉溪大紅山礦業有限公司）

1 研究背景

大紅山鐵礦井下400 萬t/a 主礦體采用國際先進、國內領先的高分段、大間距無底柱分段崩落開采[1]，一期（400 m 以上）分段高度20 m，進路間距20 m，二期（400 m 以下）部分分段高度達到了30 m。大紅山鐵礦于2016 年—2019 年在二期采礦東上采區370 m 分段和340 m 分段組織了第一次高分段大間距（30 m×20 m）無底柱分段崩落采礦法爆破參數優化，在炮孔直徑為Φ102 mm 的條件下，將正排落礦排距從2.4 m 優化至2.6 m（東上北采區）和2.8 m（東上南采區）。

隨著二期持續生產采礦工程的推進，爆破參數逐步暴露出了一些問題，如大塊率偏高（＞5%），礦石回采率偏低≤80 %，前排中孔爆破后沖易破壞后排孔等。因此大紅山鐵礦進一步開展了爆破參數優化試驗與研究，通過對結構參數30 m×20 m 及結構參數20 m×20 m 的鑿巖爆破參數進一步優化，實現340 m 分段向320 m 及下部分段結構參數過渡的回貧指標最優，降低中深孔爆破回采環節的大塊率、貧化率及開采成本，提高井下礦石回采率，同時為二期鑿巖爆破參數的選擇和改進提供可靠的技術支撐，具有十分重要的意義。

2 試驗開展情況

2.1 試驗地點

試驗地點選取東上采區340 m、320 m 分段正?；夭蛇M路，其中340 m 分段段高30 m，320 m分段段高20 m。

具體選擇為340 m 分段北采區656 進路、657 進路，南采區351 進路、452 進路、453 進路；320 m 分段北采區552 進路、553 進路、541進路、542 進路，南采區554 進路、451 進路、452 進路。

2.2 地質情況

實驗區域礦體屬于A32E—A38′勘探線之間的Ⅱ1 礦體，礦體東高西低，南北翹起，東西向傾角16°—18°，礦體南邊下盤為紅山組第一段變鈉質熔巖、曼崗河組第四段白云石大理巖及輝長輝綠巖，礦體北邊下盤為紅山組第一段變鈉質熔巖及輝長輝綠巖，礦體西邊為紅山組第二段石榴綠泥角閃片巖、白云石鈉長石巖，穿過礦體有FⅠ-2、FⅡ-1、FⅡ-2 三條較大斷層，礦巖總體硬度系數8 ～12，穩固性較好。

340 m 分段實驗進路選取地質條件良好，無大斷層影響地段，礦體高度28 m—30.4 m，其中東上北采區657 進路有少部分夾石層，351 進路第53、54 排頂部5 m 處有約10 m 厚圍巖夾石層侵入，在回采爆破過程中無法剔除，導致礦石貧化率升高，綜合出礦品位下降。二期東上采區340 m 分段實驗排位圖見圖1。

圖1 二期東上采區340 m 分段實驗排位圖

320 m 分段實驗排位選取采區中部，地質品位較好，無斷層地段。礦體高度25-28 m，無夾石層侵入，整體品位較好。東上采區320 m 分段實驗排位平面圖見圖2。

圖2 東上采區320 m 分段實驗排位平面圖

2.3 試驗參數選取

根據炸藥單耗確定排距[2]、[3]。

每排炮孔裝藥量計算公式：Q=L×N×Y式中：Q—每排炮孔的裝藥量，單位kg；

L—每排中深孔孔深，單位m；（對應不同孔底距，段高20 m 時的炮孔深分別為190.89 m/ 排，212.96 m/ 排，233.26 m/ 排，235.7 m/排，267.18 m/ 排；段高30 m 時的炮孔深分別為246.67 m/ 排，293.87 m/ 排，301.53 m/ 排，305.75 m/排，342.01 m/排）

N—線裝藥密度，單位kg/m；（102 mm 孔徑取值9.4 kg/m）

Y—炮孔利用率，單位%。（取值85 %）

排距計算公式：W=Q/（q×S×r）

式中：W—計算的排距，單位m；

Q—每排炮孔的裝藥量，單位kg；

q—炸藥單耗，單位kg/t；取值（0.35，0.4，0.45，0.5，0.55）

S—每排炮孔控制面積，單位m2；（段高20 m 平均取值455.52 m2/排，段高30 m 平均取值592.24 m2/排）

r—礦石體重，單位t/m3。（取值為3.5、3.7 、3.87）

根據以上參數及公式計算，結合前期控制大塊率的生產經驗，340 m 分段試驗排距選取2.6 m、2.8 m+ 孔底距2.8～3.0 m 兩組參數作為對比；320 m 分段為主要試驗分段，選取試驗排距2.6 m、2.8 m、3 m+ 孔底距2.7～2.9 m、2.9～3.1 m 六組參數。炮孔排面設計及裝藥結構參數見圖3。

圖3 炮孔排面及裝藥結構圖

2.4 裝藥數據

各試驗排位中深孔實測及裝藥數據記錄見表1。

表1 試驗排位中深孔實測及裝藥數據記錄

從裝藥情況可看出，實際崩礦步距基本與設計相符，僅453 進路-56 排、552 進路-4、-5 排眉線口被破壞，排距有一定誤差；中深孔實測完好率平均約95 %，裝藥長度、填塞長度與設計參數相差不大，實際裝藥量符合設計，線裝藥密度平均達到9.5 kg/m。

2.5 礦石取樣跟蹤

采用鏟運機進行三點式出礦，確保應有鏟裝深度及礦石均勻落下。試驗小組成員現場全程跟蹤出礦取樣并做好記錄工作，按照鏟運機每出礦約100 t（10 鏟）取一次礦樣，足300 t（約30 鏟）時做作為一個綜合樣（不少于3 kg）送至化驗室進行化驗。

3 試驗數據分析

根據一年多的現場試驗數據收集計算的技術經濟指標見表2。

表2 試驗數據收集計算的技術經濟指標

為簡化爆破試驗，減少試驗影響因素，同時根據實際的排面界限限制，孔底距均處于礦山現有的成熟孔底距2.7 m—3.1 m 之間，故在此不再單獨作為因素進行分析。通過借助折線圖對比分析可得出以下結論：

（1）在相同的條件下，隨著崩礦步距的增大，廢石混入率呈降低的趨勢，采出礦石品位呈上升的趨勢。

（2）在礦石賦存情況（礦石高度）一致的情況下，2.6 m 排距的實際回采率要優于排距2.7 m、2.8 m 和3 m 的回采率，回采率有隨著崩礦步距的增大而降低的趨勢。

（3）在崩落礦巖品位相近的條件下，隨著崩礦步距的增大，炸藥單耗呈下降趨勢（局部受炮孔合格率影響存在一定差異），采礦成本也必然相應的呈降低趨勢。

（4）炮孔合格率有隨著排距的增加而提高的趨勢，大塊率有隨著崩礦步距的增大而增大的趨勢[4]。

綜上，無論是在結構參數為30 m×20 m 還是20 m×20 m 的無底柱分段崩落采礦法中，回采率、廢石混入率和炸藥單耗均隨排距的加大而降低，大塊率和炮孔合格率均隨排距的加大而提高；排距2.6 m 時各項指標最優。

4 經濟效益測算

本次爆破參數優化研究得出，320 m 及以下各分段的最優排距是2.6 m，東上北采區原應用排距為2.6 m，因此今后無需變更排距。東上南采區原應用排距為2.8 m，320 m 以下各分段的排距需調為2.6 m。爆破參數優化以后創造的經濟效益主要可分為兩塊：

一是節省中深孔鑿巖費用：東上南采區將排距從2.8 m 變更為2.6 m，理論上中孔鑿巖費用更高，但因2.6 m 排距下礦石回采率亦更高，經計算每噸采出礦石可降低中深孔鑿巖費用0.76 元，按年采供250 萬t 鐵原礦，每年可節省中深孔費用0.76×250=190 萬元。

二是節省火工材料節省費用：東上南采區將排距從2.8 m 變更為2.6 m，理論上中孔鑿巖費用更高，但因2.6 m 排距下礦石回采率亦更高，經計算每噸采出礦石降低了火工材料費用0.47元，按年采供250 萬t 鐵原礦，每年可節省火工材料費用 0.47×250=117.5 萬元。

綜合上述兩項，爆破參數優化后每年可創造經濟效益合計307.5 萬元。

5 存在的問題

由于試驗過程中是采用鏟運機的鏟數計量，各鏟的裝滿程度不一樣，出礦量存在一定的計量誤差；試驗過程中采用人工取樣，受環境制約和人員取樣技能差異影響，取樣和化驗的品位均會存在一定誤差；現場不同進路地質條件不一樣，受斷層節理等不良地質因素影響，導致個別進路爆破放礦效果較差。這些因素都對試驗結果產生了一定的影響。

6 建議

根據本次開展的爆破參數優化試驗過程中的一些經驗來看，今后在爆破生產組織過程中還需做好以下幾方面：

一是加強裝藥過程監管，落實孔口部分交錯堵塞，增加排位中間部分密集孔的堵塞長度（從6 m 增至8～9 m），減少每排炮孔中間以下的裝藥密度，如此可在一定程度上避免每排下半部份礦巖因炸藥密度過大造成過度擠壓或對后排眉線口沖擊破壞、避免降低礦巖流動性而出現高吊或立墻。

二是切實執行排內孔間采用微差爆破（中間3～5 孔為第一段起爆，兩邊剩余炮孔為第二段起爆），同時將本分段中深孔孔底與上分段采空區的邊界安全間距從2 m 調減至1.5 m，可降低孔底大塊的產生，以改善爆破效果。

三是在采準工作中需加強中深孔鑿巖前的測量放線精度管控，采場內要求有準確的測量控制點，控制點損壞要及時修補，以測量控制點為基準畫出每一排炮孔的準確排位線，確保采礦爆破質量。

7 結語

通過在東上采區開展爆破參數優化正交試驗及數據的收集對比分析，最終確定了在大紅山鐵礦無論是在結構參數為30 m×20 m 還是20 m×20 m 的無底柱分段崩落采礦法中，排距2.6 m 時各項指標最優，為后續的鑿巖爆破參數選擇和改進提供了可靠的技術支撐。