CN108955434A

CN108955434A - 一种大红山群铁矿中深孔爆破回采方法

Info

Publication number: CN108955434A
Application number: CN201810854110.2A
Authority: CN
Inventors: 赏克强; 徐万寿; 赵灵君; 马文标; 杨锦山
Original assignee: Yuxi Dahongshan Mining Co Ltd
Current assignee: Yuxi Dahongshan Mining Co Ltd
Priority date: 2018-07-30
Filing date: 2018-07-30
Publication date: 2018-12-07
Anticipated expiration: 2038-07-30
Also published as: CN108955434B

Abstract

本发明公开一种大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，包括沿矿体高度方向依次划分多个爆破分层，延矿块延伸方向布置回采巷道，在回采巷道的顶部岩层以排距2.8m平行设置扇形排布的扇形炮孔，扇形炮孔的孔径为φ102mm、孔底距为2.7～3.0m的炮孔布置步骤；在上述扇形炮孔中设置装有延时毫秒雷管的起爆药包，在孔外设置起爆雷管，向孔内填充炸药后爆破落矿的步骤装药爆破；爆破落矿后，采用铲装设备出矿的出矿步骤。本发明根据大红山群红山组铁矿的岩性特点，通过采用增大排距至2.8m等优化参数布置扇形炮孔，有效提高爆破落矿量和减少炸药单耗，同时有效控制采场废石混入率及大块率，从而提高出矿品位和减低爆破安全风险及采矿成本。

Description

一种大红山群铁矿中深孔爆破回采方法

技术领域

本发明属于采矿技术领域，具体涉及一种有效提高爆破落矿量和减少炸药单耗，同时有效控制采场的废石混入率及大块率，从而提高出矿品位和减低爆破安全风险及采矿成本的大红山群铁矿中深孔爆破回采方法。

背景技术

大红山群出露于云南绿汁江断裂以西的新平县戛洒—老厂—大红山一带，以及腰街漠沙，绿汁江断裂以东的元江县岔河、摄科、罗底、牛尾巴冲、石屏热水塘、东家域、东川县小溜口等地，为浅变质岩系。其中，大红山群红山组铁矿为浅灰色块状含磁铁变钠质熔岩，主要岩性为绢云母化变钠质熔岩、灰绿色绿泥石化变钠质熔岩、钠长石化变钠质熔岩。其下部为灰绿色角闪变钠质熔岩；中部为浅灰绿色条纹条带状角闪黑云白云石大理岩，层位不稳定；上部为浅灰色块状变钠质熔岩。大红山群红山组铁矿的矿体形态变化大，多呈似层状产出。矿石自然类型以磁铁矿、赤铁矿、磁赤铁矿和赤磁铁矿为主。

中深孔爆破是目前广泛应用于矿山剥离、矿山落矿、水利工程及铁路开挖等工程的主要爆破方式。中深孔爆破落矿效果的好坏点接影响到矿出生产的安全、劳动生产率、作业成本以及各项技术经济指标。但是，现有技术中的中深孔爆破落矿仍然存在由于大块率高导致的二次破碎量大、二次爆破频繁，从而使采矿生产率低、增加了爆破事故的隐患和恶化了作业条件；另外，还存在一次爆破材料消耗大、贫化损失高导致的采矿成本高等问题。现有爆破理论认为：爆破后岩石破坏总是沿着最小耗能的方向发展的原理，各排炮孔之间先被击穿，当爆生气体沿炮孔排面聚集量过多时，爆破剩余能量不足以破碎崩离母体的矿石时，便会出现“隔墙”现象，这是产生大块的主要原因。因此，一般认为，在其它条件一定的情况下，扇形炮孔应采用较大的孔底距和较小的排距，以增大炮孔密集系数(m)来减小“隔墙”现象出现的范围，以此获得降低爆破落矿的大块率。为此，世界各国学者通过研究，认为增大炮孔密集系数(m)至2～8是降低大块率和爆破单耗的重要措施。现有技术的井下中深孔爆破一般采用的炮孔密集系数(m)基本上在0.8～1.2之间，所以被认为是不能很好地控制矿石块度和大块率、爆破炸药单耗偏高的主要原因。

目前，大红山群红山组铁矿在回采过程中，根据理论确定的爆破参数在运用时存在一定的弊端。主要体现在爆破时经常出现后一排孔被破坏，爆破出矿后出现埋孔等现象，从而导致爆破组织困难；中深孔完好性较差导致爆破后大块率较高，出矿效率低，且二次解炮频繁，存在较大的安全风险；排距的不合理导致回采过程中废石提前混入，贫化快，金属回收率不高。

发明内容

本发明的目的在于提供一种有效提高爆破落矿量和减少炸药单耗，同时有效控制采场的废石混入率及大块率，从而提高出矿品位和减低爆破安全风险及采矿成本的大红山群铁矿中深孔爆破回采方法。

本发明目的是这样实现的，包括炮孔布置、装药爆破、出矿步骤，具体包括：

A、炮孔布置：沿矿体高度方向依次划分多个爆破分层，延矿块延伸方向布置回采巷道，在回采巷道的顶部岩层以排距2.8m平行设置扇形排布的扇形炮孔，每排扇形炮孔的孔径为φ102mm、孔底距为2.7～3.0m；

B、装药爆破：在上述扇形炮孔中设置装有延时毫秒雷管的起爆药包，在孔外设置起爆雷管，向孔内填充炸药后爆破落矿；

C、出矿：爆破落矿后，采用铲装设备出矿。

本发明与现有技术相比具有以下有益效果：

1、本发明根据大红山群红山组铁矿的岩性特点，在保持孔底距不变的情况下，通过采用增大排距至2.8m等优化参数布置扇形炮孔，在减小炮孔密集系数(m)的情况下，使爆破能量在炮孔间发生作用的同时对炮孔正前方爆破自由面方向的岩体也发生作用，岩体内裂隙得到充分发育，从而有效降低爆破落矿的大块率，同时提高爆破落矿量和减少炸药单耗。

2、本发明能在提高金属回收率的同时，采场的废石混入率及大块率也得到了很好的控制，提高了出矿品位及出矿效率的同时也降低了二次解炮的成本。

3、本发明通过采用2.8m的排距布置扇形炮孔，降低了爆破对眉线口的破坏，降低了出矿及装药时的安全风险，同时较大的排距爆破时对后排孔的破坏减轻，从而降低了大块率，减少了二次解炮的次数，降低了二次解炮带来安全风险。

因此，本发明与现有技术中的中深孔爆破落矿方法相比，米崩矿量由18.3t/m提高至21.4t/m以上，炸药单耗可从0.4 kg/t降至0.35kg/t，采场废石混入率由45.2%降低至32.7%，实际回收率由71.8%提高至89.5%，大块率由6.1%降低至4.3%，能够有效提高爆破落矿量和减少炸药单耗，同时有效控制采场的废石混入率及大块率，从而提高出矿品位和减低爆破安全风险及采矿成本。

附图说明

图1为本发明扇形炮孔孔网参数示意图；

图2为实施例1和2之第-11排设计剖面图；

图中：1-回采巷道，2-炮孔，3-上层回采巷道，4-上层采空区，5-相邻进路间安全间距，6-扇形炮孔之孔底距离上分层采空区边界，7-断层。

具体实施方式

下面结合附图和实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，依据本发明的教导所作的任何变更或替换，均属于本发明的保护范围。

本发明包括炮孔布置、装药爆破、出矿步骤，具体包括：

C、出矿：爆破落矿后，采用铲装设备出矿。

所述A步骤中爆破分层的高度为30m，所述回采巷道位于相应爆破分层的矿块下部，所述同一爆破分层内的多条回采巷道位于同一水平面上。

所述A步骤中以穿脉切割槽为界沿回采巷道逐排平行设置扇形炮孔，所述扇形炮孔中的第一排炮孔距穿脉切割槽边界1.5m。

所述A步骤中的回采巷道宽为6m、高4.1m，所述回采巷道中的中间凿岩机芯高2.1m且两边凿岩机芯度为1.94m，所述回采巷道中两边的凿岩机芯距中间凿岩机芯均为0.6m且边孔角45±2°。

所述A步骤中的扇形炮孔之孔底距离上分层采空区边界1.8±0.1m且相邻进路间中深孔的安全间距为1.5±0.1m。

所述B步骤中每排扇形炮孔的炸药填充量分别间隔由孔底填充至距离孔口2±0.1m、6±0.1m处停止。

所述B步骤中每排扇形炮孔之边缘炮孔的炸药填充量由孔底填充至距离孔口2±0.1m处停止。

所述B步骤中的炸药为混合型炸药且平均装药密度为1.0～1.05g/cm³、平均装药系数0.7～0.8。

所述B步骤中在炮孔的孔底和孔中分别设置装有延时毫秒雷管的起爆药包，所述延时毫秒雷管的聚能穴朝向孔底方向。

所述B步骤中孔外设置的起爆雷管与孔内延时毫秒雷管相连接，所述延时毫秒雷管的延期时间为50～300ms，所述炮孔内的两个毫秒雷管延期时间相同。

实施例1

云南省玉溪大红山矿业公司二期东上采区属于大红山群红山组岩性铁矿，其370m分层进入大规模回采阶段，370m至400m分层设计开采分层高度30m，采场炮孔排位以370m-3#穿脉切割槽为界，东边为正排，西边为负排。矿体开采以采用无底柱分层崩落法开采合采部分为主，根据采矿方法的要求，合采部分总体按由上而下的顺序开采。但在回采过程中，前期确定的爆破参数在运用时存在一定的弊端。主要体现在爆破时经常出现后一排孔被破坏，爆破出矿后出现埋孔等现象，从而导致爆破组织困难；中深孔完好性较差导致爆破后大块率较高，出矿效率低，且二次解炮频繁，存在较大的安全风险；排距的不合理导致回采过程中废石提前混入，贫化快，金属回收率不高。采用本发明方法与现有技术方法进行凿岩爆破试验，具体爆破落矿过程如下：

1、沿矿体高度方向370m至400m分层设计开采分层高度30m，然后在370m分层的矿块下部延矿块延伸方向的442#进路布置宽6m、高4.1m的回采巷道，在回采巷道的顶部岩层采用Sandvik DL421-15C凿岩台车施工，分别以排距2.4m、2.6m、2.8m，钻孔直径φ102mm、孔底距为2.7～3.0m、炮孔密集系数为0.94，沿442#进路平行设置共计37排中深孔扇形炮孔；其中，排孔编号以370m-3#切割槽为界向西为-1排至-37排［第-1排为加强排，扇形炮孔距切割槽边界为1.5m，第-2排~-9排排距为2.4m，第-10排为2.6 m，第-11排为2.8 m（炮孔参数及装药要求如表1，其它排参数如表1），第-12、-13排为2.6 m，第-14、-15排为2.8 m，第-16排为2.6m，第-17排为2.8 m，第-18、-19排为2.6 m，第-20、-21排为2.8 m，第-22至-37排为2.4m］，排位方位角157°0′0″，回采巷道中的中间凿岩机芯高2.1m，两边凿岩机芯度为1.94m，两边的机芯距中间机芯均为0.6m，边孔角45±2°，孔底距为2.7~3.0m。中深孔孔底距离上分段采空区边界为1.8±0.1m，相邻进路间中深孔的安全间距为1.5±0.1m。37排中深孔扇形炮孔设计孔深共计12420.2m，其中设计最深孔38.8m。

2、在上述扇形炮孔的孔底和孔中分别设置装有聚能穴朝向孔底方向、延时50～300ms并同时起爆的含延时毫秒雷管的起爆药包，并在在孔外设置与延时毫秒雷管导线相连接的起爆雷管；然后将平均装药密度为1.0～1.05g/cm³、平均装药系数0.7～0.8的混合型炸药转入上述扇形炮孔中，扇形炮孔的炸药填充量分别间隔由孔底填充至距离孔口2±0.1m、6±0.1m处停止，其中每排扇形炮孔之边缘炮孔的炸药填充量由孔底填充至距离孔口2±0.1m处停止。随后爆破落矿。

3、爆破落矿后，采用铲装设备出矿。

实施例2

实验条件如实施例1，用本发明方法与现有技术方法进行凿岩爆破试验，具体爆破落矿过程如下：

1、沿矿体高度方向370m至400m分层设计开采分层高度30m，然后在370m分层的矿块下部延矿块延伸方向的443#进路布置宽6m、高4.1m的回采巷道，在回采巷道的顶部岩层采用Sandvik DL421-15C凿岩台车施工，分别以排距2.4m、2.6m、2.8m，钻孔直径φ102mm、孔底距为2.7～3.0m、炮孔密集系数为0.94，沿443#进路平行设置共计37排中深孔扇形炮孔；其中，排孔编号以370m-3#切割槽为界向西为-1排至-37排［第-1排为加强排，扇形炮孔距切割槽边界为1.5m，第-2排~-9排排距为2.4m，第-10排为2.6 m，第-11排为2.8 m（炮孔参数及装药要求如表1，其它排参数如表1），第-12、-13排为2.6 m，第-14、-15排为2.8 m，第-16排为2.6m，第-17排为2.8 m，第-18、-19排为2.6 m，第-20、-21排为2.8 m，第-22至-37排为2.4m］，排位方位角157°0′0″，回采巷道中的中间凿岩机芯高2.1m，两边凿岩机芯度为1.94m，两边的机芯距中间机芯均为0.6m，边孔角45±2°，孔底距为2.7~3.0m。中深孔孔底距离上分段采空区边界为1.8±0.1m，相邻进路间中深孔的安全间距为1.5±0.1m。37排中深孔扇形炮孔设计孔深共计孔深12916.7m，其中设计最深孔41.9m。

表1 炮孔参数及装药要求

3、爆破落矿后，采用铲装设备出矿。

对实施例1和2的实验过程，现场实测不同试验条件下的崩矿步距、孔深并记录装药量，查看不同试验条件下爆破后现场眉线口破坏程度及爆堆成形效果并进行对比，出矿过程中进行爆堆取样，统计出不同试验条件下的回收矿石量及大块个数，取样的同时记录好爆堆品位变化及废石的混入情况，根据现场统计的数据计算不同试验条件下的金属回收率、贫化率、回贫差、大块率等指标（表2所示）。

表2 落矿指标对比表

1、采用本发明的2.8m排距与现有技术相比，米崩矿量可由原来的18.3t/m提高至21.4t/m，则每吨矿石的中深孔成本可降低123.62/18.3-123.62/21.4=0.99元（中深孔单价123.62元/m），二期东上采区每年产出矿量按340万t计算，每年可节省中深孔成本340×0.99=337万元。

2、爆破参数优化后的炸药单耗可从0.4 kg/t降至0.35kg/t，每吨矿可节约炸药成本（0.4-0.35）×10.5=0.53元（炸药单价10500元/t）。东上采区每年产出矿量按340万t计算，则每年可节约爆破成本340×0.53=180万元。

3、采用2.8m排距与现有技术相比，仅就二期东上采区合计每年可节约采矿成本337+180=517万元。

4、本发明的铁矿回采过程中，采场废石混入率及大块率得到了很好的控制，提高了出矿品位的同时也降低了二次解炮的成本。

本发明的铁矿回采过程，降低了爆破对眉线口的破坏，降低了出矿及装药时的安全风险，同时较大的排距爆破时对后排孔的破坏减轻，从而降低了大块率，减少了二次解炮的次数，降低了二次解炮带来安全风险。

Claims

1.一种大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于包括炮孔布置、装药爆破、出矿步骤，具体包括：

A、炮孔布置：沿矿体高度方向依次划分多个爆破分层，延矿块延伸方向布置回采巷道，在回采巷道的顶部岩层以排距2.8m平行设置扇形排布的扇形炮孔，每排扇形炮孔的孔径为φ102mm、孔底距为2.7～3.0m、炮孔密集系数为0.94；

C、出矿：爆破落矿后，采用铲装设备出矿。

2.根据权利要求1所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述A步骤中爆破分层的高度为30m，所述回采巷道位于相应爆破分层的矿块下部，所述同一爆破分层内的多条回采巷道位于同一水平面上。

3.根据权利要求2所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述A步骤中以穿脉切割槽为界沿回采巷道逐排平行设置扇形炮孔，所述扇形炮孔中的第一排炮孔距穿脉切割槽边界1.5m。

4.根据权利要求3所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述A步骤中的回采巷道宽为6m、高4.1m，所述回采巷道中的中间凿岩机芯高2.1m且两边凿岩机芯度为1.94m，所述回采巷道中两边的凿岩机芯距中间凿岩机芯均为0.6m且边孔角45±2°。

5.根据权利要求4所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述A步骤中的扇形炮孔之孔底距离上分层采空区边界1.8±0.1m且相邻进路间中深孔的安全间距为1.5±0.1m。

6.根据权利要求1至5任意一项所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述B步骤中每排扇形炮孔的炸药填充量分别间隔由孔底填充至距离孔口2±0.1m、6±0.1m处停止。

7.根据权利要求6所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述B步骤中每排扇形炮孔之边缘炮孔的炸药填充量由孔底填充至距离孔口2±0.1m处停止。

8.根据权利要求7所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述B步骤中的炸药为混合型炸药且平均装药密度为1.0～1.05g/cm³、平均装药系数0.7～0.8。

9.根据权利要求7所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述B步骤中在炮孔的孔底和孔中分别设置装有延时毫秒雷管的起爆药包，所述延时毫秒雷管的聚能穴朝向孔底方向。

10.根据权利要求9所述大红山群铁矿中深孔爆破回采方法，其特征在于所述B步骤中孔外设置的起爆雷管与孔内延时毫秒雷管相连接，所述延时毫秒雷管的延期时间为50～300ms，所述炮孔内的两个毫秒雷管延期时间相同。