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中图分类号：TD861.1 文章识别码： 文章编号：
[关键词] 采场结构参数；布孔参数；孔底起爆；低贫损放矿
[摘 要] 18矿组无底柱分段崩落法采矿工艺中的采场结构参数、布孔参数、炮孔布置形式、起爆方式和放矿方式进行优化与改进后，贫化率、损失率、采矿炸药单耗及生产能力等主要技术经济指标均有明显的改善和提高。
1、引言
18矿组是板石矿业公司主要铁矿石生产基地之一，井下开采，采用沿走向布置无底柱分段崩落法进行矿石回采。矿组走向北东，走向长300m，倾向西北，倾角50～70°，平均为55°，倾斜延深最深达-70米标高，平均厚度30～70m，矿石硬度f=12～14 ，围岩硬度f=9～11。金属矿物以磁铁矿为主，其次为少量磁赤铁矿、赤铁矿、黄铁矿，脉石矿物以石英、角闪石为主。自投产以来，采矿工艺中暴露出以下问题。
（1） 爆破大块率高，悬顶、立槽时有发生。大块率平均为28% ，采场回采进路悬顶率达30 %。
（2） 矿石损失率、贫化率指标偏高， 损失率为25.49%～28% ，贫化率为24.6%～31.4%。
（3） 炸药单耗偏高， 采矿炸药单耗为0.6780～0.8219kg/ t 。
（4） 生产能力低，没有达到设计能力。
2 、改进的措施和方法
2、1 改变采场结构参数
分段高度和回采进路间距是主要的采场结构参数，也是影响采准系数主要因素。采准系数为每一千吨采出矿石量所需掘进的采准、切割巷道米数。其表达式为：
K1 = ΣL / T
式中：ΣL ———一个场中采准巷道与切割巷道的总长度，m ；
T ———采场的采出矿石量，kt 。
由上式可以看出，为了减少采准系数，必须减少采准巷道与切割的总长度。18矿组原设计分段高度10m ，回采进路间距12.5m。为了降低采准系数，将采场结构参数进行了调整，分段高度由10m 增加至12m，回采进路间距由12.5m 减小到12m ，从630 中段至510中段开始采用这种结构参数。从630 中段至570中段将原设计的620、610、600、590、580、570六个分段改为618、606、594、582、570五个分段，一个中段的开采可节约一个分段的采切工程量。630中段至570中段设计采出矿量为174 万t ，若采用10m ×12.5m 结构，采切工程总量为23000m ， 采准系数为13.22m/ kt ；采用12m ×12m 结构，采切工程总量为18000m ，采准系数为10.34m/ kt ，降低21.74% ，吨矿节约采准切割工程量0.0029m ，费用5.75元。
2、2改变爆破孔网参数
18矿组采用YGZ - 90 型凿岩机进行凿岩，孔径d = 60mm。以前选用的爆破孔网参数为：最小抵抗线W = 1.5m ；孔底距a = 1.6～1.8m ，是按经验公式W =（25～35） d ， a = （111～112） W 选取的。这种孔网参数属于“大抵抗线小孔底距”参数。大块率高达28 % ，其主要原因是由于孔底距过小，抵抗线过大，爆破时沿炮孔连线方向的裂隙迅速扩展接通，孔间首先穿透形成切缝，岩体内的径向裂隙和环向裂隙还没有得到充分发育就被拉开，爆轰气体从切缝泄出造成的。因此，在选择参数时应使抵抗线与孔底距合理匹配，当沿炮孔连线方向的裂隙扩展接通的同时，使抵抗线以内岩体中的裂隙也能得到充分发育，这种条件下的孔底密集系数等于2 ，即孔底距为最小抵抗线的两倍时，崩落矿岩的块度较为均匀。
2、3炮孔布置形式
所谓炮孔布置形式，是指在一定的爆破参数（炮孔直径，最小抵抗线，孔底距） 的条件下，如何布置每一排炮孔以及如何协调排炮与排炮之间的炮孔相对位置。布置炮孔时应遵循以下原则：
①保证边孔有效爆破； ②视边界约束条件确定孔底深度； ③相同边孔角。根据以上原则，爆破参数应按表1 参数布置。同时为了有效地利用炸药的爆轰能量，改善爆破效果，排与排之间要交错进行布置。
表1 布孔参数
参数 炮孔边孔角 孔底到爆破边界的距离/米
巷道边界 爆破形成边界 实体壁边界
数值 50 1.0～1.2 0.3～0.8 0
2、4 起爆方式
起爆方式对爆破效果有直接的影响，在按相同的爆破孔网参数和炮孔施工的中深孔，采用不同的起爆方式，爆破效果明显不同，投产初期， 18矿组沿用传统的扇形中深孔孔口起爆工艺。几年来的生产实践证明，孔口起爆方式，不仅爆破效果差，大块率高，而且悬顶时有发生，眉线破坏严重，从而影响了采场的生产能力，增加了采矿成本。为了减少大块率，降低炸药单耗，对起爆方式进行改进，废除传统的导爆索孔口起爆工艺，推广应用微差毫秒导爆管孔底起爆新工艺。所谓孔底起爆，就是将起爆药包置于炮孔底部，并且是雷管的聚能穴指向孔口方向，也称为反向起爆，其装药结构如图2 所示。
图1 孔底起爆装药结构图
1—孔底安全起爆装置；2—非电毫秒雷管；3—导爆管；4—铵油炸药
由于起爆点的前方装药起了堵塞作用，致使爆轰气体产物能以全部能量向介质作功。爆轰气体从孔底传到孔口这段较长时间内处于封闭的空间膨胀，故对介质的静态作用强度大且时间长，提高了炸药的能量利用率，孔底部位的岩石得到充分破碎，降低了大块率，
2、5放矿方式
18矿组无底柱分段崩落法采场一直采用截止品位的放矿方式。这种放矿方式的出矿过程可分为两个阶段，前一阶段放出的矿石为纯矿石，其放到一定数量后，出矿口出现废石，进入第二阶段纯矿石掺杂着废石放出称为贫化放出。在贫化放出期间，随着放矿的进行，放出矿石中的废石含量不断增大，矿石品位不断降低，当矿石品位降低到截止品位时，停止放矿。采用截止品位的放矿方式，单个步距放出的矿石量最多，单个分段残留于采场内的矿石量最少，每个步距都放出一些废石，整个矿块废石混入总量大，造成矿石贫化率大。
废石混入率的计算式为：
y = （ C - Cc） / （ C - Cy） ×100 %
式中： C ———矿石的地质品位；
Cc ———采出矿石品位；
Cy ———废石品位。
Cj ———截止品位
以4矿房采场为例， C = 35.84 % ， Cy =9.02 % ， Cc = Cj = 26 % ，截止品位放出时废石混入率为：
y = （ 35.84 – 26 ） / （ 35.84 – 9.02 ） ×100 % = 36.69 %。
由此可见，废石混入率高是截止品位放矿方式存在的主要问题，也是造成贫化率偏高的直接原因。要想降低贫化率，必须改进放矿方式降低废石混入率。
3、改进的效果
无底柱分段崩落法改进后主要技术经济指标得到提高： ①大块率明显降低，由28 %降低至6.9 %～10 %； ②损貧指标有所改善，损失率由平均26.77 %降低到平均18.9 % ，贫化率由平均为28 %降至平均为24.3 %； ③炸药单耗明显降低， 由平均炸药单耗为0.765kg/ t ， 降至平均采矿炸药单耗为0.5998kg/ t ， 平均每年节约采矿炸药费用49.56 万元； ④生产能力逐年提高，平均年出礦量为57.28 万t 。
18矿组通过对无底柱分段崩落法的改进，主要技术经济指标均有明显提高，在今后的生产实践中，对无底柱分段崩落法将进一步的改进和完善，使18矿组的主要技术经济指标达到国内同行业先进水平。
[关键词] 采场结构参数；布孔参数；孔底起爆；低贫损放矿
[摘 要] 18矿组无底柱分段崩落法采矿工艺中的采场结构参数、布孔参数、炮孔布置形式、起爆方式和放矿方式进行优化与改进后，贫化率、损失率、采矿炸药单耗及生产能力等主要技术经济指标均有明显的改善和提高。
1、引言
18矿组是板石矿业公司主要铁矿石生产基地之一，井下开采，采用沿走向布置无底柱分段崩落法进行矿石回采。矿组走向北东，走向长300m，倾向西北，倾角50～70°，平均为55°，倾斜延深最深达-70米标高，平均厚度30～70m，矿石硬度f=12～14 ，围岩硬度f=9～11。金属矿物以磁铁矿为主，其次为少量磁赤铁矿、赤铁矿、黄铁矿，脉石矿物以石英、角闪石为主。自投产以来，采矿工艺中暴露出以下问题。
（1） 爆破大块率高，悬顶、立槽时有发生。大块率平均为28% ，采场回采进路悬顶率达30 %。
（2） 矿石损失率、贫化率指标偏高， 损失率为25.49%～28% ，贫化率为24.6%～31.4%。
（3） 炸药单耗偏高， 采矿炸药单耗为0.6780～0.8219kg/ t 。
（4） 生产能力低，没有达到设计能力。
2 、改进的措施和方法
2、1 改变采场结构参数
分段高度和回采进路间距是主要的采场结构参数，也是影响采准系数主要因素。采准系数为每一千吨采出矿石量所需掘进的采准、切割巷道米数。其表达式为：
K1 = ΣL / T
式中：ΣL ———一个场中采准巷道与切割巷道的总长度，m ；
T ———采场的采出矿石量，kt 。
由上式可以看出，为了减少采准系数，必须减少采准巷道与切割的总长度。18矿组原设计分段高度10m ，回采进路间距12.5m。为了降低采准系数，将采场结构参数进行了调整，分段高度由10m 增加至12m，回采进路间距由12.5m 减小到12m ，从630 中段至510中段开始采用这种结构参数。从630 中段至570中段将原设计的620、610、600、590、580、570六个分段改为618、606、594、582、570五个分段，一个中段的开采可节约一个分段的采切工程量。630中段至570中段设计采出矿量为174 万t ，若采用10m ×12.5m 结构，采切工程总量为23000m ， 采准系数为13.22m/ kt ；采用12m ×12m 结构，采切工程总量为18000m ，采准系数为10.34m/ kt ，降低21.74% ，吨矿节约采准切割工程量0.0029m ，费用5.75元。
2、2改变爆破孔网参数
18矿组采用YGZ - 90 型凿岩机进行凿岩，孔径d = 60mm。以前选用的爆破孔网参数为：最小抵抗线W = 1.5m ；孔底距a = 1.6～1.8m ，是按经验公式W =（25～35） d ， a = （111～112） W 选取的。这种孔网参数属于“大抵抗线小孔底距”参数。大块率高达28 % ，其主要原因是由于孔底距过小，抵抗线过大，爆破时沿炮孔连线方向的裂隙迅速扩展接通，孔间首先穿透形成切缝，岩体内的径向裂隙和环向裂隙还没有得到充分发育就被拉开，爆轰气体从切缝泄出造成的。因此，在选择参数时应使抵抗线与孔底距合理匹配，当沿炮孔连线方向的裂隙扩展接通的同时，使抵抗线以内岩体中的裂隙也能得到充分发育，这种条件下的孔底密集系数等于2 ，即孔底距为最小抵抗线的两倍时，崩落矿岩的块度较为均匀。
2、3炮孔布置形式
所谓炮孔布置形式，是指在一定的爆破参数（炮孔直径，最小抵抗线，孔底距） 的条件下，如何布置每一排炮孔以及如何协调排炮与排炮之间的炮孔相对位置。布置炮孔时应遵循以下原则：
①保证边孔有效爆破； ②视边界约束条件确定孔底深度； ③相同边孔角。根据以上原则，爆破参数应按表1 参数布置。同时为了有效地利用炸药的爆轰能量，改善爆破效果，排与排之间要交错进行布置。
表1 布孔参数
参数 炮孔边孔角 孔底到爆破边界的距离/米
巷道边界 爆破形成边界 实体壁边界
数值 50 1.0～1.2 0.3～0.8 0
2、4 起爆方式
起爆方式对爆破效果有直接的影响，在按相同的爆破孔网参数和炮孔施工的中深孔，采用不同的起爆方式，爆破效果明显不同，投产初期， 18矿组沿用传统的扇形中深孔孔口起爆工艺。几年来的生产实践证明，孔口起爆方式，不仅爆破效果差，大块率高，而且悬顶时有发生，眉线破坏严重，从而影响了采场的生产能力，增加了采矿成本。为了减少大块率，降低炸药单耗，对起爆方式进行改进，废除传统的导爆索孔口起爆工艺，推广应用微差毫秒导爆管孔底起爆新工艺。所谓孔底起爆，就是将起爆药包置于炮孔底部，并且是雷管的聚能穴指向孔口方向，也称为反向起爆，其装药结构如图2 所示。
图1 孔底起爆装药结构图
1—孔底安全起爆装置；2—非电毫秒雷管；3—导爆管；4—铵油炸药
由于起爆点的前方装药起了堵塞作用，致使爆轰气体产物能以全部能量向介质作功。爆轰气体从孔底传到孔口这段较长时间内处于封闭的空间膨胀，故对介质的静态作用强度大且时间长，提高了炸药的能量利用率，孔底部位的岩石得到充分破碎，降低了大块率，
2、5放矿方式
18矿组无底柱分段崩落法采场一直采用截止品位的放矿方式。这种放矿方式的出矿过程可分为两个阶段，前一阶段放出的矿石为纯矿石，其放到一定数量后，出矿口出现废石，进入第二阶段纯矿石掺杂着废石放出称为贫化放出。在贫化放出期间，随着放矿的进行，放出矿石中的废石含量不断增大，矿石品位不断降低，当矿石品位降低到截止品位时，停止放矿。采用截止品位的放矿方式，单个步距放出的矿石量最多，单个分段残留于采场内的矿石量最少，每个步距都放出一些废石，整个矿块废石混入总量大，造成矿石贫化率大。
废石混入率的计算式为：
y = （ C - Cc） / （ C - Cy） ×100 %
式中： C ———矿石的地质品位；
Cc ———采出矿石品位；
Cy ———废石品位。
Cj ———截止品位
以4矿房采场为例， C = 35.84 % ， Cy =9.02 % ， Cc = Cj = 26 % ，截止品位放出时废石混入率为：
y = （ 35.84 – 26 ） / （ 35.84 – 9.02 ） ×100 % = 36.69 %。
由此可见，废石混入率高是截止品位放矿方式存在的主要问题，也是造成贫化率偏高的直接原因。要想降低贫化率，必须改进放矿方式降低废石混入率。
3、改进的效果
无底柱分段崩落法改进后主要技术经济指标得到提高： ①大块率明显降低，由28 %降低至6.9 %～10 %； ②损貧指标有所改善，损失率由平均26.77 %降低到平均18.9 % ，贫化率由平均为28 %降至平均为24.3 %； ③炸药单耗明显降低， 由平均炸药单耗为0.765kg/ t ， 降至平均采矿炸药单耗为0.5998kg/ t ， 平均每年节约采矿炸药费用49.56 万元； ④生产能力逐年提高，平均年出礦量为57.28 万t 。
18矿组通过对无底柱分段崩落法的改进，主要技术经济指标均有明显提高，在今后的生产实践中，对无底柱分段崩落法将进一步的改进和完善，使18矿组的主要技术经济指标达到国内同行业先进水平。