一种软破顶板矿体回采的顶板控制爆破方法与流程

本发明涉及一种地下矿山采矿方法，具体涉及一种软破顶板矿体回采的顶板控制爆破方法。

背景技术：

近年来，随着社会对铝土矿产资源需求的不断增加和易采地表资源日趋枯竭，我国已由露天开采进入地下开采。根据铝土矿的赋存条件，铝土矿石坚硬稳固，而其直接顶板层薄、页理发育、性软、易碎，抗压强度极低，生产过程中顶板揭露即垮落，严重影响采场安全。国内目前铝土矿山井下采用的全面采矿法，由于顶板垮塌造成工作面无法工作而导致的矿石损失量非常大，因此，在生产过程中需要预留200~300mm的矿石护顶层，然而传统的普通浅孔落矿的爆破法，不是超挖就是欠挖，难以实现预留规整的薄矿石护顶层，即使勉强留下了护顶层却常因爆破震裂而达不到支护顶板的强度要求。

技术实现要素：

本发明的目的在于提供一种能有效预留矿石护顶，维护采场顶板安全，提高矿石回采率，适用于顶板不稳固而矿体坚硬稳固，需要留设矿石护顶的顶板控制爆破方法。

本发明提供的这种软破顶板矿体回采的顶板控制爆破方法，采用控制爆破技术，通过微差爆破把控制爆破层以下的矿石崩落，预留矿石护顶层，以维护采场安全，包括以下步骤：

（1） 确定爆破断面后，在直接顶板与矿体的边界线近下方横向布置一排控制爆破孔，在控制爆破孔的下方纵向布置若干列主炮孔；

（2） 根据步骤（1）确定的孔位进行打孔，使各爆破孔的方向相互平行，主炮孔的深度大于控制爆破孔的深度；

（3） 给主炮孔按设计的装药密度按连续装药结构装药，给控制爆破孔按间隔装药结构装药；

（4） 装药完成后对炮孔进行封堵，通过导爆管和微差雷管采用串联方式进行起爆连网；

（5）从近自由面处的主炮孔开始，按纵向逐列引爆主炮孔，最后引爆控制爆破孔向下压矿，使爆破后留下的矿石护顶底面平整并留下半炮孔眼痕。

所述控制爆破孔的位置处于直接顶板与矿体边界线下方的200~300mm处，相邻的控制爆破孔按400~600mm的间距布置，光爆层厚度为800~900mm。

相邻排所述主炮孔之间的间距为1000mm左右，每排主炮孔的相邻炮孔之间的间距为1200~1500mm。

所述控制爆破孔和主炮孔的孔深控制在1800~2000mm，主炮孔的深度比控制爆破孔的深度深200mm左右。

所述控制爆破孔的开眼位置在设计断面轮廓线上允许沿轮廓线作出误差不大于5cm的调整，各炮眼方向应相互平行，其偏移误差不超过5%。

所述主炮孔的眼口排距、行距误差均不大于10cm。

所述控制爆破孔和主爆破孔均采用装药杆装药。

本发明在矿体直接顶板与矿体边界线的近下方布置控制爆破孔，在控制爆破孔的下方布置主爆破孔，将各爆破孔采用串联方式进行起爆连网，采用微差爆破工艺，先后将主爆破孔和控制爆破孔进行引爆。这样可以使开挖面平整，减少对围岩的扰动，岩石无破碎，减少了裂隙，可以大大减少超欠挖量，实现矿石护顶层留设，既保护了顶板，又降低贫化率，实现有效地预留矿石护顶，维护采场顶板安全，防止顶板垮塌，提高回采率，同时有效减少顶板废石混入，降低矿石贫化率。

附图说明

图1为本发明的立面布置示意图。

图2为图1中的B-B示意图。

图3为图1中的C-C示意图。

图4为控制爆破孔的装药结构示意图。

图5为主爆孔的装药结构示意图。

图中各序号：1-控制爆破孔；2-主炮孔；3-顶板；4-矿石护顶层；5-回采矿石；6-导爆管；7-炮泥；8-空气柱；9-2号岩石膨化硝铵炸药；10-微差雷管。

具体实施方式

以河南某铝土矿为例，该矿矿体呈近东西向长条状展布，东西连续长3000m，南北宽200m～700m，平均宽度350m，矿体面积约1.3km²。矿层厚0.43m～52.79m，平均5.70m，主要由铝土矿石组成，在其顶部或中间局部有薄层粘土矿。矿石抗压强度为66.15MPa～132.87MPa，平均内摩擦角为40°42ˊ，矿层属于坚硬岩石，矿层稳固性良好。

矿层直接顶板为粘土页岩，层薄、页理发育、性软、易碎，表现出遇水膨胀的特点，抗压强度极低，地下开采需支护，防止冒顶塌落。

间接顶板为太原组（C₃t）下段粗粒砂岩，主要由石英组成，硅质胶结紧密，裂隙不发育，据测定，抗压强度大于89.5MPa，属坚硬岩石，可作地下开采牢固的顶板。如局部裂隙发育时，须进行支护。

由于矿体价值不高，而且地表不允许陷落，排除充填和崩落采矿方法，适宜矿体的采矿方法只能为空场采矿方法。

本实施例采用软破顶板矿体回采的顶板控制爆破方法来安全回采本矿山，采用控制爆破技术，通过微差爆破把控制爆破层以下的矿石崩落，预留200~300mm的矿石护顶层，以维护采场安全。具体步骤如下：

（1）喷漆布置炮眼

先确定爆破断面，再根据直接顶板与矿体的边界线向下偏移200~300mm并按400~600mm的间距横向布置一排控制爆破孔1，然后由控制爆破线按800~900mm的距离布置主炮孔2，主炮孔2垂直于凿岩工作面按竖排布置，排间距1000mm左右、炮孔间距1200~1500mm左右布置，如图1至图3所示。具体参数可根据现场断面情形确定；

（2）凿岩

按步骤（1）喷漆所确定的位置打眼，各爆破孔的深度控制在1800~2000mm。其中，控制爆破孔1的开眼位置在设计断面轮廓线上允许沿轮廓线调整，但其误差不得大于5cm，炮眼方向应相互平行，其偏移误差不超过5%；主炮孔2的深度宜比控制爆破孔深200mm，眼口排距、行距误差均不大于10cm；

（3）装药及起爆连网方式

主炮孔2采用连续装药结构，按设计的装药密度进行装药，如图5所示。本实施例的主爆孔的装药密度为0.6kg/m。

控制爆破孔1为间隔装药结构，本实施例的控制爆破孔的装药密度为0.3kg/m左右。相邻的药卷之间形成隔离空气柱，图4所示。相邻药卷之间的间隔很关键，间隔小了达不到控制爆破的要求，间隔大了可能造成传爆失灵而无法引爆后面的炸药，因此需要严格控制。本实施例采用装药杆来精确控制控制爆破孔中相邻炸药卷之间的间隔，控制爆破孔中采用装药杆的装药过程如下：装第一卷炸药时，将装药杆顶到头，在装药杆上标记其孔口位置，在装药杆上按炸药长度及空气间隔长度之和做标记，第二卷炸药用装药杆推送至标记处即可，其余炸药卷的推送依此类推。

主炮孔中采用装药杆装药时，通过装药杆将每个药卷依次推入，注意感觉到后一个药卷接触前一个药卷时停止用力，以免因压实而降低炸药的敏感度，从而影响爆破性能。

当所有的炮孔装药完成后，将各炮孔采用炮泥进行封堵后将所有炮孔采用串连方式进行起爆连网：每排炮孔采用一根导爆管将各孔串联，在每排炮孔的最后一个炮孔处布置一根导爆管连接的微差雷管。各炮孔串联的方式以保证所有炮孔均能起爆，以避免因个别炮孔拒爆带来的安全隐患；

（4）起爆

通过微差雷管从近自由面开始纵向逐列爆破主炮孔2，使控制爆破孔1最后一次性引爆向下压矿。

爆破后留下200mm左右的矿石护顶层4，顶板平整并留下半炮孔眼痕，崩落矿石破碎，大块率较少。