利用硐室爆破技术形成覆盖层处理地下矿山采空区的方法

摘要

一种利用硐室爆破技术形成覆盖层处理地下矿山采空区的方法，通过根据采空区赋存状态，监测顶板的稳定性及安全厚度、确定缓冲层安全厚度、爆破方案的优化选择、硐室位置的布置方式、爆破参数的选择、各硐室装药量计算、起爆药包的制作加工及安放、起爆顺序及爆破网络联线、爆破后岩石方量验算及硐室爆破后围岩稳定性监测的方法，用崩落岩石充填采空区，在空区上部形成岩石保护垫层，缓解甚至消除应力集中现象，防止了上部围岩突然大量冒落时冲击气浪和机械冲击对采准巷道、采掘设备和人员的危害。崩落顶部围岩形成覆盖层以后，对于矿柱中各分层的矿石，采用截止品位放矿方式和巷道全断面出矿方法最大限度的回收矿石，矿柱的回收率可达到65％。

说明书

技术领域

本发明涉及一种地下矿山处理采空区的方法，具体指一种利用硐室爆破技术形成覆盖层处理地下矿山采空区的方法。

背景技术

目前，国内在有色金属矿山采矿中，采用空场法的比例较大，据不完全统计，空场法采矿占一半以上，并且由于采矿机械化程度的不断提高，无轨设备和无人驾驶遥控设备的大量投入使用，使得空场法的应用越来越广，空场法仍将是今后有色金属矿山生产中应用的主要采矿方法。

根据空场法采矿工艺，矿房回采结束后会留下大量采空区，由于充填成本较高，多数矿山都暂不处理采空区，导致部分间柱不能回收，造成永久损失，矿产资源浪费严重。

硐室爆破技术具有：1、可以在短期内完成大量土石方的挖运工程，有利于加快工程施工速度。2、与其它爆破工艺比较，其凿岩工程量少，相应的设备、工具及材料和动力消耗也少。3、所需的机具简单轻便，一些小工程甚至可以用人工完成。4、工效高，具有节省大量劳动力的优点。这些都使其在露天矿基建初期、大型公路、铁路的开挖、堆筑尾矿区、挖堑沟及平整场地等方面得到了广泛的应用。但是，利用硐室爆破技术处理地下矿山采空区的报道却很少。

发明内容

本发明提供一种利用硐室爆破技术形成覆盖层处理地下矿山采空区的方法，本发明成本低，对矿山覆盖层的形成和消除空区隐患、构建安全生产体系可奠定良好的基础。

所采用的技术方案为：一种利用硐室爆破技术形成覆盖层处理地下矿山采空区的方法，具体步骤如下： 

 根据采空区赋存状态，监测顶板的稳定性及安全厚度：

取所述采空区上盘围岩处的矿岩送实验室作岩石抗拉强度、岩石单轴抗压强度、矿岩弹性变量能指数、矿岩弹性变形能指数的测定；并利用所得的各项参数，采用结构力学、厚跨比法、长宽比梁板法、有限数值模拟法对采空区顶板稳定性及合理性进行分析研究，确定采空区顶板的安全厚度；经过计算，一般采空区高度与顶板成一次线性增长，最佳为：空场宽度50~60m，采场高度为50m时，顶板的安全厚度为6~18m；

 通过计算，确定缓冲层安全厚度：

根据伊缅尼托夫提出的缓冲层厚度计算经验公式计算缓冲层的安全厚度，并根据采空区的体积可以得出所需废石的方量，在此基础上确定硐室爆破方案；

 爆破方案的优化选择：

根据中测定的矿岩力学参数及中确定的缓冲层安全厚度，用松动爆破、抛掷爆破和定向爆破联合爆破崩落围岩，形成废石覆盖层，以达到处理采空区和构建下部采矿安全体系的目的；具体：主要在靠近采空区上盘围岩15~35m处开掘一条硐室联络道，然后，按照采空区赋存大小和形成覆盖层厚度的要求沿采空区一侧布置集中药包，药包硐室与联络道之间采用小断面巷道相连；

 硐室位置的布置方式：

硐室布置的原则为：如果采空区体积在20~30万m³以下，采用单层、单排布置方式；如果采空区体积超过30万m³以上，采用双层单排混合布置；

 爆破参数的选择：

最小抵抗线W(m)：选择药包的最小抵抗线，是布药的核心问题，其值一般取15～30m；

标准爆破炸药消耗量K（kg/m³）：K是常数，一般为0.5~0.9 kg/m³，岩石坚硬，取大值，相反，取小值；

爆破作用指数n：一般取0.75～1，与最小抵抗线有关，最小抵抗线取大值时，相应爆破作用指数取大值，相反，则取小值；

药包间距a（m）： ；

上破裂半径R（m）： ；

下破裂半径R＇（m）： ，

β为破坏系数，它与地面坡角φ（°）有关，对于坚硬岩石时，，对于软岩、次软岩时； 

 各硐室装药量计算：

采用抛掷和加强松动爆破的装药量：， 

式中：Q为单硐室内装药量，kg，

e为炸药的换算系数，对2号岩石炸药e=1.0，对铵油炸药e=1.0~1.15，

式中K、W、n字母含义同中的所述；

 起爆药包的制作加工及安放：

起爆体用1～2cm厚的木板，做成可装20～30kg炸药的长方体木箱；选用优质、密度均匀的乳化炸药，保证起爆体内炸药密度为1.0g/cm³；起爆体加工时，应将6发同一段别的导爆管雷管装入3枚起爆弹内，每枚内各装两发，然后置于起爆体炸药中央，并固定好雷管，将雷管脚线引出起爆体，以备使用；

硐室按设计药量装药时，将已加工好的起爆体放入药包中央，起爆体下面铺设 “米”字型的导爆索并延伸至整个药包的四周，保证爆破时瞬时将能量传至整个药包；

 起爆顺序及爆破网络联线：

按照爆破补偿空间和设计要求，利用毫秒雷管的延时性按先后顺序依次起爆，爆破网络采用复式起爆网络；敷设复式起爆网络时，将导爆索在塑料管的保护之下穿过巷道堵塞物；

爆破后岩石方量验算：

硐室爆破后，待围岩安全稳定时对爆破现场进行查勘，以验算爆破岩石方量是否符合设计方量，采用多面临空地形的爆堆计算爆破后岩石方量；

硐室爆破后围岩稳定性监测：

主要检测硐室爆破后围岩是否达到应力的二次平衡，不出现的大范围的垮落就是稳定，零星冒落属正常状态。

本发明具有工艺简单，安全性高，成本低、效果显著的特点，用崩落岩石充填采空区，在空区上部形成岩石保护垫层，缓解甚至消除应力集中现象，防止了上部围岩突然大量冒落时冲击气浪和机械冲击对采准巷道、采掘设备和人员的危害。崩落顶部围岩形成覆盖层以后，对于矿柱中各分层的矿石，采用截止品位放矿方式和巷道全断面出矿方法最大限度的回收矿石，矿柱的回收率可达到65％。因此本发明对矿山覆盖层的形成、充分回收矿产资源、构建矿山安全生产体系奠定了良好的基础。

附图说明

图1为本发明所采用的多面临空地形的爆堆计算示意图。

具体实施方式

    下面对本发明的具体实施方式及有益效果作进一步详细的说明。

一种利用硐室爆破技术形成覆盖层处理地下矿山采空区的方法，具体步骤如下：

 根据采空区赋存状态，监测顶板的稳定性及安全厚度：

取所述采空区上盘围岩处的矿石送实验室作岩石抗拉强度、岩石单轴抗压强度、矿岩弹性变量能指数、矿岩弹性变形能指数力学参数的测定；并利用所得的各项参数，采用结构力学、厚跨比法、长宽比梁板法、有限数值模拟法对采空区顶板稳定性及合理性进行分析研究，确定采空区顶板的安全厚度；经过计算，一般采空区高度与顶板成一次线性增长，最佳为：空场宽度50~60m，采场高度为50m时，顶板的安全厚度为6、8、10、12、14、16或18m。

 通过计算，确定缓冲层安全厚度：

根据伊缅尼托夫提出的缓冲层厚度计算经验公式计算缓冲层的安全厚度，根据采空区的体积可以得出所需废石的方量，在此基础上确定硐室爆破方案；具体计算公式为：，式中：h_b 为缓冲层厚度，m；k_c为缓冲层岩石粗糙系数，k_c=6.6×10^-2d_a（d_a为岩石的平均直径，取0.5m），m；H为缓冲层到采空区顶板高度，m；L为顶板崩落层厚度，m；F₀为顶板崩落层面积，m²；F为顶板暴露面积，m²。

 爆破方案的优化选择：

根据以上测定的矿岩力学参数及缓冲层安全厚度，参照国内外典型处理采空区的方法，根据工程建设的要求以及矿山具体的地质、地下采空区赋存条件，结合实践经验，提出一种经济合理、技术可行、安全可靠的硐室爆破技术方案，该技术方案集成了松动爆破、抛掷爆破和定向爆破三项技术来崩落围岩，形成废石覆盖层，以达到处理采空区和构建下部采矿安全体系的目的；具体：主要在靠近采空区上盘围岩15、20、25、30或35m处开掘一条硐室联络道，该距离过大，不但加大药室容积而且无法保证爆破的松动和抛掷作用；该距离过小，靠近采空区上盘实施工程存在一定的安全隐患。然后，按照采空区赋存大小和形成覆盖层厚度的要求沿采空区一侧布置集中药包，药包硐室与联系道之间采用1.2m×1.5m（长×高）的小断面巷道相连。

 硐室位置的布置方式：

根据工程具体要求和爆破原理，结合抛掷爆破、松动爆破、定向爆破以及硐室爆破技术的特点，根据采空区的赋存状态以及废石覆盖层要求达到的具体效果，使硐室布置的原则为：如果采空区赋存体积不大，在20~30万m³以下，采用单层、单排布置方式，爆破工程量小，爆破网络相对简单易操作；如果采空区赋存体积超过30万m³以上，单层硐室爆破后不能形成满足要求的覆盖层时，采用双层单排混合布置，这样爆破效果更佳，并且爆破时产生的岩块大小较均匀。

 爆破参数的选择：

最小抵抗线W(m)：选择药包的最小抵抗线 ，是布药的核心问题，其具体取值，决定于设计者的经验和个人偏好，一般取15、20、25、或30m。

标准爆破炸药消耗量K（kg/m³）：K是常数，根据经验以及松动爆破性质以及岩石的坚硬程度，一般为0.5~0.9 kg/m³，岩石坚硬，取大值，相反，取小值。

爆破作用指数n：一般取0.75～1，与最小抵抗线有关，最小抵抗线取大值时，相应爆破作用指数取大值，相反，则取小值。

药包间距a（m）： ，

上破裂半径R（m）： ，

下破裂半径R＇（m）： ，

上述公式中：β为破坏系数，它与地面坡角φ（°）有关，对于坚硬岩石，对于软岩、次软岩；W为最小抵抗线，m；n为爆破作用指数。

上述采用的公式均从露天硐室爆破引入，根据现场实践优化而成。其中：药包的最小抵抗线W，露天硐室爆破中其值一般不大于50m，综合考虑地下硐室爆破补偿空间、施工工程量和技术经济效果等因素，并且通过大量的现场实践最终确定药包的最小抵抗线取值在15～30m之间；爆破作用指数n的选取，对于露天硐室爆破的多面临空地形抛掷爆破时取1～1.25，加强松动爆破时取0.7～0.8，本方法经大量实践后，经验取值为0.75～1。因此，本发明对露天硐室爆破中所采用的公式更好的应用于地下矿山硐室爆破，具有一定的指导意义。

 各硐室装药量计算

采用抛掷和加强松动爆破的装药量：， 

式中：Q为单硐室内装药量，kg，

e为炸药的换算系数，对2号岩石炸药e=1.0，对铵油炸药e=1.0~1.15，

式中K、W、n字母含义同中所述。

 起爆药包的制作加工及安放：

起爆体用1～2cm厚的木板做成可装20～30kg左右炸药的长方体木箱。要求选用优质、密度均匀的乳化炸药，保证起爆体内炸药密度为1.0g/cm³，其作用是防止炸药受压钝化及拖拽导线所发生的意外。起爆体加工时，应将6发同一段别的导爆管雷管装入3枚起爆弹内（起爆弹内炸药密度为1.0g/cm³），每枚内各装两发，然后置于起爆体炸药中央，并固定好雷管，将雷管脚线引出起爆体，以备使用。

硐室按设计药量装药时，将已加工好的起爆体放入药包中央，起爆体下面铺设 “米”字型的导爆索并延伸至整个药包的四周，保证爆破时瞬时将能量传至整个药包。

 起爆顺序及爆破网络联线：

按照爆破补偿空间和设计要求，利用毫秒雷管的延时性按先后顺序依次起爆，爆破网络采用硐室爆破领域中少有的复式起爆网络，安全可靠性高，而且通过复式起爆网络雷管微差作用，一次起爆3~5个硐室时，微差爆破不仅增强了炸药的爆破威力，而且保证了爆炸后爆轰波反射拉伸作用和残余挠动波的作用，从而保证了炸药对围岩充分破碎，极大地改善爆破效果。

采用在硐室爆破领域中没有应用过的复式起爆网络时，将导爆索在塑料管的保护之下穿过巷道堵塞物，以免导爆网络被填塞物的坚硬岩石和爆破后飞起的岩片破坏。

 爆破后岩石方量验算：

硐室爆破后，待围岩安全稳定时对爆破现场进行查勘，以验算爆破岩石方量是否符合设计方量，

根据经验采用多面临空地形的爆堆计算。如图1所示：O为硐室中心，W为最小抵抗线，P为可见深度，φ为地面坡度，OA为上破裂半径，OB为下破裂半径R，OB＇为下方可见漏斗半径R_K，阴影部分为松动面积A_松，ADB＇为抛掷面积A_ai，

可见漏斗半径R_k（即OB＇线，m）： ，

可见漏斗深度P（m）：，

式中W、n、φ字母含义同中所述；

总的爆破方量V_c为ACB面积（即A_c）乘以相应计算断面的距离d_i；抛掷方量可由平均抛掷面积ADB＇（即A_ai）、漏斗内的平均松动面积ACBB＇D（即A_松）、土石松散系数△v及相应的距离d_i求得，根据经验di＝1～1.2W ，

爆破方量V_C（实方，m³）： 

抛掷方量V_A（m³）： 

上述式中W、n、φ字母含义同中所述；

在露天硐室爆破后可以通过测量或实际土石方计量验证，但在地下硐室爆破实施后很难准确计量，根据大量实践，对总的爆破方量公式计算中的相应计算断面的距离d_i的取值为1～1.2W，通过爆破前后空区体积测量可以反算此取值合理。

 硐室爆破后围岩稳定性监测：主要检测硐室爆破后围岩是否达到应力的二次平衡，不出现大范围的垮落就是稳定，零星冒落属正常状态。