郭 斌 王社光 王立杰 杨金光

（河北钢铁集团沙河中关铁矿有限公司）

河北某矿是国内典型的水文地质复杂的岩溶大水矿山，虽然前期采用了矿体帷幕注浆技术，目前坑内水位仍高于开采中段，属于强富水矿体。其矿体均赋存在岩浆岩与中奥陶系灰岩的接触带及其附近灰岩裂隙中，属于典型的接触交代矽卡岩型磁铁矿床，矿岩变化较大，矿岩节理裂隙发育，软弱夹层较多且多为泥质灰岩，同时夹有碳质片岩形成多个弱面，致使矿岩较为破碎，整体稳固性不确定。经考察，该矿矿岩最为破碎，且夹杂黄泥岩、绿泥岩。

依据矿体赋存条件，该矿初步设计采用阶段空场嗣后充填采矿法，采用大孔径深孔凿岩、铲运机出矿、嗣后充填的回采工艺。矿块底部集矿堑沟采用YGZ-90型凿岩机凿上向扇形中深孔，集矿堑沟形成后在凿岩硐室中采用T-150型潜孔钻机进行垂直向下的大孔径深孔凿岩，一次钻凿完一个采场的全部炮孔，然后分次装药爆破。在采场端部先爆破形成切割天井，以切割天井和拉底层为自由面倒梯段侧向崩矿形成切割井，以切割井和拉底层为自由面倒梯段侧向崩矿。出矿采用3 m3铲运机装入运输车运往矿石溜井。因水文地质条件复杂，矿山在开采过程中遇到诸多困难并存在极大的安全隐患，为确保安全高效开采，矿山开展了采矿关键技术优化研究［1］。

1 存在问题

复杂的水文地质条件给矿山开采带来极大安全隐患和诸多困难，施工过程中多次发生冒顶片帮、巷道变形等险肇事故，造成采掘效率低下，采场生产能力严重不足，严重制约了矿山达产及提质增效。经现场调研，存在如下问题。

（1）矿岩裂隙水丰富，涌水进入粉状的冒落矿石中达到饱和形成类流体，在出矿过程中形成泥石流喷涌出矿房，存在极大安全隐患。需要制定有效的矿房防治水方案。

（2）采掘施工前遵循“有掘必探、有采必探、先探后掘、先治后采”的原则，导致施工工序多，采矿效率低下。需要进一步优化采准巷道炮孔布置结构及施工工序。

（3）矿岩破碎，凿岩硐室及底部结构难以布置和形成［2］，需要对凿岩硐室开挖及支护、底部结构支护技术进行优化。

（4）深孔切割井成井困难，成功率仅有40%，严重影响采矿生产效率。需要结合矿岩实际对一次成井深孔爆破炮孔布置进行优化。

（5）深孔爆破效果差，产生大块多，需要进行二次爆破，造成出矿效率低，采矿成本高。需要对爆破工艺参数进行优化。

2 采矿技术方案优化研究及实践

为确保安全高效开采，采用理论、试验等相结合的方法［3］，针对上述难题展开关键技术优化研究，最终提出一套适用于复杂破碎大水矿床的高阶段大直径深孔采矿技术方案并实践。

2.1 确定矿房防治水技术方案

某铁矿首采中段为-230 m水平，阶段空场嗣后充填采矿法矿房凿岩硐室布置在-170 m水平，底部结构布置在-230 m水平。作业过程中确保矿房顶部无出水且顶板稳固不塌落至关重要。因此，针对矿房防治水提出“上截边放”的防治水原则，在-170 m水平矿房顶部布置注浆孔，进行注浆处理，以形成“人工假顶”；矿房两边布置放水孔，确保-170 m水平的散水不通过采场空区或爆孔流入下部矿房中。

矿房注浆孔和放水孔的布置方式：依据矿岩稳定性和出水情况，上部矿房内共布置10个注浆孔，矿房外部出口方向布置1个放水孔。下部矿房布置2个放水孔，位于所在穿脉的矿房两侧。若上部矿房塌方对附近的注浆孔进行调整，其它布置与正常矿房布置一样，详见图1。改进后，矿房放水效率提高2~5倍，同时对矿房顶板及侧向补给水源起到较好的截流效果，有效避免矿房喷浆事故，保障回采安全。

2.2 采准巷道炮孔布置优化

改进前，采准巷道施工前采用注浆手段，沿巷道断面轮廓布置钻孔进行注浆堵水，结束后再对个别注浆孔扫孔检查注浆堵水效果。然后在工作面上布置掏槽孔、辅助孔和周边孔，实施爆破开挖。工序施工时间长、效率差，一个循环断面爆破进尺不足2 m。

经理论计算及现场实践，利用扫孔的注浆孔提供爆破补偿空间，运用爆破冲击波理论，通过周边孔的爆破作用，使得冲击波向着临近注浆扫孔（空心补偿孔）及孔间连线径向传递，受冲击波拉伸破坏作用在巷道轮廓的周边形成一条隔震带，可阻隔后续爆破的冲击波，有效保护围岩不受炮震扰动及损伤，防止围岩内部裂隙扩展发育，有效消除掌子面突水风险；因将注浆孔与周边炮孔相结合，有效降低了周边孔的布置数量，减少了装药量，降低了采掘成本。

采用下式计算工作面周边孔的数量：

式中，n为周边孔数量；C为工作面的周长，m；m为周边孔的布孔密集系数，取0.5~0.8；W为周边孔的抵抗线，m；k为修正系数，取0.3~1；R为注浆浆液的扩散半径，m；将工作面周边孔相关参数和注浆钻孔参数代入公式求得周边孔数量，其中m和k值根据工作面水文地质条件决定，水量大则m取小值，m取值越小炮孔间距相对自由面越小，越容易形成孔间裂隙；k值取越小，注浆孔越多。

周边孔与注浆扫孔沿巷道轮廓线均匀布置；按照掘进爆破布设其他工作面炮孔，包括掏槽孔、辅助孔等。将工作面炮孔进行分段同次起爆，周边孔第一段预先起爆，掏槽孔作为第二段，辅助孔作为第三段。改进后，穿脉巷及出矿进路等一次爆破进尺由不足2 m提高至3.2 m。

2.3 凿岩硐室开挖及联合支护技术优化

经多次实践及调整，针对破碎大断面凿岩硐室，提出采用“硐室联络道+导硐+条形矿柱”施工方案。硐室开挖顺序：从-170 m水平南风井联巷施工下向坡度为14.4%的斜坡道至矿体顶部，再在矿房侧帮施工平巷至矿房边界作为凿岩硐室导硐，最后导硐扩刷为凿岩硐室，使凿岩硐室底板与矿体顶部位于同一水平。为加强硐室稳定性，在硐室内均匀布置宽为3 m、长为4~6 m的条形矿柱。同时采用“锚网喷+预应力长锚索”联合支护对矿房进行预控顶［4］。锚索长度为15 m，网度为4 m，锚索孔采用菱形布置，倾斜角度为60°，水泥砂浆全长锚固。经实践，改进后凿岩硐室稳定性良好。

2.4 底部结构优化

对比分析3种不同布置方式的堑沟型底部结构，优化后采用长进路双矿房堑沟式底部结构［5］。其设计参数：矿房底部结构宽为15 m，穿脉中心线距离一步采矿房拉底巷道中心线21 m，距离二步采矿房堑沟拉底巷道中心线11.5 m；底部结构留3 m矿柱；二步采矿房拉底巷不与充填体接触，保障了拉底巷的稳固性。出矿进路掘进断面为4.1 m×3.45 m，净断面为3.8 m×3.3 m，若出矿进路变形或受到破坏需进行二次锚喷网支护。堑沟拉底巷掘进断面为3 m×3 m，满足钻机需求。同时破碎底部结构采取加强支护技术：采用锚网喷复合加强支护，总喷浆支护厚度为250 mm，改进后底部结构成型及稳定性良好。

2.5 深孔成井炮孔布置优化

起初深孔一次成井与切割拉槽分两次实施，即先打好一次成井炮孔，爆破后再打切割拉槽炮孔，进行第二次爆破。实践中存在问题：爆破后凿岩硐室的围岩受到很大破坏，在硐室里打眼或装药都极其危险；爆破高度达不到设计要求，成功率只有40%左右。经不断摸索及参数调整，最终实现了大直径深孔VCR法一次凿岩分段爆破成井技术突破，成功实现切割井成井且效果良好。

设计切割井断面尺寸为3 m×3 m，共布置165 mm的垂直下向平行深孔9个，其中空孔1个、掏糟炮孔2个、辅助炮孔2个、周边炮孔4个。一次成井的炮孔布置结构如图2所示。炮孔底用细砂堵塞至1 m位置；孔内采用不耦合性填装乳化条状炸药，药卷直径140 mm，长度为0.5 m，炸药中装有雷管；上部使用细砂填塞2 m；所有装药炮孔内细砂所在的位置在同等水平上。起爆顺序：第一段（0 ms时）为掏槽炮孔2、3爆破；第二段（50 ms时）为辅助炮孔4、5爆破；第三段（100 ms时）为周边炮孔6、7、8、9爆破。该方法安全快速，每段爆破可达4~5 m，切割井成形良好，一次成井的成功率可达95%以上。以空孔为自由面作为补偿空间，利用掏槽孔将爆破空间扩大，利用辅助孔和周边孔的爆破效应形成切割井，解决了制约采矿生产的难题。

2.6 深孔爆破参数优化

降低深孔爆破落矿大块率是采矿作业中的一个关键难题，实践过程中矿山制定了以下关键技术措施：①使用大孔距、小抵抗线落矿技术［3］，优化炮孔布置参数；②采用密打眼，不耦合装药；③减小堵塞长度，增加药柱高度；④采用多排微差起爆，实现挤压爆破；⑤加强深孔施工及爆破现场管理。

由于矿岩稳固性变化较大，需要不断结合地质条件调整优化大直径深孔孔网参数。以13#S4矿房为例，目前排距增加为3 m，平均孔深为37 m，孔径为165 mm，排内中间两孔间距为2.5 m，两侧孔间距调整为2 m，向两侧倾斜1°~2°。因矿岩相对破碎，若发生塌孔则深孔施工完成后立即下放公称外径为140 mm的PE护壁套管防止炮孔破坏。每次爆破2~3排炮孔，崩矿步距3 m。排内采用微差爆破，雷管段数从中间开始向两侧逐渐增大。优化后大块率由28.7%降至6%以内。

3 结 语

通过研究与实践，实现复杂破碎大水矿床安全高效开采，大断面破碎凿岩硐室及底部结构的成型及稳定性达到预期效果，提高了深孔一次凿岩分段爆破成井切割拉槽的成功率，采用大孔距小抵抗线落矿技术，优化了炮孔布置参数、装药结构及多排微差起爆时间，矿房深孔落矿大块率由28.7%降至6%以内，显著提高了采矿生产效率，降低了采矿成本。