摘要：地下礦山中深孔爆破開采活動中，扇形中深孔爆破因其采準(zhǔn)工程量小、結(jié)構(gòu)簡單、回采效率高、成本低等優(yōu)點成為中厚礦體回采的重要方式之一。然而，大多數(shù)扇形孔采場爆破并未考慮采場的邊幫控制問題，而復(fù)雜環(huán)境下的扇形孔采場爆后邊幫結(jié)構(gòu)極不平整，對生產(chǎn)安全和經(jīng)濟效益影響較大。以某銅礦為工程背景，采用理論分析和現(xiàn)場試驗等研究方法對采場邊幫控制爆破問題進行研究，在原采礦方法基礎(chǔ)上，通過調(diào)整采場結(jié)構(gòu)改善布孔方式，設(shè)計一種雙控幫扇形中深孔分條空場嗣后充填采礦法，可以有效改善采場邊幫及采場內(nèi)部的炸藥能量分布；并融入光面爆破的思想。經(jīng)計算，36 mm裝藥直徑所匹配的炮孔間距為0.8 m；采用孔外延期方式的逐孔起爆網(wǎng)絡(luò)，并對其關(guān)鍵技術(shù)進行解釋，單次起爆可達7排，保證了生產(chǎn)效率。在現(xiàn)場1000-1-4采場開展工業(yè)試驗，回采后的邊幫較為平整，較好地驗證了研究結(jié)論的正確性。

關(guān)鍵詞：扇形中深孔；采場結(jié)構(gòu)；控制爆破；光面爆破；逐孔起爆；不耦合裝藥；分條空場嗣后充填采礦法

[中圖分類號：TD235 文章編號：1001-1277（2025）03-0044-06 文獻標(biāo)志碼：A doi：10.11792/hj20250308 ]

引言

隨著國民經(jīng)濟發(fā)展，礦產(chǎn)資源需求日益增加，為滿足日益增長的礦產(chǎn)資源需求，礦產(chǎn)資源的開采亟須向著更加高效、更高經(jīng)濟性的方向發(fā)展［1］。爆破開采是金屬礦山開采的必要手段，其生產(chǎn)效率也決定著采礦的生產(chǎn)效率。扇形中深孔爆破因其采準(zhǔn)結(jié)構(gòu)簡單、工程量較小、生產(chǎn)規(guī)模大、成本低等優(yōu)點被廣泛應(yīng)用于中厚礦體的開采［2］。然而，扇形炮孔的特殊布置結(jié)構(gòu)勢必會導(dǎo)致采場輪廓不平整，尤其是采場兩側(cè)邊幫的超/欠挖比較嚴(yán)重，對生產(chǎn)的安全性、經(jīng)濟性造成較大影響。因此，如何通過爆破手段來保證扇形中深孔采場邊幫結(jié)構(gòu)的平整對生產(chǎn)安全及生產(chǎn)效率的提高具有重要意義。

包含光面爆破技術(shù)和預(yù)裂爆破技術(shù)在內(nèi)的工程控制爆破技術(shù)作為目前常用的輪廓控制技術(shù)，可以有效減少超/欠挖值，降低圍巖所受的爆破損傷。李向平等［3］提出了采用周邊孔水袋填塞的間隔裝藥方法的隧道仰拱部位光面爆破技術(shù)，有效降低了隧道仰拱輪廓的超挖；張建國等［4］在武隆隧道施工工程中通過現(xiàn)場試驗確定周邊孔采用導(dǎo)爆索空氣間隔裝藥結(jié)構(gòu)方法的超挖量最低；張光輝等［5］通過數(shù)值模擬采用斷裂力學(xué)模型分析了輪廓爆破中單孔裝藥量的影響，認為單孔裝藥量越少，爆破產(chǎn)生的孔間裂縫數(shù)量越少；余紹山等［6］使用LS-DYNA軟件模擬了光面爆破中設(shè)置空孔時裂紋的擴展規(guī)律，發(fā)現(xiàn)偏向空孔的導(dǎo)向效應(yīng)更佳，爆后超/欠挖值明顯下降，爆破振速也有效降低；田興朝等［7］通過對現(xiàn)場試驗工作的總結(jié)發(fā)現(xiàn)，在隧道工程中周邊孔以小于3°的斜率向斷面外傾斜可以有效控制超挖值?？刂票萍夹g(shù)在隧道工程中應(yīng)用較為成熟，眾多學(xué)者從炮孔施工方式、裝藥結(jié)構(gòu)及爆破器材方面對輪廓控制技術(shù)進行了研究［8-11］。

在地下采場的輪廓控制相關(guān)研究中，黃治成［12］通過數(shù)值模擬和現(xiàn)場試驗的方法對采場輪廓控制爆破的方案進行了優(yōu)化；朱兆文等［13］在新城金礦通過預(yù)裂成縫方法控制了采場的輪廓；黃小彬［14］依托紫金山金銅礦回采爆破控制技術(shù)課題對VCR采場的裝藥結(jié)構(gòu)進行分析，并通過現(xiàn)場試驗驗證了空氣間隔裝藥控制采場邊幫的可行性；趙興東等［15］研究了三山島金礦采場拉槽區(qū)在不同爆破參數(shù)下的礦巖損傷演化規(guī)律，確定了最優(yōu)抵抗線，以獲得更高質(zhì)量的切割槽。

控制爆破技術(shù)在隧道工程及金屬礦山地下采場的開采中應(yīng)用較為廣泛，然而其更多應(yīng)用在平行中深孔采場及施工平行孔的采場切割槽部位，幾乎沒有文獻對生產(chǎn)能力更大、經(jīng)濟性更好的扇形中深孔采場的邊幫控制問題進行研究［16-17］。本文采用經(jīng)驗類比、理論分析和現(xiàn)場試驗相結(jié)合的方法，從采準(zhǔn)工程布置、炮孔裝藥結(jié)構(gòu)和起爆網(wǎng)絡(luò)3個方面對扇形中深孔采場邊幫的控制問題進行研究，在不舍棄扇形炮孔優(yōu)勢的條件下，實現(xiàn)對采場邊幫的控制，以保證生產(chǎn)的安全性和經(jīng)濟性，為相似工程提供參考。

1工程概況

某銅礦主要有主礦體和東南礦體。其中，東南礦體位于主礦體南東方向約7 km。礦區(qū)東西長6 km，南北寬5 km，面積30 km2。礦體賦存在一套淺變質(zhì)的泥質(zhì)、砂質(zhì)板巖中，呈層狀產(chǎn)出，與圍巖一起經(jīng)受褶皺，總體走向北西，基本與褶皺軸向一致，傾向北東，傾角5°～55°。其中，0勘探線—59勘探線礦體傾角0°～30°。在礦體局部地段（低洼地段）產(chǎn)狀有所變化，礦體沿走向、傾向延伸較穩(wěn)定，礦體賦存深度506～1 080 m。其中，北采區(qū)礦體平均厚度20 m，平均傾角20°，屬于典型的緩傾斜中厚礦體，采用上向扇形中深孔分條空場嗣后充填采礦法（如圖1所示）回采。礦體頂板上盤為石英巖夾泥巖，石英巖穩(wěn)固，偶有節(jié)理發(fā)育部位或泥巖則會出現(xiàn)滑落現(xiàn)象。礦體位于礦化板巖中下盤，一部分礦體的直接頂板仍為礦化板巖，礦化板巖穩(wěn)固性較差，因此采場需要布置支護巷道對采場頂部進行支護，而開采后的采場邊幫礦體不受支護，特別是超/欠挖所產(chǎn)生的懸空礦體給出礦安全帶來較大影響。

2采場結(jié)構(gòu)優(yōu)化及關(guān)鍵技術(shù)研究

2.1底部鑿巖巷道和頂部支護巷道工程優(yōu)化

扇形中深孔采場由于其炮孔的特殊結(jié)構(gòu)，炸藥在起爆后能量無法均勻地分布在采場兩側(cè)邊幫，在每個炮孔的孔底處炸藥能量較大，超挖部分就出現(xiàn)在這些地方，而2個炮孔的孔底中間位置由于受到的能量較小，則會出現(xiàn)一定的欠挖（如圖2所示）。

解決常規(guī)扇形中深孔采場邊幫爆后超/欠挖問題的方法是使炸藥爆炸沖擊荷載均勻分布到采場邊幫，而這是平行中深孔采場爆破的優(yōu)勢，但扇形中深孔采場的采準(zhǔn)工程量更小，生產(chǎn)能力大，成本更低［18］。因此，可以將二者的優(yōu)點有機結(jié)合，以實現(xiàn)安全高效地回采。該礦山礦體較為破碎，在開采之前需要在采場頂部布置支護巷道以施工錨索，提前對礦體頂板進行支護。從圖1可以看出，頂部支護巷道和底部鑿巖巷道均布置在采場的中部。因此，在原采礦方法的基礎(chǔ)上進行優(yōu)化，提出一種雙控幫扇形中深孔分條空場嗣后充填采礦法（如圖3所示），調(diào)整鑿巖巷道和支護巷道的位置，也就是將鑿巖巷道和支護巷道分別布置在靠近采場邊幫的兩側(cè)，這樣可以在靠近采場邊幫施工平行中深孔，以使得邊幫所受的能量更為均勻。

孔和下向炮孔中心對稱。這種布置相比于常規(guī)上向扇形中深孔所需要的炮孔數(shù)量更少，崩礦能量也更為均勻，邊幫也可以均勻分?jǐn)偙_擊能量。上向炮孔直接施工到頂板，而下向炮孔孔底連線呈45°，為礦體自然安息角，以便崩落礦石滾落到巷道內(nèi)。

2.2不完全光面爆破技術(shù)

光面爆破技術(shù)是指采用不耦合裝藥降低孔壁受到的爆破沖擊荷載以消除爆炸粉碎區(qū)的一種方法，同時由于單孔藥量減少，其孔距也相應(yīng)減少，常應(yīng)用于施工技術(shù)要求嚴(yán)格的隧道、巷道掘進工程。光面爆破技術(shù)不僅可以獲得更為平整的輪廓面，而且可以有效降低圍巖受到的爆炸沖擊損傷，有利于維護周邊巖體的穩(wěn)定性。該礦山礦化板巖穩(wěn)定性較差，導(dǎo)致開挖后采場邊幫穩(wěn)定性較差，超/欠挖產(chǎn)生的懸空礦體在垂直方向上沒有支撐，從而對出礦安全造成較大影響。因此，將光面爆破技術(shù)應(yīng)用于該礦山的開采，既可以有效降低超/欠挖現(xiàn)象，又可以降低炸藥沖擊對邊幫巖體的損傷，有效提高采場邊幫的穩(wěn)定性，為生產(chǎn)安全提供保障。

對采場結(jié)構(gòu)進行了優(yōu)化，通過調(diào)整巷道位置使得臨邊幫炮孔可以平行布置，以改變采場邊幫所受爆炸能量的分布，這也為使用光面爆破提供潛在條件?？紤]到光面爆破所施工的光面孔孔距特別小，炮孔數(shù)量較多，成本相對較高，而采場邊幫并沒有隧道輪廓那么高的要求，提出一種不完全光面爆破方法，其是指通過采用不耦合裝藥結(jié)構(gòu)，縮小炮孔間距，以達到獲得更為平整輪廓面，但又不追求完全消除粉碎區(qū)的一種方法。

2.2.1裝藥結(jié)構(gòu)

該礦山采用Getman A64 E*C裝藥臺車向炮孔灌入混裝乳化炸藥，只能通過孔內(nèi)插入PVC管來實現(xiàn)不耦合裝藥結(jié)構(gòu)，PVC管的直徑為40 mm，內(nèi)徑為36 mm，裝藥結(jié)構(gòu)如圖4所示。其中，邊幫炮孔結(jié)構(gòu)中，PVC管并沒有插入孔底，這是為了增強孔底的藥量以抵抗跟腳的夾制。

2.2.2炮孔間距

炮孔間距采用斷裂力學(xué)的方法計算，考慮到雷管起爆誤差，相鄰炮孔很難做到同時起爆，也就不存在應(yīng)力波疊加效應(yīng)。以這種假設(shè)為前提，考慮到后起爆孔對先起爆孔的空孔應(yīng)力集中效應(yīng)，認為炮孔間距等于先起爆孔在其周圍產(chǎn)生的裂隙長度（[lp]）加上應(yīng)力集中效應(yīng)在后起爆孔周圍產(chǎn)生的裂紋長度（[lpp]），再加上后起爆孔的半徑（r）。計算整合公式如下：

2.2.3炮孔布置

通過計算，邊幫炮孔間距為0.8 m，當(dāng)排距為2.4 m時，在兩排之間靠邊幫左右兩側(cè)各加2個孔，具體布置形式如圖5所示。

3逐孔起爆網(wǎng)絡(luò)

在采場爆破工程中，為了保護地下工程結(jié)構(gòu)，通常采用微差爆破以降低爆破振動，在每個炮孔內(nèi)插入不同延期的雷管，避免所有炮孔內(nèi)炸藥同時起爆而導(dǎo)致爆破振動峰值疊加問題。然而在扇形孔采場，炮孔數(shù)量較多但段位有限，如果通過炮孔內(nèi)雷管段位的布置來實現(xiàn)延期勢必導(dǎo)致單次爆破排數(shù)較少，且多次爆破對采場的穩(wěn)定性影響也較大。

本次采用逐孔起爆技術(shù)，該起爆網(wǎng)絡(luò)中，所有炮孔內(nèi)均放入500 ms延期的導(dǎo)爆管雷管，通過在孔外采用17 ms、25 ms和67 ms的導(dǎo)爆管雷管來控制每個炮孔的起爆時間。需要注意的是，為了保證起爆網(wǎng)絡(luò)的穩(wěn)定（防止導(dǎo)爆管被飛石切斷），所有孔外雷管起爆時間應(yīng)該在孔內(nèi)雷管起爆之前。此次，孔內(nèi)雷管的延期時間為500 ms，那么一次起爆最多可達7排。另外，排間延期時間67 ms需要大于單排內(nèi)的最大延期時間42 ms（25 ms+17 ms）。

由于鑿巖巷道和支護巷道均布置了炮孔，因此在設(shè)計起爆網(wǎng)絡(luò)時需要在鑿巖巷道和支護巷道分別布置起爆網(wǎng)絡(luò)，并且接入井下起爆系統(tǒng)同時起爆，起爆網(wǎng)絡(luò)布置如圖6所示。

4工業(yè)試驗

選取該銅礦1000-1-4采場開展工業(yè)試驗，由于支護水平仍有礦體賦存，因此在支護水平（980 m水平）布置個別水平炮孔，不直接延長鑿巖巷道的上向炮孔是因為該礦山施工炮孔的偏斜率較大。總體設(shè)計參照本文研究，采場出礦后邊幫控制效果較好，幾乎沒有懸空巖石，保證了生產(chǎn)安全。采場鑿巖設(shè)計圖及爆破效果如圖7所示。

5結(jié)論

國內(nèi)外地下金屬礦山扇形中深孔采場邊幫控制爆破技術(shù)方面的相關(guān)研究較少，良好的采場邊幫可以保證生產(chǎn)安全及經(jīng)濟效益。本文以礦巖穩(wěn)固性較差的某銅礦為背景，通過對采場結(jié)構(gòu)優(yōu)化及工業(yè)試驗得出以下結(jié)論：

1）提出一種雙控幫扇形中深孔分條空場嗣后充填采礦法，通過調(diào)整鑿巖巷道和支護巷道位置便于臨幫施工上向及下向垂直孔，以改善采場邊幫所受爆炸能量分布。

2）上向扇形炮孔和下向扇形炮孔呈中心對稱布置，相較于常規(guī)扇形中深孔，其炸藥能量分布更加均勻，能量利用率更高。

3）應(yīng)用控制爆破技術(shù)，邊幫孔插入直徑40 mm PVC管（內(nèi)徑36 mm）以實現(xiàn)不耦合裝藥，通過理論計算確定邊幫炮孔間距為0.8 m。

4）采用逐孔起爆技術(shù)降低爆破振動，僅使用17 ms、25 ms、67 ms和500 ms的延期雷管控制起爆網(wǎng)絡(luò)，在保證起爆網(wǎng)絡(luò)穩(wěn)定起爆的前提下，最大起爆排數(shù)可達7排，保證了生產(chǎn)效率。

5）在現(xiàn)場開展工業(yè)試驗，采用雙控幫扇形中深孔分條空場嗣后充填采礦法及逐孔起爆網(wǎng)絡(luò)可以控制采場的邊幫，有效降低了超/欠挖，邊幫較為平整，驗證了其可行性。

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Controlled fan?shaped medium?long hole blasting technology for

stope sidewalls and its application

Wen Chen1， 2， 3， Huang Min1， 2， 3， Qiu Xianyang?

（1.State Key Laboratory of Comprehensive Utilization of Low?grade Refractory Gold Resources;

2.Zijin Mining Group Co.， Ltd.; 3.Zijin （Changsha） Engineering Technology Co.， Ltd.;

4.School of Resources and Safety Engineering， Central South University）

Abstract：In underground mining activities with medium?long hole blasting， fan?shaped hole blasting is one of the important methods adopted for medium?thick orebody recovery due to its advantages of reduced development workload， simple structure， high recovery efficiency， and low cost. However， most fan?shaped hole blasting neglects sidewall control in stopes， leading to extremely uneven sidewalls after fan?shaped blasting in complex stope environments， which significantly impacts the safety and economic benefits. In the engineering background of a copper mine， this study integrates theoretical analysis and field tests to address the issue of stope sidewall blasting control. By modifying the stope structure and hole layout under the original mining method， a dual?controlled sidewall fan?shaped medium?long hole strip open?stope mining method with subsequent backfilling is proposed. This approach effectively optimizes explosive energy distribution along the stope sidewalls and within the stope and incorporates smooth blasting principles. Calculations determined a hole spacing of 0.8 m corresponding to a charge diameter of 36 mm. A hole?by?hole initiation network with outside?hole delays was designed， and key techniques were explained， enabling single?blast initiation of up to 7 rows while maintaining production efficiency. Industrial trials in Stope 1000-1-4 demonstrated smooth post?mining sidewalls， validating the method’s effectiveness.

Keywords：fan?shaped medium?long hole; stope structure; controlled blasting; smooth blasting; hole?by?hole initiation; non?coupling charge; strip open?stope mining method with subsequent backfilling

（上接第43頁）

Study on roof caving laws in block caving mining stopes based on microseismic monitoring

Yang Jianan1， 2， Zhang Jun1， 2， Huang Yanwei1， 2， Liu Fangfang1， 2

（1.Changsha DIMINE Technology Co.， Ltd.; 2.Changsha Smartmine Technology Co.， Ltd.）

Abstract：During block caving mining， roof caving directly impacts mine safety. To investigate the caving patterns of roofs in a mine employing block caving， this study analyzed microseismic monitoring data， focusing on 2 aspects namely the spatiotemporal evolution regularities， and correlation curve between energy indices and cumulative apparent volume of microseismic events. Results indicate that undercutting blasting primarily disturbed the upper roof above the initial mining area’s central undercut zone. As the undercutting area expanded over time， rock mass fractures propagated upward spatially， while the height of rock mass caving gradually decreased. Additionally， the timing of potential large?scale rock mass fractures was progressively delayed with increasing spatial elevation. These findings provide a theoretical basis for early warning systems of future roof caving in similar mining operations.

Keywords：block caving mining method; microseismic monitoring; roof caving; blasting disturbance; undercutting blasting; rock mass fracture