随着社会经济的快速发展，我国对金属资源的需求量逐年增加。为提高地下金属矿山的生产能力与效率，推进矿山的机械化与智能化发展，普遍采用阶段空场嗣后充填法对采场中倾斜厚大的低品位矿床进行开采。生产实践表明，应用该采矿方法后，大幅提高了采场的生产能力与效率，但也存在超欠挖现象。因此，为了减少回采过程中的超欠挖量，控制矿石的回收率和贫化率，对阶段空场嗣后充填法切割拉槽爆破提出了更高的要求，作为回采爆破的初始自由面和爆破补偿空间，拉槽效果至关重要。随着阶段高度的增加，切割槽窄幅空间爆破围岩夹制作用增大，深孔切割拉槽爆破的难度也随之提高。在生产实践中，将切割拉槽方法划分为两大类，分别是以切割天井为自由面的深孔爆破拉槽方法和无切割天井的VCR法深孔爆破拉槽方法。当采用以切割天井为自由面的深孔爆破拉槽方法时，受阶段高度的影响，切割天井施工成本高，沿阶段高度方向切割天井的断面尺寸难以保障，人工施工的切割天井经常出现“上下宽、中央窄”的沙漏型特征，这些问题极大地影响了阶段回采的切割拉槽爆破，甚至造成切割拉槽爆破失败，无法为后续的回采爆破提供有效的初始补偿空间。而无切割天井拉槽方法一般采用大直径深孔采矿法（VCR）进行拉槽爆破，自底部切割平巷向上分次进行爆破拉槽。

VCR方法拉槽不需要施工切割天井，工艺简单，近年来在矿山开采中得到广泛应用。采用VCR方法进行切割拉槽爆破时，爆破孔网参数及爆破顺序的选择至关重要（Villaescusa，2014；Sekisov et al.，2019；Persson et al.，2018）。同时，采用该方法进行深孔爆破时，最终破顶爆破难度大。针对以上技术难题，国内外学者开展了大量研究。在爆破机理方面，开展了单孔及多孔爆破漏斗试验，分析了VCR法爆破群药包爆破漏斗的形成和联通过程（王鹏等，2010；张康康等，2019；刘青灵等，2014）；采用数值模拟方法研究了炮孔密集系数、炮孔间距和装药长度对群爆破漏斗形态的影响（金旭浩等，2010；卢文波，1994；翟会超等，2017）；开展了深孔空气间隔装药爆破模拟试验，对比连续装药与间隔装药的爆破效果，并揭示了深孔空气间隔装药爆破的作用机理（李成斌等，2019；黄小彬，2018；朱强等，2016；Qiao，2020）。在爆破实践方面，采用VCR掏槽技术实现了深孔一次成井（陈进海，2021；胡桂英等，2018），并在露天矿进行了探索试验（李启月等，2013；赵井清，2014）；虽然大直径深孔切槽爆破技术已经应用于阶段空场嗣后充填法开采中，但存在切槽爆破参数、装药结构和回采爆破顺序不合理等现象（汪伟等，2016；卫明，2011），造成切割拉槽爆破的超欠挖及深孔爆破一次爆破药量大等问题（雷振等，2021），导致爆破动力冲击大，由爆破引起的围岩损伤问题突出（Liu et al.，2019，2020）。

针对上述问题，以山东黄金集团有限公司新城金矿为工程背景，开展低品位矿体阶段空场嗣后充填法开采大直径深孔无井切槽爆破方法研究，确定了切槽爆破的孔网参数、装药结构和切槽爆破顺序，并通过现场工业试验进行了验证。本文所提出的无井深孔切槽爆破方法将为类似阶段开采矿山提供一定的借鉴。

新城金矿位于我国黄金资源最丰富的胶西北金矿集中区，该矿山属于典型的蚀变岩型金矿床，主要采用上向水平分层充填法进行开采。近年来，在新城金矿-380 m中段探获出具有一定规模储量的低品位金矿资源，矿体平均品位低于1×10^-6，矿体厚度大，倾角陡，矿体和围岩均稳固。该区域的岩体质量RMR指标在50以上，岩石单轴抗压强度为117.5 MPa，抗拉强度为6.64 MPa。由于该矿山的矿体平均品位较低，如继续沿用传统的上向水平分层充填法进行开采，具有采矿成本高、产能低等缺点，难以实现金矿资源的经济开采。

结合倾斜厚大低品位矿体的赋存条件，新城金矿计划采用阶段空场嗣后充填采矿法对该类型金矿体进行开采。采用阶段高50 m、采场顶部和底部均呈“V”型结构进行开采，采场高为阶段高，采场宽度为15 m，采场长度为40 m，矿房与矿柱交替布置。采场分为上下2个部分进行回采，采场上部高度为31.5 m，下部高度为18.5 m。下部区域呈“V”型结构，有利于矿石搬运，提高采场生产效率；上部区域呈倒“V”型结构。因此，回采时先回采下部区域，待下部区域回采完毕后，再回采上部区域。由于阶段高度大，在进行切割拉槽爆破时，受到炮孔施工精度、围岩夹制作用以及爆破补偿空间等因素的制约，常常出现切割槽爆破失败或局部欠爆、超爆问题，导致切割槽无法为回采爆破提供有效的自由面和爆破补偿空间，影响回采爆破效果。为此研发高效、精准的高阶段拉槽爆破方法，对保障阶段空场嗣后充填法的成功应用至关重要。切割立槽的三视图如图1所示。该立槽位于采场中央，设计高度为31.5 m，宽度为3.5 m，长度为15 m。

当前地下矿山中深孔、深孔爆破的炮孔直径一般为50~200 mm。采用大直径深孔凿岩能够降低凿岩成本，改善凿岩精度，但炮孔直径增加，会造成炸药集中度增大，易引起采场围岩爆破损伤破坏范围增大，同时爆破能量分布不均匀，导致爆破大块率增加。当炮孔直径过小时，深孔凿岩易引起炮孔偏斜，且相邻炮孔爆破易造成炮孔的收敛闭合和剪切破坏。根据Villaescusa（2014）给出的炮孔深度与炮孔直径的对应关系，当凿岩深度为25~40 m时，炮孔直径为100 mm。

通过对国内外中深孔、深孔开采矿山进行统计，得到回采爆破的炸药单耗一般为0.2~0.5 kg/t。其中，深孔切割拉槽爆破受自由空间的制约，爆破受到围岩的夹制作用，因此炸药单耗较大，一般为0.8~1.6 kg/t。为保证新城金矿大直径深孔切割拉槽爆破的效果，设计炸药单耗为1.0 kg/t。

炮孔的间距和排距是切割拉槽爆破的重要参数，在进行深孔切割爆破时一般采用平行炮孔布置方式，炮孔的间距与炮孔的排距相同。炮孔的间距和排距直接决定了爆破空腔的形成、爆破围岩的损伤程度、爆破块度分布规律和凿岩成本。采用深孔VCR法切槽爆破炮孔的间距和排距D计算公式为

式中：Ri为破裂区的半径（m）。

破裂区的半径计算公式为

式中：Rc为粉碎区半径（m）；D0为初始损伤因子，一般取0.125~0.150；β为应力波传播衰减指数，一般取1.5~2.0；σcd为动态抗压强度（MPa），取σcd=3σc，σc为岩石的单轴抗压强度（MPa）；σtd为动态抗拉强度（MPa），取σtd=6σt，σt为岩石的单轴抗拉强度（MPa）。

粉碎区的半径R_c一般为炮孔直径的1.65~3.50倍，本文取3.0倍，即粉碎区半径为0.3 m。根据式（2）计算得到破裂区的半径为0.932 m。为了最大程度地利用炸药爆炸能量，应设置合理的炮孔间距和排距，即炮孔间距和排距小于2倍的破裂区半径，D≤1.86 m。考虑深孔VCR法切割拉槽爆破的炸药单耗以及围岩的夹制作用，设计采用炮孔的间距和排距为1.5 m。

本文基于利文斯顿爆破漏斗理论并采用深孔VCR法爆破形成切割立槽。为了使深孔VCR法爆破形成良好的爆破漏斗，需要对炮孔孔底进行堵塞。堵塞长度会影响爆破漏斗的形态以及一次爆破高度的确定。当堵塞长度较小时，爆破形成的漏斗尺寸小，因此在实际操作中适当增加炮孔的堵塞长度。但是，当堵塞长度达到一定值时，易造成爆破产生大块或爆不开等问题。

底部等效药包的埋深应接近最佳爆破漏斗的深度，结合国内外矿山的生产实践，VCR法大直径深孔爆破炮孔底部堵塞长度的计算公式为

式中：lw为底部堵塞长度（m）；ln为上部堵塞长度（m）；W为药包最佳埋深（m）；d炮孔直径（m）；N为常数，一般取2~6；a为炮孔间距（m）；M为常数，本文取0.4。

经计算，设计炮孔底部的填塞长度0.9 m≤lw≤1.2 m，取lw=1.0 m，顶部填塞长度ln=0.6 m。

深孔VCR法切槽爆破通过多个柱状药包形成爆破漏斗的轮廓线，构成了短延长药包的爆破漏斗，故装药长度不宜过长，以确保每个柱状药包的爆炸能量均能被有效利用。如图2所示，在O点处起爆后，爆破产生的爆轰波以速度D向孔口方向传播，以速度C向底部自由面方向传播，当向底部传播的爆炸应力波遇到自由面后，产生反射拉伸波，在爆轰波和反射拉伸波的共同作用下实现爆破漏斗范围内的岩石破碎。

根据爆破理论以及爆炸应力波的传播规律，VCR法爆破形成底部爆破漏斗的时间t₁为

式中：CR为岩石中瑞利波的速度，取CR=0.45C。

爆轰波向炮孔方向传播，在t₁时间内传播的距离为l₁= t₁×D，说明当装药段长度大于l₁时，炸药爆破更多作用于底部爆破漏斗的形成。同时，装药长度不宜过长，不应超过孔底爆破漏斗的深度。由式（4）可以看出，装药长度与填塞长度呈倍数关系。经计算，装药长度应为孔底堵塞长度的2~4倍，本文取2倍，即设计装药长度为2.0 m。

根据以上分析，设计深孔VCR法切槽爆破的炮孔装药结构，如图3所示。首先，在孔底放置填塞体堵塞炮孔，紧邻填塞体装填细沙垫层，填塞长度为1 m；然后装填乳化药卷，装填高度为2 m；最后采用水袋进行炮孔顶部填塞，填塞长度为0.6 m，采用水袋填塞可以有效防止细沙填塞所引起的炮孔堵塞问题，保障炮孔的可用性。

根据以上爆破孔网参数计算结果，设计新城金矿阶段切割立槽的爆破炮孔布置如图4所示。

采用深孔VCR法分次切槽爆破时，最后需要留设一定厚度进行破顶爆破。与传统VCR法分次切槽爆破相比，破顶爆破存在2个自由面，造成爆破破岩机理复杂，影响整个爆破切槽的效果。因此，选择合理的破顶厚度至关重要。基于弹性力学薄板理论计算，新城金矿切槽爆破的最小破顶厚度为6 m，为保障爆破的安全性，本文取破顶厚度为8 m。

采用利文斯顿爆破漏斗理论进行传统深孔VCR法爆破拉槽时，由于只有一个底部自由面，爆破后将形成凸凹不平的爆破边界，影响后续的爆破质量，同时狭窄空间单自由面爆破时，围岩夹制作用大，易出现“爆不开”的问题。为此，本文提出了“品”字形后退式分段爆破拉槽方法，该方法通过增加侧向自由面来改善无井深孔切槽爆破效果。具体实施方案如下：

“品”字形后退式分段爆破拉槽方法仍采用分次爆破的方式，一次爆破的高度为3~6 m，但与传统深孔VCR方法爆破不同的是，该方法不再是传统的分层爆破，而是通过改变爆破顺序，形成“品”字形爆破形态，分次自下而上爆破，直至拉槽结束。

第一次爆破时，先爆破切割槽中央位置一定范围内的炮孔，装药爆破高度为3 m，中央掏槽孔爆破后，即在中央位置形成了一个分段切割井，为其两侧炮孔的爆破提供侧向自由面和爆破补偿空间。将传统深孔VCR法爆破由单自由面爆破变为底部和侧向双自由面爆破，自由面的增加将改善爆破破岩效果，降低深孔VCR法爆破的夹制作用。从第二次爆破开始，均呈“品”字形爆破形态。该方法成功的关键是中央掏槽孔的爆破和“品”字形爆破的形态控制。

为实现中央掏槽孔的爆破，需要在掏槽炮孔之间施工空间补偿孔，作为中央区域掏槽爆破的补偿空间和自由面。如图5所示，将切割立槽中央区域的P4排、P5排和P6排炮孔作为掏槽孔先爆破，在这3排炮孔中央施工4个空间补充炮孔，空间补偿孔直径为100 mm，空孔与掏槽孔的间距为1.0 m，相邻空孔的间距为1.5 m。

采用阶段空场嗣后充填法开采大直径深孔切槽爆破新方法，在新城金矿开展现场工业试验。试验地点选在新城金矿-380 m中段，根据计算得到的切槽爆破装药参数，结合“品”字形切槽爆破顺序，将新城金矿切槽爆破分9次进行，每次切槽爆破的高度为3~6 m，破顶厚度为6.75~12.75 m。切槽爆破设计如图6所示。

现场共施工11排共31个炮孔，其中装药孔27个，空间补偿孔4个，穿孔总长度为976.5 m。采用乳化炸药，总装药量为3 501.9 kg，设计崩矿量为4 105 t，实际崩矿量为4 300 t，炸药单耗为0.85 kg/t。爆破后的空区形态和尺寸满足设计要求。

（1）基于利文斯顿爆破漏斗理论确定了VCR法深孔切槽爆破参数。炮孔直径为100 mm，炮孔的排间距和孔间距分别为1.5 m，一次爆破高度为3.6 m，其中底部填塞长度为1.0 m，装药长度为2.0 m，顶部填塞长度为0.6 m。

（2）为降低单自由面爆破的围岩夹制作用，提出“品”字形后退式分段爆破拉槽方法，通过切割立槽中央炮孔先进行掏槽爆破，为其相邻炮孔爆破提供侧向补偿空间，设计中央掏槽爆破的空间补偿孔与掏槽孔的间距为1.0 m，每次切槽爆破的高度为3~6 m，破顶厚度为6.75~12.75 m。

（3）通过新城金矿-380 m中段的现场工业试验，验证了本文所提出的大直径深孔切槽爆破方法。