顧北煤礦巖巷掏槽超深爆破試驗研究

于冰冰，王雁冰，王寶珠

(中國礦業大學(北京) 力學與建筑工程學院，北京 100083)

煤炭作為傳統能源之一，是我國國民經濟中極其重要的工業原料，在我國能源結構中所占的比重最大，并且在未來的經濟發展和能源開采中仍然占據主導地位。煤礦巷道由煤巷和巖巷組成，煤巷占比較大，然而巖巷的存在也不容忽視，所以有效提升巖巷的快速掘進有利于提高煤礦開采的效益[1]。近些年來，我國針對巖石巷道掘進方面開展的研究相對較少，巷道掘進的施工進度一直制約著煤礦井下開采的效率[2-4]。由于鉆孔爆破法的適用范圍比較廣泛，能夠應用于不同的巖性中，所以其在未來很長一段時間內將為巷道掘進的主流工藝[5]。楊戰標等[6]研究了D型聚能管定向斷裂爆破技術對控制沿空留巷圍巖變形中的積極作用，馬鑫民等[7]提出基于GA-SVM 融合技術的爆破效果預測模型，實現爆破效果科學、合理預測。

對于大部分煤礦巖巷來說，炮孔利用率不高導致巷道掘進月進尺維持在40～50m，平均炮孔利用率維持在90%[8]，因此對于提高炮孔利用率從而加快巖巷掘進速度對于提升煤炭開采效率有著極其重要的意義。

提高炮孔利用率的提高一直是爆破學術界為之努力的目標。提高炮孔利用率的首要選擇是優化爆破參數，李艷剛等[9]以破漏斗理論為基礎，利用相似原理對試驗數據進行分析處理，得出了適合大梁礦業西部礦巖體中深孔爆破的爆破參數。胡存虎等[10]通過調整炮孔密集系數、連續裝藥結構替代分段裝藥結構、等技術措施，對爆破參數進行調整。孔令強等[11]采用深孔爆破強制放頂技術，根據煤層賦存和施工技術條件，確定合理的鉆孔布置、裝藥方式等關鍵技術參數。

其次，提高炮孔利用率的關鍵在于掏槽，掏槽孔爆破后新形成的槽腔為后續輔助孔爆破提供新自由面。所以，對于如何提高炮孔利用率，加快巖巷掘進速度，學術界圍繞掏槽技術開展了大量的研究。張奇等[12]研究表明，炮孔深度、孔距及空孔直徑是影響直眼掏槽爆破效果的主要因素；楊仁樹等[13]將雙楔形掏槽技術應用于硬巖爆破，爆破效果良好；宗琦等[14]探討了影響炮孔深度的主要因素及合理確定炮孔深度的方法，并推薦了合理的掏槽形式和掏槽參數；龔敏等[15]研究了楔形掏槽孔角度、中心孔等因素對掏槽效率的影響；單仁亮等[16]提出了準直眼掏槽技術；張召冉等[17]提出了“多階段”掏槽技術，現場應用效果良好，楊仁樹等[18]基于掏槽孔超深長度優化問題，引入超深系數η概念，當輔助孔和周邊孔深為x時，掏槽孔對應的孔深為y，存在最優掏槽孔超深系數η，使得炮眼利用率最高，楊仁樹等[19]探討掏槽孔超深深度(掏槽孔與非掏槽孔深度之差)與炮孔利用率之間的關系，從時間、巖性、斷面大小、炮孔深度、掏槽形式等5個維度對我國煤礦巖巷掘進施工相關文獻進行了統計分析研究。對于超深孔爆破來說，炮孔深度、掏槽方式、炸藥單耗等參數與傳統深孔爆破有明顯不同，研究超深孔爆破技術具有重要的現實意義。

從以上研究成果可以看出，大部分學者關注的對象在于理論上的掏槽形式和掏槽參數優化，而對于掏槽孔的超深深度(掏槽孔深度與其他炮孔深度之差)和其他炮孔利用率之間關系的現場試驗研究的相對較少。因此，本文以顧北煤礦-648m水平降溫硐室的現場爆破試驗為基礎，通過對比分析探討掏槽孔超深深度對于炮孔利用率的影響，并最終得到爆破能夠采用的炮孔最佳超深、炮孔分布布置情況以及炸藥消耗的相關數據加以推廣。

1 工程概述

-648m水平降溫硐室主巷道自南翼Y型通風淺部軌道巷撥門，撥門坐標X=33443.170，Y=56686.059，Z=-642.050，方位角133°，按1-1斷面平巷施工1.475m到達斜巷下切交位置，再按15°上山施工6.531(平距)至上切交，變平施工1m后，按2-2斷面3‰坡度平巷施工120m，改為3-3斷面施工2.432m到達斜巷上切交位置，按15°下山施工32.602m至下切交位置后按3‰坡度平巷施工10.390m與-648m南翼1煤軌道大巷貫通，巷道詳細參數見表1。

表1 巷道參數記錄表

1.1 巖層及水文地質條件

根據實測資料分析，預計巷道揭露巖性主要為泥巖、中細砂巖及菱鐵質細砂巖等，(煤)巖層裂隙、滑面發育；局部發育小褶曲。泥巖抗壓強度為23.2～42.1MPa、中細砂巖抗壓強度為42.6～46.3MPa、菱鐵質細砂巖抗壓強度為46.3～76.2MPa。

巷道施工區域巖層傾角3°～20°，根據鉆探、三維地震勘探資料及實測資料分析，該施工區域附近發育有Fs111、Fs264 、Fs12等斷層，受斷層影響，構造應力集中，(煤)巖層裂隙及小褶曲較發育.施工段巷道無地質構造。

施工段巷道巖性主要有泥巖、中細砂巖、菱鐵質細砂巖等，(煤)巖層裂隙發育，施工期間的主要水害為煤層頂板砂巖裂隙水。

本礦及區域資料表明：二疊系煤層頂板砂巖富水性較弱，以靜儲量為主，易于疏干。根據現有地質資料，巷道施工段地質構造簡單，預計巷道施工期間在頂板裂隙發育段可能出現頂板淋、滴水現象；巷道周邊無采空區及積水巷道；巷道周邊無封閉不良鉆孔。

1.2 掘進設備及施工工藝

掘進設備：該巷道采用鉆爆法進行施工。使用手持氣腿式鑿巖機打孔和耙矸機裝矸作業的方法，并配合帶式輸送機進行出矸作業。

施工工藝：交接班、安全評估→施工準備→打上部眼→檢查炮眼、掃眼→拆腳手架→倒矸→二次驗炮→打下部眼→炮眼檢查、掃眼→錨桿二次緊固→裝藥、聯線→撤人、警戒→網路檢查、放炮、通風→驗炮、撤警戒→敲幫問頂、安全檢查→搭腳手架→打戴帽點柱、臨時支護→頂板錨網支護→上部迎臉支護→下部迎臉支護→幫部錨網支護→工程質量驗收→進入下一循環。

1.3 原始爆破方案以及效果評價

-648m水平降溫硐室采用五段常規爆破方法。試驗采取在上臺階斷面，打孔數較多(約105個)，裝藥量較大(約60kg)，爆破產生的大塊矸石給后續出矸工作造成較大困難，影響了巷道的施工進度。相應的爆破作業參數見表2。

表2 原始方案爆破參數表

通過對原始方案進行跟班調研，對爆破后的現場情況進行分析：

原始方案現場實施過程中，掏槽孔孔深2.1m，輔助掏槽孔為2.0m，其余孔深均為1.9m，總的炮孔數為120個，各炮孔裝藥無差異，攜帶總炸藥數為180卷，剩余炸藥3卷，總裝藥量為56.0kg，雷管數100支，剩余雷管9支，爆破后的巷道單循環進尺為1.60m，炮孔利用率為84.2%。

從現場的實際爆破情況來看，采用原始爆破方案爆破后巷道下半部分的爆破效果很不理想：①耙矸機距離巷道斷面過近，增大了砸壞耙矸機的風險，同時也增加了出矸的難度，降低了巷道掘進的速度；②現場大塊矸石較多，且呈現散落分布，頂部矸石過于松動，隨時有掉落的風險；③爆破后巷道斷面成形質量一般，爆破效果不佳，在巷道斷面右下部分存在欠挖現象且頂部半孔痕不明顯。

分析所記錄的結果，原爆破方案中由于各類炮孔裝藥均相同，且掏槽孔間距過大，輔助孔和周邊孔的炮孔分布不合理導致出現上述爆破效果差的現象，達不到預期的爆破效果，因此對方案的各類炮孔裝藥進行區分計算，同時優化炮孔布置，形成新方案Ⅰ，在新方案Ⅰ的基礎上設計新的超深孔爆破試驗方案即增加掏槽孔孔深為300mm、400mm形成新方案Ⅱ和新方案Ⅲ。

2 巷道爆破參數的優化設計

2.1 炮孔數目設計

針對-648m水平降溫硐室在爆破過程中仍存在一些問題，結合礦上實際施工條件，在原始方案的基礎上提出新的的炮孔設計方案：為了提高掏槽爆破效果，采用準楔形復式掏槽爆破技術，在掏槽眼中間增設三個中心直眼，更加有利于槽腔中心巖體的破碎，避免了槽腔底部巖石破裂不均的現象，同時改善了破碎巖石的拋擲效果，讓掏槽區內的巖石更易于爆碎。同時在掏槽眼上方增設兩個崩落眼用以擴大槽腔體積。

炮眼數目的確定原則為在保證爆破效果的基礎上盡可能的減少炮眼的數目。炮眼也需現場實際情況布置，當炮眼數量太少時，炮眼間距過大容易在爆破后出現大塊；炮眼數量過多會增加打眼時間，降低效率。炮眼數目的確定依據式所得：

式中，N為炮孔數目，個；q為炸藥單耗，取值一般為1.2～2.4kg/m3；S為巖石巷道斷面面積，m2；η為炮孔利用率；T為裝藥系數，即裝藥長度與炮孔長度的比值，取值一般為0.5～0.7；μ為單根炸藥的質量，kg/m。

經過計算可得到該巷道上臺階理論炮孔數目應為97個。

2.2 各類炮孔藥量計算

2.2.1 掏槽孔裝藥量計算

由理論分析得到的炸藥裝藥量與地應力的關系可表示為：

Mc=K×KW×Mc0

式中，K為巖體中結構面影響系數，其值根據巖體中結構面的發育程度，可取0.5～1之間.通常對于節理不發育的硬巖巖體，其值取大值；對于節理發育的巖體，其值取小值。K值可參考表3進行選取。

表3 巖體中結構面影響系數表

對巷道地應力進行估算可以得到，-648m水平降溫硐室的最大主應力σ1約為24.04MPa。

同時，考慮到-648m水平降溫硐室巖性為松散砂巖，且節理發育相對明顯，故取K值為0.55。在不考慮地應力時，掏槽孔裝藥量為：

=0.74kg

因此，在考慮地應力之后，根據上述公式可以得到掏槽孔的理論裝藥量應為：

=0.724kg

=0.617kg

2.2.2 輔助孔裝藥量計算

在不考慮地應力時，輔助孔裝藥量為：

=0.63kg

因此，在考慮地應力之后可以得到輔助孔的理論裝藥量為：

2.2.3 周邊孔裝藥量計算

在不考慮地應力時，周邊孔裝藥量為：

=0.46kg

因此，在考慮地應力之后可以得到周邊孔的理論裝藥量為：

=0.450kg

2.2.4 現場實際裝藥情況

由上述計算結果可以得到，各類炮孔的理論裝藥量為：掏槽孔理論裝藥量為0.724kg，輔助孔理論裝藥量為0.617kg，周邊孔理論裝藥量為0.450kg。再參考爆破現場實際情況得到現場設計裝藥量見表4。

表4 現場設計裝藥情況表

3 爆破方案設計

根據-648m水平降溫硐室的現場實際情況，對爆破參數采用不同的方法進一步優化，提出方案Ⅰ、方案Ⅱ以及方案Ⅲ：方案Ⅰ掏槽孔孔深設計為2.1m(超深為300mm)；方案Ⅱ掏槽孔孔深設計為2.2m(超深為400mm)；方案Ⅲ掏槽孔孔深設計為2.3m(超深為500mm)。三種方案中其余孔深均為2m，槽間距1.2m、掏槽孔水平角度設計為77°，輔助掏槽孔水平角度設計為86°，總炮孔數97個，總裝藥量53.25kg。爆破參數見表5，優化后超深400mm的炮孔布置如圖1所示。

表5 爆破優化參數表

圖1 炮孔優化布置(mm)

與原始方案進行比較：優化后炮孔數量比原始方案少了8個，總裝藥量少了2.6kg；增加了兩個中心孔，并且將中心孔的起爆順序調整為Ⅱ段，這樣在掏槽孔炸藥爆炸后向巷道拋射的過程中，能夠很好地減少大塊產生；將每種炮孔的單孔裝藥量進行區分，在不影響爆破效果的同時減少了總裝藥量；巷道斷面上炮孔的分布更加合理，能夠很好地提高工人打孔裝藥的工作效率。

4 現場試驗情況分析

4.1 施工情況對比

為了確保試驗數據真實有效，原始方案和三種新方案各試驗兩次，同時將得到的所有數據均取平均值，計算的最終數據見表6。

表6 原爆破方案和優化后新爆破方案施工情況對比

對比采用原爆破方案和新爆破方案三種情況下的施工情況可以發現，采用“準楔形復式掏槽+超深”爆破掘進方案具有以下優點：①三種新的方案所需要的炸藥量以及炸藥單耗對比舊方案有明顯的減少；②新方案的爆破后爆堆拋射的范圍較原方案減少很多；③新方案的巷道成型質量對比原方案有明顯提高，同時大塊率有明顯的降低；④新方案的炮孔利用率都達到了95%左右，相比原方案的84.2%有了很大的提升。

4.2 爆破效果評價

通過現場跟班調研，了解設計的新方案Ⅰ、Ⅱ和Ⅲ爆破后的巷道情況。爆破后爆堆的塊度對后續的出矸作業有較大影響。在各方案爆破實驗中，通過現場對爆破后的矸石進行測量。從距離爆破作業面0～5m的位置進行矸石大塊的塊度直徑測量，每次測量的塊數定為100塊。

經過現場測量原始爆破方案和三種新方案八次爆破后大塊矸石的直徑，分別取四種方案的兩次試驗的平均值記錄在表7中進行對比分析。從表中可以看出，原始方案爆破后的最大塊度為42.67cm；而按照新方案Ⅰ爆破后的最大塊度為37.51cm，較原始方案爆破后的最大塊度尺寸減小12.10%；按照新方案Ⅱ爆破后的最大塊度為36.74cm，較原始方案爆破時的最大塊度尺寸減小13.91%，按照新方案Ⅲ爆破后的最大塊度為38.04cm，較原始方案爆破時的最大塊度尺寸減小10.93%.從平均爆破塊度看，原始方案爆破的平均塊度為18.82cm，塊度較大.而按照新方案Ⅰ爆破的平均塊度為15.53cm，較原始方案爆破時的平均塊度減小約17.48%，按照新方案Ⅱ爆破的平均塊度為14.78cm，較原始方案爆破后的平均塊度減小約21.47%，按照新方案Ⅲ爆破的平均塊度為15.94cm，較原始方案爆破后的平均塊度減小約15.30%，說明按照三種新方案爆破后的巖石塊度情況相比于原始方案得到了顯著改善。

表7 四種爆破方案爆堆塊度分布

5 結 論

1)將爆破參數優化后的三種爆破試驗方案運用于該煤礦-648m水平降溫硐室，試驗結果表明，相對于原始方案，三種設計方案的炮孔利用率提高了15%，均達到了95%；炸藥單耗也由原來的1.64kg/m3降低到了1.4kg/m3左右；爆破后的巷道斷面平整，沒有出現欠挖和鼓肚現象，大塊矸石出現的情況大大減少，堆放也較為合理，散落分布在巷道路面上，沒有出現大規模的矸石堆積現象，為下一循環創造了較好條件。

2)基于本次爆破試驗所在區域的工程概況，從巖性，掏槽形式，炮孔分布，掏槽孔深度四個角度進行分析，對于較為堅硬，層理發育較為明顯的砂巖來說，在采用“準楔形復式掏槽+超深”爆破掘進技術的基礎上優化爆破參數：區別不同的炮孔種類進行裝藥，改變炮孔分布，增加掏槽孔超深能夠有效的減少大塊矸石數量以及爆堆分布，提高炮孔利用率，增加巷道掘進進尺，大大節約了掘進成本，提升掘進的巷道質量。

3)通過對三種新的爆破設計方案的對比分析，在試驗巷道中，最終在設計的三種試驗方案中選定最優化的方案Ⅱ，掏槽孔超深深度為400mm時，炮孔數目最少，大塊率以及炸藥單耗均為三種試驗方案中最優，炮孔利用率達到了96.4%，相比于原方案提升了12%.炮孔利用率的大大提高有利于保障巖巷掘進進尺水平，保障煤炭資源的持續供應。所以，本文進行掏槽孔超深深度優化研究，進而提高炮孔利用率，具有重要的現實意義。