破碎礦巖采掘中光面爆破與錨噴網聯合支護技術研究

賈彥州

（山東煙臺鑫泰黃金礦業有限責任公司，山東 煙臺 265147）

隨著開采規模的不斷擴大導致淺部易采礦產資源瀕臨枯竭，為了更好的滿足人類對礦產的需求，人們逐漸展開對難采礦山的開采[1]。但由于此類礦山屬于巖體復雜的軟巖型礦山，其巖石結構強度與巖塊間的膠結強度偏低，在開采過程中受爆破等壓力干擾后容易發生片幫及冒落等問題[2]。若不及時采取支護措施，會加劇巷道周圍圍巖的松散范圍，導致行人﹑運輸﹑通風等困難，嚴重影響礦井安全生產。當單一的支護形式無法滿足巷道支護要求時，應盡快尋找更加合理的復合巷道支護技術，將礦井風險控制在最小范圍內。

通過對工程地質的調查和對巷道變形破壞規律的分析，確定采用“光面爆破與錨噴網支護”的巷道維護技術。其工作原理是：通過光面爆破成巷來減少因爆破震動對圍巖造成的破壞，盡量保持圍巖的完整性，有效提升圍巖的自撐能力；再通過安裝水泥卷預應力錨桿，使巷道周邊的圍巖形成內部應力相互重疊的連續擠壓加固帶，能有效的抵抗圍巖應力；最后結合噴漿層與金屬網將破碎的圍巖相互粘結形成整體，防止冒落現象的發生。

1 光面爆破設計

1.1 設計的理論依據

光面爆破是在井巷掘進設計斷面的輪廓上安裝間距較小且相互平行的炮眼，要選擇低爆速或低密度的炸藥，或者采用不耦合裝藥，一定要嚴格控制炮眼的裝藥量，同時起爆，使爆炸作用貫穿于炮眼連線上，并將各炮眼的連線延伸至井巷輪廓線，最終將巖石崩落。光面爆破效果的好壞主要取決于光面爆破參數的設計，其參數主要包含爆孔長度﹑炮眼間距﹑光爆層的厚度（即周邊眼最小抵抗線）﹑裝藥的結構方式以及裝藥量等等。

1.2 光面爆破參數設計

光面爆破在進行礦山巷道或隧道掘進施工中，主要采取兩種方案，一種是全斷面一次爆破，另一種是預留光爆層分次爆破方案。在進行全斷面一次爆破作業時，主要起爆系統采用多段毫秒電雷管或非電塑料導爆管按照起爆順序依次起爆。全斷面一次爆破多用于一些小斷面巷道的掘進作業，起爆順序依次為：掏槽眼﹑輔助眼﹑周邊眼等如圖1所示。而預留光爆層的分次爆破主要應用于一些大斷面巷道或隧道的施工。根據該金屬礦山的實際情況，我們最終選擇了全斷面一次爆破。

圖1 全斷面一次爆破

（1）光爆孔長度。為保障光面爆破技術的實施效果，除了考慮礦山巖層的實際條件和工程光面爆破合理參數以外，還有計算精確的鉆鑿鉆孔。由于鑿巖器具及光面爆破鉆孔的技術要求，光爆孔的長度應該適中，不應該過長或者過短。如果光爆孔長度過短，整個掘進循環次數相對增加，效率降低，炸藥﹑雷管﹑導爆索等材料消耗過多，出現“接茬”等現象，最終光面爆破平滑度降低。如果光爆孔長度過長，鉆孔的精確度不好掌握。有些光爆孔可能會超出巷道斷面輪廓線，破壞整體光面爆破效果。而且光爆眼過長會帶來裝藥困難。所以，根據經驗，我們選取光爆眼的長度L=2～2.2m。

（2）裝藥方式。在爆破工程中常用的裝藥方式主要是不耦合裝藥方式，該裝藥方式主要以空氣作為不耦合介質，因為空氣相對于水介質它的可壓縮性較強，在爆破中爆轟波及爆轟產物通過空氣介質作用于孔壁，爆生氣體膨脹，體積增大，壓力降低。不耦合裝藥方式不僅能削弱破碎區對能力的消耗而且還能夠延長爆破時間，提高爆破效率。因此，結合該金礦巖石實際結構以及設計目的，同時同時降低爆破對粉碎區的破壞，實驗采場選用間隔不耦合裝藥方式，以空氣作為不耦合介質。實驗場裝藥不耦合系數主要采取藥卷直徑為25mm，所以dc=2.5cm；而YT28式氣腿式風動鑿巖機配用的釬頭直徑為3.8cm，即dd=3.8cm。所以光面爆破不耦合系數為：

（3）孔間距。①按照應力波疊加理論計算。在這種理論指導下，要實現炮孔間的貫通裂縫，必須使炮孔連線中心的拉應力大于巖石的抗拉強度。若作用于炮孔壁上的初始峰值為p2，且相鄰炮孔同時起爆，則在炮孔連線中心點處產生的最大拉力為：

其中：k—為修正系數，k=0.80～1；σ粉—般粉砂巖的抗拉強度，σ粉=5.0MPa。

所以，炮孔間距為：

②按照應力波與爆生氣體的共同作用原理：則炮孔間的距離為：

式中：Rk—每個炮孔產生的裂紋長度（m），；p—爆炸氣體充滿炮孔體積時的靜壓力（pa）。

根據凝聚炸藥的狀態方程，有：

式中：pk—爆生氣體膨脹過程中的臨界壓力，一般取pk=1000Mpa；pc—爆轟壓，—高壓狀態下爆生氣體的等熵指數，可取=3；—低壓狀態下爆生氣體的等熵指數，可取=1.4；Vb﹑Vc—炮孔體積與裝藥體積。

按照應力波與爆生氣體的共同作用原理，首先單個炮孔在應力波作用下的裂紋長度為：

又裝藥體積與炮孔體積之比為：

爆轟壓為：

則爆炸氣體充滿炮孔體積時的靜壓力為：

所以，按照應力波與爆生氣體共同作用原理，炮孔間距為：

綜合上述①②可知，孔間距的有效取值范圍為：

為保證巷道頂板的有足夠的原巖應力及減少破碎帶，設計巷道頂板的孔間距應該較小，取450mm；兩幫孔間距選取600mm。

（4）最小抵抗線。礦井巷道掘進中光面爆破的光爆層厚度可利用光面爆破孔間距與裝藥密集系數確定。

式中：W—光面爆破的最小抵抗線mm；m—裝藥密集系數，一般取m=0.8～1.0。

因此，可知金礦光面爆破的最小抵抗線范圍為：

W=a/m=350～700mm

故，設計取巷道兩幫和頂板光面爆破層厚度為500mm。

2 錨噴網支護設計

2.1 錨噴網支護理論分析

由于該金礦礦巖條件十分不好，礦層頂板巖性為凝灰質粉砂巖及巖屑石英雜砂巖，巖石力學強度低。礦層底板巖性為薄層狀泥晶灰巖夾含炭鈣質板巖。整個巖層間的結合力屬于中等水平，屬于較穩定巖層但具有易風化和較強浸水性，裂隙及節理發育的特征，在開采中巷道易發生冒頂和塌方事故。即使在光面爆破后，也不能完全保證巷道的安全。因此，對巷道﹑特別是回采巷道的破壞機理進行分析，并針對此做出相應的支護措施十分重要。

錨噴網支護技術主要是由網筋﹑錨桿﹑噴層以及圍巖等組成的四位一體的整體承載結構，它在內加固支護中發揮了較強支護能力。它利用網筋將錨桿與錨桿﹑錨桿與噴層等支護材料形成了一個相互制約的整體結構，可大大提升支護層的抗剪﹑抗拉及抗變形的能力，使得支護的整體剛度和強度都上升一個層次，能夠更好地適應巷道圍巖的惡劣環境。

2.2 錨噴網支護參數設計

（1）錨固長度。錨固劑錨固的長度是錨固力是否達到設計標準的一個重要因素。同時，合理的選擇錨固劑及錨固長度也是經濟上一項迫切要求。到目前為止，國內礦山還沒有一個較為完善的經驗公式來計算錨固長度。根據礦山選用的錨固劑種類及設計錨固力（50MPa）；結合國內大多數類似礦山的錨固長度，設計錨固長度400mm。

（2）錨桿長度的設計。按照懸吊計算錨桿的長度，可得經驗公式：

式中：L—設計錨桿長度，mm；L1—錨桿的錨固長度，一般取L1=300～400mm；L3—錨桿的外露長度，一般取L3=100～150mm；L2—錨桿的有效長度，一般來說，有效長度的計算公式為：

式中：K—安全系數，一般取值在1.5～2.5之間；H—軟弱巖層的厚度或冒落拱高度,m；B—巷道的掘進寬度，B=3.0m；f—頂板巖石的普氏系數，對于該金礦來說，f=4～6，取巖石的一般堅硬系數，f=4。所以，錨桿的最小設計長度為：

因為，該金礦本身礦石比較破碎，特別是回采巷道。且本身又經過爆破的震動，所以破碎層厚度要比一般的破碎層厚度來得大。為例確保錨桿長度能夠穿過破碎帶起到相應懸吊作用故錨桿實驗設計長度為2m。

（3）錨桿體的直徑。對于錨桿體直徑的選擇，錨桿體直徑過大或過小都不合理。錨桿體直徑過大，對于礦山來說是一種資源的浪費，無形之間增加了巷道的支護成本。錨桿直徑過小則達不到預期的懸吊錨固力，起不到支護的作用。通常情況下，可根據桿體承載力和錨固力等強度值加以計算：

式中：d—錨桿桿體直徑，mm；Q—錨桿設計錨固力，80kN；σ—錨桿桿體的抗拉強度，450MPa；

錨桿桿體最小設計直徑為：

為確保錨桿具有足夠的錨固力，以及巷道的穩定性同時依據螺紋鋼桿體直徑系列，故錨桿設計直徑為16mm。

圖2 錨桿結構及其主要部件和尺寸mm

（4）錨桿排﹑間距設計。錨桿排﹑間距的設計也是一項重要的技術指標。按照懸吊理論的計算公式，錨桿的排﹑間距可根據每根錨桿懸吊的巖石重量進行確定。

式中：a—錨桿的排﹑間距，mm；γ—被懸吊巖石的重力密度，kg/m3。根據鎮沅金礦的巖石條件可知，。所以，錨桿排﹑間距的最大設計值為：

由于巖石破碎，為保證巷道支護有良好的效果，故取錨桿的孔間距a=1.0m，排間距為a=1.0m。

（5）金屬網設計。金屬網主要是作用于錨桿間的非錨固巖層將其產生的載荷力傳遞給錨桿，進而有效控制其變形，有效提升巖體的殘余強度。依據錨桿的排距與搭接部分寬度來計算金屬網的寬度，其一般公式為：

式中：b—金屬網寬度，m；a—錨桿的排間距，m；b1—金屬網搭接的寬度，一般取b1=0.1～0.15m。

而為保證金屬網能有效的將已碎裂的巖石拖住；金屬網能夠緊貼巖壁。故取金屬網的網度為100mm×100mm。

（6）噴漿厚度設計。在對回采巷道噴漿中主要進行兩次噴漿，首先第一次是在錨桿支護之前進行巷道斷面的素噴，主要是便于錨桿眼的施工。當金屬網懸掛作業完成后需要在金屬網上進行噴漿，這是第二次噴漿作業，以最后保證支護強度，確保回采巷道的穩定。二次噴漿的厚度為70mm，噴漿強度依然為20MPa mm。故對于回采巷道來說，整個噴漿厚度為100mm，噴漿強度為20MPa。對于巷道頂板來說，噴漿厚度可適當增加。

3 工程實驗分析

3.1 試驗地點的選擇

光面爆破與錨噴網聯合支護技術的實驗采場的選擇有幾個需要注意的條件：①試驗采場的礦巖條件必須要能夠代表該金礦礦巖的一般性。②應選取中厚礦段采場，便于監測鑿巖及中深孔爆破過程中巷道的穩定性。如選在薄礦體地段，則因為采取的不是中深孔爆破，不能觀測巷道在“強”擾動情況下的穩定情況。不利于實驗。③試驗地段還要兼顧礦山生產，要求在試驗進行初期就能進行開采的地段，方便后期支護參數的調整﹑以及實驗結論的推廣應用獲得充足的時間。

試驗研究小組分別在D1633中段3線穿脈﹑11線穿脈，L1633中段16線穿脈和D1593中段0線斜井掘進工作面進行了光面爆破及錨噴網支護試驗。

3.2 實驗效果分析

（1）技術效果分析。原礦山沒有進行光面爆破的回采巷道，回采巷道的輪廓不光滑，與設計巷道的輪廓線相去甚遠。爆破后的破碎帶范圍較大，浮石較多，能明顯看到巷道兩幫裂隙較多。效果很不理想。通過試驗采場進路巷道光面爆破實施后，巷道表面相對光滑，可看到相對完整的輪廓線，

巷道頂板及兩幫得浮石較少，破碎帶較普通的掘進爆破要小。效果比普通一次爆破要理想得多。經過多次試驗研究，針對不同的巖體條件和解理﹑裂隙情況，不斷地調整爆破參數，進一步完善爆破工藝，使光面爆破技術在這些作業面都取得了較好的效果。光面爆破技術優于普通爆破。

通過試驗采場巷道的情況，可以看出光面爆破和錨噴網支護技術在此礦山比較適用。從巷道的掘進作業一直到回采結束后，巷道圍巖穩定性良好，無頂板冒落及片幫等事故發生。為巷道的回采工作順利進行提供了良好的安全環境。單從技術上講﹑光面爆破與錨噴網聯合支護這種集成技術的應用，在該金礦這種礦巖條件下，取得了良好的成績，是合理的，成功的。

（2）經濟效果分析。由于該金礦地處偏僻，材料的購買﹑運輸都比較困難，費用較高。而且礦體圍巖屬于壓碎性的炭質板巖及泥質粉砂巖，非常破碎，所以其支護成本一直較高。就原礦山使用的木支護﹑鋼拱架支護和現在試驗使用的錨噴網支護在材料消耗﹑成本與爆破器材等方面進行對比析，以展示錨噴網支護的優越性。

4 結論

本次光面爆破與錨噴網聯合支護技術試驗，是將光面爆破技術與錨噴網支護技術聯合起來進行應用的試驗。它根據該金礦特殊的礦巖條件，通過光面爆破以及錨噴網支護理論和和相關參數的計算，對金礦的實際礦巖情況進行分析，判斷采取某一種單一的光面爆破技術或是錨噴網支護形式都無法有效確保回采巷道的穩定性，只有采取兩者相結合的聯合技術形式才能確保礦山開采的安全性。最后從理論的角度保證了試驗的合理性，并通過現場試驗證明了其實用性。