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摘要：针对皖北煤电公司钱营孜煤矿二水平延伸工程硬岩施工段，爆破单进低和施工成本高，现场采用“复合楔形错落掏槽技术”，选择合理的爆破掏槽方式、炮眼深度、炮眼布置、抵抗线、周边眼间距等爆破参数进行试验。试验结果表明，硬岩巷道采用大孔径、大眼距、双楔复合掏槽技术取得较好的掏槽效果，提高了循环单进，降低了施工成本。

关键词：特硬岩;斜巷;掏槽方式;爆破参数

目前，煤矿岩巷掘进爆破作业方式，炮眼深度一般为1.6-2.0m，中硬以下岩石循环进尺可达到1.4-1.6m，爆破效率可达85%-90%以上;而对于坚硬岩石，爆破效率普遍较低，效率仅有30%-50%，且爆落岩石大块率高、装岩生产效率低、循环时间长，严重制约掘进施工进度。为提高掘进速度，现场多是浅眼小循环作业，但浅眼小循环存在一些缺点，工序转换多、工艺重复多、准备和辅助作业时间长、材料消耗量大、成本高、工效低。中深孔掘进爆破技术则可减少辅助作业时间，提高循环单进，因而被认为是加快掘进速度最为有效的技术手段之一，也是目前岩巷掘进爆破的发展方向，随着钻装机械化作业线配套使用，凿岩深度和效率大幅提升，针对硬岩巷道掘进中深孔爆破技术和工艺成为急待解决的技术难题。

煤矿巷道硬岩爆破技术，总体来说有以下特点：

一：煤矿巷道断面普遍较小，岩石致密坚固，而且完整的岩石内聚力大、强度高、波阻抗高，应力波在其中传播时衰减较慢，这类岩石的破坏主要取决于应力波的强度。

二：炸药单耗和单位体积岩石钻孔长度与掘进面积有密切关系，当中深孔爆破作业时，炸药单耗和钻孔长度增大;，炮眼利用率极低，爆落岩石大块率高，支护效率低、装岩效率很低。

三：在高瓦斯矿井施工中，采用煤矿许用毫秒延期电雷管，雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，雷管段数少，爆破时炮眼较多，受应力波相互夹持夹制作用，爆破效果差，爆破效率低。

这三个特点决定了煤矿硬岩巷道的爆破参数优化困难，效率不高。为此，以皖北煤电公司钱营孜煤矿二水平延伸工程为例，针对硬岩巷道掘进中爆破参数进行试验和研究，以期获较理想的爆破效果。

一、工程概况：

钱营孜煤矿于2006年12月开工建设，2010年6月8日投产，2012年5月，核定生产能力为3.85Mt/a。一水平井田面积约74.1237km²。为满足矿井采掘接替需要，现对二水平进行开拓延伸，采用暗斜井+立井开拓方式。

我单位施工的-650m～-970m暗回风斜井、巷道坡度-14.5°，设计长度1248m，巷道断面为直墙半圆拱型，掘进断面S掘=22.7m²，掘进宽度5.6m，掘进高度4.6m，采用液压凿岩钻爆法施工。机械化作业线配套：CMZ2-180/35煤矿用钻装一体机+DSJ100/2*90可伸缩皮带机+卧式矸石仓+PB90  侧卸式耙矸机+MGC1.7-6箱式矿车+XK5-6/90电机车;辅助运输：DC40/74Y防爆柴油机单轨吊机车运输物料。作业方式：一掘一锚一喷一次成巷。爆破器材：爆破作业采用5段煤矿许用电雷管串并联起爆网络，炸药详见附表1《爆破材料技术参数一览表》

根据地质资料显示3²煤顶板局部岩石普氏硬度最大达f=19.29（已揭露厚度14.1m和厚度11.4m），3²煤底板局部岩石普氏硬度最大达f=10.44（厚度9.8m）。巷道附近围岩产状110～120°∠10～15°，沿施工方向岩层视倾角2～4°，揭露岩性描述：石英砂岩：浅灰白色、黄白色、局部黄褐色，含有铁质胶结物 时呈浅褐红色。石英碎屑含量较大。碎屑一般为圆状-次圆状，分选好，以中、细粒为主。胶结物为次生加大石英，局部夹方解石等。地质情况详见附图2《胶带斜巷实测地质剖面图》。

硬岩取样和力学试验，普经江苏地质矿产设计研究院检验，针对现场四块取样岩石普氏硬度系数分别为：f=13.4，f=11.1，f=11.1，f=8.96，f=8.65;详见附图3《暗回风斜井岩石取样照片和力学试验报告》：

二、爆破设计：

根据国内岩巷施工现状，结合钱营孜煤矿二水平现场工程条件、技术条件、施工机具、人员配置、施工安全性等综合考虑，制定以下施工方案：采用现有的钻装机HC-28（蒙特贝）液压凿岩机打眼，在掏槽眼使用大钻孔、大药卷集中装药方式，采用优化设计的爆破参数，一次爆破。

掏槽设计：原先爆破参数不合理：

1）主要集中在掏槽技术不合理，巷道为硬砂岩，抗压强度大，利用单楔形掏槽技术和直楔复合掏槽技术爆破单进低，效果差，受断面和岩石的夹制作用，炮眼利用率低;

2）掏槽眼眼底间距大，孔底底部岩石无法在冲击波作用下破碎，无法抛投完全，掏槽眼为辅助眼创造的自由面不够，致使矸石抛投量少。

3）周边眼装药量过大和周边眼间距不合理，致使周边眼对围岩破坏，沿轮廓波浪式“鼻梁”、“牛鼻孔”，局部欠挖和超挖严重，增加现场支护难度，浪费支护材料。

在充分利用“多阶段掏槽理论”研究成果，结合现场实际，设计了“双楔形复合错落掏槽”，利用楔形内腔小，外腔大，在掏槽眼眼底集中大药量分次分段进行预裂和抛投，减少岩石夹持、夹制作用，增大掏槽腔体积，提高掏槽深度，为爆破效率提升提供了较大的自由面。

4）掏槽眼技术参数：主掏槽眼布置于中线两侧各5个，开口距中线1.2m，眼间距0.3m，距离底板0.4m，炮眼角度72°;辅助掏槽眼布置于中线两侧各4个，开口距中线1.5m，眼间距0.3m（与辅助掏槽梅花布置），距离底板0.55m，炮眼角度77°，中空眼3个（深度2.4m，间距150mm）为抛投创造自由面。详见附图5《双楔形复合错落掏槽布置示意图》。

光面爆破设计：

1、光爆周边眼间距设计：

依据光面爆破技术岩石裂纹形成机理，可求得周边眼炮眼间距：

式中：

K=爆炸应力波系数，K=1.85-4.5，按不同种类炸药取值，煤矿许用三级水胶炸药（02U），测定取K=4.0;

b=切向应力与径向应力比值，取 b=r/（1-r）=0.33;r=炮泥材料的泊松比，取0.25;

a=应力波衰减系数，a=2-b=1.67;

p=炮眼壁上产生的冲击压力，p_max=S_c，S_c=岩石单轴抗压强度，实验室测得S_c=86.5-134MPa;S_t为单轴抗拉强度，S_t=7.6MPa;

d_b=炮眼直径，D_b=46mm。

经计算得出炮眼间距：685mm，结合现场情况和工程经验（光面爆破眼间距一般取炮眼直径10-20倍，软岩取小值，硬岩取大值），选取周边眼间距为450mm，并根据围岩硬度进行适度调整。

2、光爆周边眼装药量设计：

周边眼的装药量必须保证装药爆炸后，周边眼有半个炮眼眼痕。据此原则，可得出每米炮眼的装药长度：

经计算得出每米炮眼装药长度为386g/m，周边眼深度取2.8m，则周边眼装药量q₁≤1039g，结合现场施工经验和炸药规格确定为1000g。

3、光爆周边眼最小抵抗线设计：

由于硬岩抗压强度高，抗拉强度低（硬而脆），避免周边眼装药量大形成“波浪式超挖”，适当增大抵抗线为600mm。

4、炮孔布置与爆破网络设计：

1）炮孔直径d，考虑到断面大小、炸药性能和液压凿岩钻孔速度等因素，掏槽眼（18个）和周边的炮眼直径均为45mm;

2）炮眼深度L，考虑循环进尺和作业方式，试验中对炮眼深度L不进行改动。

3）炮眼数目N：

式中：

N=炮眼数目;

f=岩石普氏硬度系数，取10.2

S=巷道掘进断面面积，取22.7m²

经计算得出炮眼数目58个，考虑周边眼布置间距、岩石坚固性系数、光面爆破效果，炮眼设计为92个。

4、起爆网络设计，采用五段雷管 、四并一串起爆网络;

5、炮孔设计原则：考虑炮眼利用率、光面爆破、抛投矸石满足蹬矸支护高度需要的要求进行综合布置，本着“重掏槽，弱周边，大块关键在中间，底眼控制堆成山”;掏槽眼布置在巷道中下部，防止矸石抛投较远崩坏设施;周边眼布置在轮廓线上，外扎角1-2°，相互平行，特别是控制 “腮夹部位”炮眼方位角和俯仰角;辅助眼主要布置均匀，眼底间距控制在700mm以内，防止大块矸石出现;底眼角度比巷道设计坡度大8-10°，防止巷道底板深度不够，根据抛投堆高度适度调整底部眼装药量，以满足爆破后锚索机支护高度的需要。

结语：

1）本设计实践应用了“双楔形复合错落掏槽技术”，对比直眼掏槽、楔形掏槽、直楔复合掏槽技术相比，该技术综合“多阶段掏槽理论研究”成果，以掏槽区炸药能量释放顺序为基础，实现主掏槽孔进行主预裂，辅助掏槽孔加大破碎和抛投效果，避免了一次掏槽坚硬岩石的夹持和夹制作用，掏槽深度和腔体更大。

2）从实践上验证了“坚硬岩石两段掏槽成腔理论”，有效规避坚硬岩石的摩擦阻力和抗拉阻力，更便于液压凿岩臂对打眼角度的控制和操作，施工简便。

3）通过皖北煤电公司钱营孜煤矿二水平延伸工程实践“双楔形复合错落掏槽技术”和“CAD钻臂姿态模拟角度控制技术”，以严格的角度控制掏槽眼底尺寸和两侧掏槽眼的平行度，利用凿岩臂动钻头不动钻尾的特点，单循环进尺由原先的循环单进1.7m提升至2.5m左右，循环单进率提高50%;超欠挖率降低了50%;单位炸药、雷管、支护材料大大节约，实现了17天快速通过硬岩53.6米的成绩，取得了良好的技术经济效果，具有积极的推广意义和应用价值。