深部岩巷穿越“煤-石灰岩”岩层钻爆技术研究

李达昌 杨双锁 孙龙华 苏 鑫

(太原理工大学矿业工程学院，山西 太原 030024)

深部岩巷穿越“煤-石灰岩”岩层钻爆技术研究

李达昌 杨双锁 孙龙华 苏 鑫

(太原理工大学矿业工程学院，山西 太原 030024)

结合阳煤五矿皮带运输巷的实际情况，针对遇到的“煤-石灰岩”组合断面巷道,提出新的爆破方案。通过对掏槽形式的数值模拟，分析其爆炸能量的传递，提出了双楔形掏槽；以光面爆破为基础，对巷道不同层位的周边眼及辅助眼进行优化；现场观测方面，采用了爆破振动测试技术和现场直观测量。最终确定了“双楔形掏槽+合理调整周边眼及辅助眼”的爆破方案，炮眼利用率可达90%左右,有效地提高了进尺，保证了岩巷高速高效掘进。

组合岩层 数值模拟 双楔形掏槽 光面爆破

钻爆工作是掘进巷道过程中至关重要的工序,爆破质量的好坏对岩巷高速高效掘进有着重要影响。随着浅部煤炭资源的枯竭，深部开采已成为发展趋势，与浅部开采相比，巷道掘进炮眼利用率低，爆破震动影响大，超欠挖现象明显，巷道成型不规整等[1]。造成这些现象的原因有以下几方面：首先，深埋巷道围岩处于较高的压应力状态，爆破夹制力大，难以得到满意的掏槽效果；其次，在提高岩巷掘进爆破效率方面仍以优化爆破参数为主，从爆炸能量合理利用角度考虑破岩的研究较少[2-6]；最后，制定爆破方案往往只考虑单一岩层，忽略了巷道穿越不同岩层组合时爆破参数的优化。

1 理论依据

1.1 掏槽爆破机理

掏槽的作用是将工作面部分岩体进行破碎形成一个新的自由面，为后续爆破创造有利条件，改善爆破效果[7-8]。掏槽爆破形成过程：装药起爆形成应力波并相互作用使岩石破裂，而后爆轰气体产物渗入到新的岩石裂纹中，造成裂缝进一步的扩张和延伸，使岩石充分破碎形成破碎区，最终在爆轰气体的继续推动下将岩石碎块和爆轰气体的伪流体朝径向方向抛掷，形成槽腔。

1.2 光面爆破原理

光面爆破就是通过控制爆破的作用范围和方向，减少爆破对保留岩体的破坏，进而形成平整断面的一种爆破方式。其机理是：周边眼同时起爆，各炮眼的冲击波向其四周作径向传播，相邻炮眼的冲击相遇，则产生应力波的叠加，并产生切向拉力，拉力的最大值发生在相邻炮眼中心连线的中点。当岩体的极限抗拉强度小于此拉力时，岩体便被拉裂，在炮眼中心连线上形成裂缝，随后，爆炸气体膨胀造成裂缝进一步扩展，形成平整的爆裂面[9]。

实现光面爆破最主要的是控制周边眼的位置及装药量。周边眼位置的确定包括周边眼合理间距和光面爆破层厚度。对于周边眼的合理间距一般采用400～500 mm,光面爆破层厚度即最小抵抗线的大小，一般为炮孔直径的10～20倍。岩质软弱、裂隙发育者，眼距应小而抵抗线应大；坚硬、稳定的岩石上，眼距应大而抵抗线应小。大量实践证明，光面爆破层厚度b和周边眼距离a存在以下K系数关系：

(1)

2 工程实例及原方案分析

2.1 工程背景

阳煤五矿+211 m水平皮带运输大巷，全长1 025 m，埋深830 m左右,属于深埋矿井。巷道沿15#煤底板掘进，属于穿层巷道，依次穿过砂岩、砂质泥岩、石灰岩、煤。其中有将近200 m为“煤-石灰岩”组合断面巷道，断面采用直墙半拱，尺寸宽为5.4 m，高为4.1 m，断面面积为30.45 m2。原爆破方案采用“直线+楔形”混合掏槽，周边眼的间距均为400 mm，辅助眼间距500 mm。YT28型气腿式凿岩机打眼，爆破采用煤矿许用III级乳化炸药，规格为φ35 mm×200 mm×200 g。起爆方式为电雷管毫秒微差起爆。

2.2 原方案存在的问题及分析

通过分析皮带运输大巷现场实际爆破效果，认为主要存在以下几个问题。

(1)超欠挖现象明显，断面成型不好。由于皮带运输巷周边眼装药量偏大，造成巷道轮廓线以外的围岩强度遭到破坏，破碎区增大，巷道稳定性降低，也增加了支护工作量和材料消耗。

(2)碎石抛掷距离远，砸坏器械现象时有发生。一方面，是由于封孔质量差，未能保证炸药充分反应，使爆轰气体过早地从炮孔逸出，造成飞石抛掷、爆块不均匀。另一方面，阳煤五矿皮带运输巷爆破参数不合理，造成眼装药系数过大，使爆生气体产生更大的能量，对碎石作功也随之增加，最终造成飞石距离加大。

(3)炮眼利用率低，单位炸药消耗量高。主要是因为皮带运输巷始终采用原有单一的掏槽方式，不考虑复合断面的影响，造成爆炸槽腔过小，岩石夹制力变大，使得炸药大部分能量用于克服夹制力做功，从而造成掏槽失败，一定程度上制约了钻爆效果。

3 新方案的提出

3.1 双楔形掏槽形式的提出

阳煤五矿的“煤-石灰岩”组合巷道具有深埋大、断面大、掏槽部分为坚硬石灰岩等特点，这就造成巷道周围处于高压应力状态，夹制作用强，槽腔难以形成。为此提出用双楔形掏槽代替原方案的“直线+楔形”混合掏槽，并对这种双楔形掏槽进行数值模拟，分析能量传递过程中应力对周围岩体的影响。模拟只对掏槽部分进行，选取14 m×4 m×12 m的岩体,炮孔直径38 mm，一阶楔形掏槽8个，二阶掏槽10个，炮孔模型如图1所示。

图1 爆破模型Fig.1 The model figure of blasting

为了简化计算，根据对称性取模型的一半作为研究对象。从图2～图3中可以看出，炮孔爆炸后，形成的应力波对周围岩体的压力值不断增加，且在很短的时间内达到极高值，图2上显示60 μs左右应力值最大，随后经过几次波动逐渐降低。在爆炸起初阶段形成的爆轰波与高温高压气体挤压炮孔周围岩体，当压力值高于岩石动态抗压强度时，岩石被压碎形成粉碎区，粉碎区的范围大致在1.5～2.5倍的炮孔直径。在破碎区形成后，压力波向远处辐射造成了裂纹进一步沿炮孔径向扩张。如图3，爆炸在900 μs左右基本完成，在图上显示大部分区域为拉应力区，可见随后的岩石破坏主要是由于沿径向的拉力超过了岩石的抗拉强度而被拉坏。对双楔形掏槽爆破整体分析可知炮孔眼底失效效果明显，掏槽效果良好，可满足光面爆破基本要求。

图2 60 μs有效应力云图Fig.2 The effective counter of pressure on 60 μs

图3 900 μs有效应力云图Fig.3 The effective counter of pressure on 900 μs

3.2 合理爆破参数的确定

3.2.1 炮眼直径D

炮眼直径受到炸药性能、周围岩体物理力学特征、掘进断面大小、钻眼机具等的制约。结合现场实际情况巷道炮眼直径确定为38 mm。

3.2.2 单位炸药消耗量q

单位炸药消耗量取决于岩石性质、断面规格、炸药性能等因素，可用下式确定：

(2)

式中，q为单位炸药消耗量，kg/m3；f为岩石坚固性系数；S为井巷断面，取30.45 m2；k0为校正系数，取0.8。

3.2.3 炮眼数目N

炮眼数目直接影响凿岩时间、爆破块度、巷道轮廓。一般认为，炮眼数目过少，会造成炮眼利用率低，爆落岩体少；炮眼数目N过多，又会造成破碎岩块不均匀。炮眼数目可通过下式确定：

(3)

式中，l为单个药卷长度，取0.2 m；c为炮眼平均装药系数，取0.5～0.7；G为单个药卷质量，取0.2 kg；η为炮眼利用率，取0.9。

3.2.4 炮眼布置方式

按照掏槽形式确定掏槽眼数，对周边眼和辅助眼考虑时，应按照以下原则进行。

(1)先按照巷道成型设计要求确定周边眼，再确定辅助眼数目。

(2)在断面部分为软弱煤层处适当调小周边眼及辅助眼眼距，相反在石灰岩部分应调大眼距。

3.2.5 每循环实际炸药消耗总量Q

每循环实际炸药消耗总量计算公式为

Q=q1N1+q2N2+q3N3,

(4)

式中,N1、N2、N3分别代表掏槽眼、周边眼及辅助眼数目；q1、q2、q3分别为每个掏槽眼、周边眼、辅助眼的装药量。

3.3 新方案的爆破效果分析

实施新爆破方案(如图4，图中数字为炮眼序号)，其中，一阶掏槽眼数目为8个，分4排平行布置，炮眼倾角为65°，装药量为3块，炮泥堵塞长度为0.35 m；二阶掏槽眼数目为10个，分5排平行布置，倾角为70°，装药量为8块，炮泥堵塞长度为1 m；周边眼沿巷道轮廓布置，在上部煤层间距为400 mm，下部石灰岩间距为450 mm，装药块数为6块，炮泥堵塞长度为50 mm；辅助眼分2圈均匀布置于掏槽眼和周边眼之间，炮眼间距为500 mm，装药块数为8块，炮眼堵塞长度为0.8 m。

图4 炮眼布置Fig.4 The arrangement chart of shot hole

对新旧方案进行现场观测，分析如下。

(1)新爆破方案相对于旧爆破方案，巷道成型规则，基本满足断面尺寸要求。平均进尺由1.7 m提高到2.2 m,炮眼利用率也从82%提高到90%，炸药单耗量为1.6 kg/m3，相对有所减少。同时，炮眼数目86个，比原来的92个也少，这就减少了大量的打眼工作。

(2)如图5，旧方案周边眼炮孔周围有明显裂隙，眼痕模糊，且现场统计平均超欠挖量±200 mm；新方案周边眼眼痕较清晰，平均超欠挖量±100 mm。旧方案爆破的块度明显大于新方案，现场统计旧方案大块率17%，新方案仅为10%。

(3)现场采用UBOX -5016-Ⅱ振动信号自记仪记录数据如图6～图7所示，旧方案振动速度峰值发生在35 ms左右且峰值较大，而新方案振动速度峰值明显降低，降振率在40%～60%，对周围岩体振动影响小。这主要是由于原方案掏槽效果差，产生的自由面小，造成岩石夹制力强，为达到好的爆破效果盲目地加大装药量，使得振动速度峰值明显增加。

图5 新旧方案周边眼眼痕对比Fig.5 The comparison of perimeter hole's trace about new and old program

图6 新方案爆破振速Fig.6 The blasting vibration velocityFigure of new program

图7 旧方案爆破振速Fig.7 The blasting vibration velocityFigure of old program

4 结 论

(1)对于阳煤五矿“煤-石灰岩”组合巷道，采用“双楔形掏槽+合理调整周边眼及辅助眼”的爆破方案，炮眼利用率显著提高，月进尺也由80 m提高到105 m，经济效果明显，对以后这类巷道爆破方案的提出有一定的借鉴意义。

(2)通过对双楔形掏槽的数值模拟，可以看出这种掏槽方式确保了槽腔深、体积大，为后续爆破提供更大的补偿空间，在坚硬的石灰岩中适用性较强。

(3)制定井巷爆破方案时，要考虑不同岩性的影响。尽量按照光面爆破的要求,合理调整周边眼及辅助眼间距,并以掏槽理论为依据提出掏槽方式，最终达到理想的爆破效果。

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(责任编辑 徐志宏)

Research of Drilling and Blasting Technology for Deep Rock Roadway Across “Coal-limestone” Stratum

Li Dachang Yang Shuangsuo Sun Longhua Su Xin

(CollegeofMiningTechnology，TaiyuanUniversityofTechnology，Taiyuan030024,China)

Combined with the actual situation of belt conveyer roadway in Yangmei No.five coal mine，a new blasting scheme is proposed for “coal-limestone” composite stratum.Through numerical simulation on the undercutting mode，the blasting energy's transmit is analyzed，and the “double-wedge” cut is put forward.Based on the smooth blasting，periphery hole and satellite hole for different rock stratum in gateway are optimized.At scene observation，the paper adopts blasting vibration testing technique and on-site intuitive measurement.The blasting scheme with the double-wedge cut and the reasonably adjusting periphery hole and satellite hole is determined as final proposal with the shot hole rate of up to about 90%.This scheme effectively improves the footage and ensures the high-speed and efficient drifting of rock roadway.

Composite stratum，Numerical simulation，Double-wedge cut，Smooth blasting

2013-11-22

国家自然科学基金项目(编号：51274145)。

李达昌(1988—)，男，硕士研究生。

TD235.4

A

1001-1250(2014)-01-009-04