安太堡矿赋存巷道端帮岩石松动爆破实践

刘晓明， 祁茂富

(平朔煤炭工业公司，山西 朔州 036006)

安太堡矿赋存巷道端帮岩石松动爆破实践

刘晓明， 祁茂富

(平朔煤炭工业公司，山西 朔州 036006)

随着安太堡露天矿南部端帮原煤提运口自西向东的移设，释放了旧口位置9号煤层和11号煤层的采掘空间，为了安全回收所释放的煤层原煤，需要对9号煤层顶板位置的岩石层实施深孔松动爆破。但因释放空间距离正在使用的原煤输运巷道较近、爆破施工难度较大，故提出了安太堡矿赋存巷道端帮岩石松动爆破方案。通过优化爆破起爆网路、调整装药结构、采用预裂爆破等综合爆破施工工艺，整体达到了岩石松动的目的，并将巷道垂直振动速度控制到了15 cm/s以内，有效保护了正在使用的巷道。爆破实践表明：该方案直接为安太堡矿增加了15.2万m3原煤采出量，将巷道旧口位置的原煤采出率提高到了60.8%以上，具有较高的经济推广价值。本次爆破是巷道近距离爆破施工的一次实践，对巷道周边岩石松动爆破的设计和研究具有一定的参考价值。

采矿工程；松动爆破；爆破实践；赋存巷道；起爆网路；装药结构

1 引言

为了安全回收安太堡露天煤矿南部端帮原煤提运口移设所释放的9号煤层和11号煤层原煤，需要对9号煤层顶板位置的岩石层实施深孔松动爆破，为该处约15.2万m3的原煤采掘提供条件。但根据2011年中煤科工集团沈阳设计研究院有限公司提供的“原煤提运系统初设修改说明”的内容，爆源距离端帮巷道必须大于65 m，而目前释放的空间北部边缘距离巷道59.21 m，故安太堡矿目前旧口释放的空间不具备爆破条件。为进一步提高安太堡矿边界位置的原煤采出率，且保证爆破施工安全，在前期经过细致的现场勘查的基础上提出了爆破方案并完成了该段区域的岩石松动爆破。

2 工程概况

2.1 爆破工程环境

爆破松动的作业区域位于安太堡露天煤矿采场南帮1 265～1 285 m水平，爆区东西走向，南北宽度40～50 m，岩层厚度10～16 m，岩石多为粉、细砂岩，普氏系数6.6～6.7。爆区周边环境复杂：①距离爆区东侧约30 m处为安太堡矿原煤提运巷道入口工作面，该处布置有原煤输运履带、机械设备、辅助设施等；②爆区正下方有3条已经废弃的输运平巷，相互平行；废弃巷顶端距离爆区底板的最小距离为8 m；③爆区以南9号煤层内部有3条在用的带式输运机平巷和1条在建的辅助运输巷。带式输运机平巷东西走向，距离爆区底板的最小直线距离为20.9 m；辅助运输巷有一段处在煤层氧化带内，距离爆区底板的最小直线距离为12.2 m(见图1)。

图1 爆区平面示意图Fig.1 Plan diagram of the blasting area

2.2 爆破设计难点

爆破应满足剥离岩石破碎块度的要求和确保周边环境安全，尤其是9号煤层内在用的3条带式输运机平巷、辅助运输巷以及爆区东侧的原煤提运巷道入口工作面内的设备设施等。爆破振动、飞石是本次爆破需要控制的主要危害〔1〕，巷道垂直振动速度应小于15 cm/s。

3 爆破设计

3.1 爆破振动的控制措施

(1)设计采用毫秒延时、逐孔非电起爆网路，将爆破振动速度峰值减小为受单响最大药量控制。国内矿山的一些工程实践表明，采用毫秒延时爆破与采用瞬发爆破相比，平均降振率为50%，毫秒延时段数越多，降振效果越好。

(2)控制一次爆破总药量。在对炮区进行GPS测量和钻机前期探孔的前提下，对每个炮孔的装药量进行单独设计，在保证爆破岩石满足剥离采运要求的前提下尽量降低炮区总装药量〔2-3〕。

(3)端帮靠界位置采用预裂爆破技术。预裂炮孔可以设置1排，也可以是多排，对降低主爆破孔地震效应是非常有效的。

3.2 预裂爆破设计

(1)预裂爆破参数

孔数86个；孔径120 mm；钻孔倾角70°；孔间距1.0 m；孔深：穿岩见煤；线装药密度0.5 kg/m；单孔装药量7.69 kg；孔口填塞长度1.5 m；药柱直径45 mm；不耦合系数2.67。

(2)预裂爆破装药方式

使用组合式预裂起爆药柱及其配套辅材〔4-5〕进行组装，然后使用扎带捆绑导爆索串联连接，孔口预留1.5 m左右导爆索用于连网。

(3)预裂孔联网方式

孔间使用导爆索串联连接，采用双股回型网路设计，为减少同时起爆炸药量，降低爆破振动效应，设计使用延时40 ms的MS3继爆管进行排间延时，每排同时起爆孔数控制在8个孔以内。

3.3 主爆区爆破设计

3.3.1 主爆区爆破参数

台阶高度15 m；孔径200 mm；钻孔倾角90°；孔数79个；孔距9 m；排距8 m。

3.3.2 穿孔、装药及填塞设计〔6-7〕

由于预裂孔倾角为70°，故距离预裂孔5 m处平行布置1排辅助孔，辅助孔深度设计为8 m，其余主爆孔设计为穿岩见煤(见图2)。根据实际的穿孔深度和主爆区岩石情况，本次爆破对不同孔位的炮孔进行逐孔装药设计，爆破岩石总量约68 450 m3，总装药量约12.32 t，炸药单耗0.18 kg/m3。为减少主爆区爆破时对预裂面的破坏，辅助孔装药长度统一设计为3 m，单孔炸药装药量约为84 kg。

图2 主爆区炮孔布置Fig.2 Layout of main blast area

3.4 起爆网路设计

整个网路采用孔内延时和孔外延时逐孔起爆方式。为保证网路传播的稳定性，孔内采用600 ms高精度非电导爆管雷管入孔。地表采用3种高精度非电导爆管雷管进行网路设计(见图3)。地表延时：控制排孔间延时时间为17 ms，中间排孔间延时时间为100 ms，部分凸出孔位使用42 ms进行连接。整个网路采用500 m长瞬发非电导爆管雷管进行激发。实践证明，随着排间时间间隔的增大，爆破振动的相互叠加及干扰效应将逐渐减少，先爆岩石可以为后爆岩石创造良好的抛掷空间〔8〕。

图3 网路布置Fig.3 Network layout

4 爆破安全校核与质量评价

4.1 爆破振动安全校核

将巷道距离爆区的区域分为A、B区域，A区域距离爆区水平距离最小为25.2 m，B区域距离爆区水平距离最小为32.8 m。理论上，A区域应该是爆破振动速度最大的，挑选A区域进行爆破振动安全校核。为了采集真实的爆破振动速度数据，在巷道内布置了4处测振点(见图4)。

图4 周围巷道平面分布Fig.4 Surrounding roadway plane distribution map

4.1.1 A区域断面分析

沿A区域距离爆区最近处绘制断面图(见图5)，分别选取①②③处药柱进行爆破振动速度验算。其中，①处药柱中心距离A区域的直线距离为25.199 m，该处有8个预裂孔同时引爆，起爆药量Q1=7.69 kg×8=61.5 kg；②处药柱中心距离A区域的直线距离为28.627 m，起爆药量Q2=3 m×28 kg/m=84 kg；③处药柱中心距离A区域的最小距离为33.046 m，起爆药量Q3=6.5 m×28 kg/m=182 kg。

4.1.2 爆破振动速度验算

采用萨道夫斯基公式〔9-10〕计算爆破振动速度：

式中：v为介质质点振速的峰值，cm/s；R为计算点到爆心的距离，m；Q为同时段爆破的总药量，kg；K、α为与地形、地质条件有关的系数和衰减系数，K、α的选取范围如表1所示。

图5 A区域相对位置示意图Fig.5 Relative position diagram of area A

岩性Kα坚硬岩石50～15013～15中硬岩石150～25015～18软岩石250～30018～20

该处K值取200，α值取1.8，将①②③处数据代入萨道夫斯基公式，计算结果如表2所示。

表2 巷道安全性分析

4.2 爆破质量评价

(1)主爆区爆破评价

主爆区岩石隆起明显，平均约2 m左右，较均匀；爆区表面观察未发现明显超限大块；爆区最东侧15 m安全保护区没有岩石隆起和岩石滚落。

(2)预裂爆破评价

预裂爆破效果整体较佳，预裂缝明显，分段处过渡较好。

(3)测振仪监测结果及评价

4处位置监测结果z轴数据均低于15 cm/s(见表3)。爆破后进入巷道内发现，3条废弃巷道与在用原煤提运巷道连接处封堵墙没有发现明显裂缝，巷道支护没有发现明显变化。辅助运输巷顶及侧壁无明显破坏痕迹。

表3 测振仪检测数据统计

5 结论

(1)本次爆破达到了对原煤提运巷道、辅助运输巷和各巷道重点位置的减振和安全保护的目的，各监测点z轴振动速度均满足小于15 cm/s的安全要求。爆破没有造成原煤提运巷道口上方较大石块滚落，爆区东侧下方约30 m处原煤提运巷道入口工作面没有任何设备损坏，达到了安全要求。

(2)爆破后期跟踪采掘效果较好，边坡保护及减振效果明显，主爆区岩石破碎均匀，满足了正常采装的要求。

(3)爆破使原煤提运巷道旧口位置9号煤层和11号煤层约15.2万m3的原煤得到了回收，巷道周边赋存原煤的回收采出率达到了60.8%以上，直接为公司创造了3 000万元以上的经济效益。

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Rock loose blasting practice near Antaibao coal mine occurrence roadway

LIU Xiao-ming， QI Mao-fu

(China Coal Pingshuo Industry Company， Shuozhou 036006，Shanxi，China)

Antaibao coal roadway had been shifted from west to east，so the mining space of No. 9 coal seam and No. 11 coal seam had been released，in order to safely recycle the coal seam, the rock layer on the roof position of No. 9 coal seam. The mining space was closed to the coal roadway being used and the blasting construction was difficult, the rock loose blasting was put forward. By optimizing the initiation network, adjusting the loading structure and using pre-splitting blasting technology, the purpose of loosing rock was reached. The vertical vibration velocity was controlled in 15 cm/s. The blasting practice showed that, the roadway was effectively protected. 152 000 m3coal was increased in Antaibao mine. Coal recovery rate was increased to 60.8%.The blasting was a practice near the distance blasting of the tunnel. The blasting had a reference for the designed and research of rock loose blasting around the roadway.

Mining engineering; Loose blasting; Blasting practice; Occurrence roadway; Initiation network; Charge structure

1006-7051(2016)06-0066-04

2016-07-03

刘晓明(1987-)，男，硕士，工程师，从事露天煤矿爆破工程施工和现场安全管理工作。E-mail：pingshuobp@126.com

TD235

A

10.3969/j.issn.1006-7051.2016.06.015