硬岩巷道中深孔爆破掘进复楔形掏槽试验研究

硬岩巷道中深孔爆破掘进复楔形掏槽试验研究
余永强;王超;褚怀保;吴帅峰
【摘要】In order to improve the advancing speed of hard-rock tunnel blasting,three kinds of duplex wedge cutting schemes were designed and analyzed,including two levels digging,adding auxiliary cutting hole and reinforcing center hole charge.Based on problems in deep hard rock tunnel boring,the blasting theory,empirical formulas and site situation were taken into account.Suitable cutting method,blast hole depth and the main cutting hole parameters were introduced.Results show that the reinforced charge of center hole in duplex wedge cutting improved the effect of cutting blasting in hard rock and offer reference to other similar works.%为提高硬岩巷道爆破掘进速度,在分析其中所存在问题的基础上,根据爆破理论与经验公式计算,结合试验工作面的具体情况,介绍了硬岩巷道条件下合理掏槽方式、炮孔深度以及掏槽孔布置参数的选取；设计并现场试验了二级、加辅助掏槽孔、加装药中心孔三种复楔形掏槽爆破方案；比较分析了各种掏槽方案的爆破效果及有关技术问题.结果表明:采用加装药中心孔的复楔形掏槽方案,对硬岩掏槽爆破效果改善明显.
【期刊名称】《爆破》
【年(卷),期】2013(030)002
【总页数】5页(P95-99)
【关键词】巷道掘进;硬岩巷道;复楔形掏槽;循环进尺
【作者】余永强;王超;褚怀保;吴帅峰
【作者单位】河南理工大学土木工程学院,焦作454003;河南理工大学土木工程学院,焦作454003;河南理工大学土木工程学院,焦作454003;河南理工大学土木工程
学院,焦作454003
【正文语种】中文
【中图分类】TD236
随着煤矿产量的逐年增加，采掘衔接紧张的矛盾日益突出。

大型综采机等先进技术设备的投入使用，使得采煤效率大幅提高，而岩巷掘进速度却跟不上去，严重影响了煤矿的开采效率。

所以，研究如何实现岩巷的快速掘进就显得十分必要。

中深孔爆破可减少打眼、装药等工序的辅助时间，提高单循环进尺，增加一次爆破岩石量，有利于提高掘进速度和工效，在大多数矿区得到推广使用。

该方法在岩石较软时，爆破效果好;当岩石较坚硬(f ＞10)时，往往得不到理想效果，主要原因是掏槽爆破困难。

掏槽爆破是岩巷爆破掘进中的关键，决定了整个爆破质量和掘进效果。

因此，以具体工程为例，就硬岩中深孔爆破掘进中的掏槽方案进行了设计与现场试验研究，以期为中深孔爆破技术在硬岩巷道掘进中的推广应用提供一些有价值的参考。

1 工程概况
某煤矿2#集中下山巷道全长690 m，断面形状为三心拱形，巷道掘进宽度4.7 m、掘进高度3.95 m、掘进断面面积16.2 m2。

岩性以坚硬细砂岩、灰岩为主。

岩石坚固性系数，f =10 ～12。

凿岩机为YT-28 型气腿式凿岩机。

炸药类型为二级煤
矿许用乳化炸药，规格为φ35 mm×200 mm×200 g，爆速为3000 m/s，猛度
不小于10 mm，殉爆距离不小于2 cm。

选用煤矿许用1 ～5 段毫秒延期电雷管。

通过现场跟班调查分析，发现主要存在以下问题:
(1)掏槽爆破方案不合理。

由于岩石硬度高，而目前该矿仍使用“短进尺多循环”
的浅孔爆破方案，掏槽形式为普通垂直楔形，辅助时间消耗长、掘进速度慢(单循
环平均进尺为1.15 m)、掏槽效果差，不能为其它炮孔的爆破创造有利自由面，从而影响到整体的爆破效果，炮孔利用率仅为67%(炮孔平均深度1.5 m)。

同时，掌子面不齐也给下一次钻孔爆破带来了困难。

(2)打孔定位及角度偏差大。

没有较好的按照爆破图表眼号定位，尤其是掏槽孔的
布置任意性较大，打孔角度多凭感觉走，这都不利于整体爆破效果的发挥。

(3)装药操作与炮孔堵塞不规范。

采用连续装药方式，由于装药过程中炮棍的捣送
顺序不合理、力度过大，常常导致药卷出现较大挤压变形甚至破损，严重影响炸药的性能。

堵塞时有漏堵现象，多数炮孔堵塞长度不够，对爆破效果产生不利影响。

从爆破后的现场情况看，爆块大小不均，大块率偏高，靠近工作面的风管和其它设备损坏明显。

从存在的问题来看，影响爆破掘进循环进尺的主要因素是掏槽方式，因此对硬岩爆破掘进的掏槽方式进行了现场试验研究。

2 掏槽方式试验
针对上述问题，为提高硬岩巷道掘进速度，必须改变以前的浅孔爆破方式，推行中深孔爆破技术。

现就该技术的关键——合理掏槽方式的确定，进行现场试验研究。

2.1 选择原则
合理的掏槽方式是中深孔爆破的关键。

选择时可从以下方面考虑［1］:①掏槽形式尽可能简单;②要有较大的槽腔表面积和较高的炮孔利用率;③首爆炮孔装药应占有
较多的空孔;④在雷管段数供应不足或使用段数有限制的情况下，应尽量减少起爆
雷管段数。

楔形掏槽可靠、技术简单，可获得较大的掏槽体积，应优先考虑。

在坚硬岩石中，
当炮孔深度加大时采用单楔形掏槽方法，实际打孔精度很难达到设计要求，孔底距难保证，炮眼也难保证落在同一平面上，改采用复楔形掏槽。

该法适用于各种岩层，特别是中硬以上的稳定岩层。

爆破时采用不同段微差的方式分级起爆:第1组掏槽
孔首先起爆形成自由面，再用第2组掏槽孔扩大自由面，逐级逐步扩大爆破范围，掏槽体积较大、效果较好。

考虑到该工程断面较大、岩石较硬等特征，经理论分析并结合以往工程经验，决定采用复楔形掏槽方案作为主要试验设计方案。

2.2 爆破参数计算
合理设计各种爆破参数，不仅有利于确保掘进的安全性和稳定性，还可提高装岩效率和设备的利用率，降低掘进成本，减轻施工人员的劳动强度，大大加快生产进度［2］。

2.2.1 炮孔深度
根据研究和试验，认为确定最佳炮孔深度的科学方法还应该按照实际情况，以使技术工艺、机械设备和组织管理等都能发挥最大能力，钻孔、爆破、装岩、支护和其他转换、辅助工作的效率尽可能提高，消耗于每米巷道的各工序耗时量都减少为原则，进行综合分析和计算［3］。

(1)选用按月(或日)进度计划确定，如下式
式中:Lm 为月或日计划进尺;M 为每月用于掘进作业的天数，按日进度计算式，M =1;N 为每日完成的掘进循环数;η 表示炮孔利用率，0.85 ～0.9;η1 表示正规循环率，0.85 ～0.9，按日进度计划式η1 =1。

根据该矿制定的月进80 m 生产计划算，采用“三八”制作业，两班掘进一班支护。

计算得合理炮孔深度取值应在1.8 ～2.0 m 之间。

(2)根据钻孔速度变化分析确定钻孔效率也是影响掏槽爆破方案选择
的一个重要因素。

从统计上来看，不同工程条件存在一个最佳的孔深，所以对现场的钻孔情况进行跟踪统计，结果如表1 所示。

表1 不同深度炮孔钻孔时间统计表Table 1 Drilling time statistic tables of different blast hole depths
由表1 可看出:随着炮孔深度的增加，钻孔速度明显下降，炮孔深度在1.6 ～2.0 m 之间时钻速波动不大，当炮孔深度超过2.0 m 时，钻孔速度变化较为明显，耗时
增长显著，对整个施工时间将会产生较大影响。

综合考虑上述因素，选择2.0 m的炮孔平均深度较为合适，掏槽孔在此基础上加
深200 ～300 mm。

2.2.2 掏槽孔间距与水平倾角
计算斜孔掏槽孔间距目前还没有较好的理论计算公式，大多依照经验参数取值。

掏槽孔口间距应控制在250 ～400 mm(楔形掏槽应控制取较小值)，否则孔底抵抗线太大难以崩落［4］。

在选取过程中也要考虑水平倾角问题，二者相互影响。

楔形掏槽爆破时掏槽孔倾角对掏槽爆破炮孔利用率、槽腔深度和槽腔体积均有较大影响;不同强度的岩石掏槽爆破时需要确定与之相适应的最佳炮孔倾角，才能有效调整炸药爆炸能量的分配形式和分配比例，使其与掏槽效果相匹配，提高炸药的有效能量利用率，确保良好的掏槽效果。

倾角若过小，则后续炮孔孔底的抵抗线会很大，不利于底部岩石的破坏，将导致掏槽根部岩石爆破不充分，降低炮孔利用率，影响后续炮孔的爆破。

根据台阶爆破的现有理论［5］，这一坡面角与岩石性质、爆破方法等有关，满足一般要求的取值为:θ=60° ～75°，这里，楔形掏槽爆破炮眼水平倾角取值的原则，是在保证掏槽效果的前提下，取较大值，炮眼深度较大时，取较大值。

结合实际情况计算分析，对于该断面取掏槽孔间距为300 mm 时，水平倾角不宜过小，否则
各炮孔孔底抵抗线过大，宜控制在76°左右。

2.2.3 掏槽孔装药参数计算
掏槽孔装药量不宜过大，既能满足槽腔抛渣彻底又不致于产生过大振动，同层楔形
掏槽孔建议按下述经验公式进行计算［6］，并结合具体试验情况进行调整。

式中:a 为相邻孔孔口间距，m;N 为同层掏槽深度Hi 时的掏槽炮孔数，硬岩取
4 ～6个，根据断面大小情况取4个;K 为标准爆破漏斗炸药单耗，硬岩取1.6 ～2.0 kg/m3，考虑岩石较硬、炸药威力不足，按偏大计算取2.0 kg/m3;Hi 为同层
掏槽孔的掏槽深度，m;f(n)为爆破作用指数函数，其值为f(n)=0.4 +0.6n3，硬岩
取1.3 ～1.5，按偏大计算取1.5;θ为楔形掏槽炮孔之间夹角;L 为楔形掏槽炮孔长度，m;Q 为单孔装药量，kg为单孔平均线装药密度，硬岩合理范围为0.5 ～0.65 kg/m。

经计算得单孔装药量Q = 1.38 kg，单孔平均线装药密度q =0.61 kg/m，在合理范围内。

2.3 现场试验结果与分析
2.3.1 方案试验
根据先前的研究，结合以往经验设计出3 种方案(见图1 与表2)进行试验。

具体内容如下:
图1 复楔形掏槽孔布置(单位:mm)Fig.1 Arrangements of duplex wedge cut holes (unit:mm)
方案1 为二级复楔形掏槽，分2组掏槽孔(图1炮孔1 ～14)，第1组掏槽孔(炮孔
1 ～6)较浅，先行起爆形成自由面，再利用第2组掏槽孔扩大、加深掏槽;方案2
在前期二级复楔形掏槽试验的基础上，改进掏槽区孔网参数，在掏槽区增加一组辅助掏槽孔(炮孔19 ～24)形成加强型三级掏槽;方案3的特点是在方案1的基础上加装药中心孔(炮孔15 ～18)。

其目的是为保证形成体积足够大的槽腔，并在底部有效破岩，并克服破碎岩石仍滞留在槽腔内的问题;具体掏槽孔布置及爆破参数见图
1 与表2。

各方案在现场均试验5 次，其中方案1 前2 次采用正向起爆方式，爆破效果不理
想。

在后续的试验中，通过采取相应的安全措施，统一改用了反向起爆方式。

方案1、2 在爆破后发现掏槽区底部残孔现象明显，整个底部爆破效果较差，未能彻底
破碎抛掷，影响了整体的掏槽效果。

其中方案1 正向起爆后残孔深度为500 ～600 mm，改用反向起爆后这一数值降到300 ～400 mm，且残孔间爆破裂隙明显，方案3 使用装药中心孔，爆破后无明显残孔。

在掏槽部加中心孔并加深，孔
中装入一定量的炸药延迟爆破，中心孔的装药的最后起爆起到后续抛渣作用，有利于槽腔清渣，保证槽腔成形质量，同时还能把装药爆破的岩石进一步破碎并抛出槽腔外，从而大大加深掏槽有效深度，有效克服了残孔问题［7］。

由于初期试验时，打孔角度偏差较大，一定程度上影响了掏槽效果。

对爆破后的相关指标进行了统计，具体见表2。

表2 爆破参数与试验结果Table 2 Blasting parameters and experimental results
2.3.2 结果分析
(1)由表2 可看出，方案1 掏槽效果最差;方案2 掏槽效果虽有所改善但残孔问题依然存在，整体效果不理想;方案3 通过加装药中心孔，取得了较好的掏槽效果，有
效进尺、炮孔利用率分别提高到1.78 m、89%，比不加中心孔的方案1的炮孔利用率明显提高，整体爆破效果最好。

由于深部硬岩夹制作用强，炮孔深度加深后掏槽困难。

而柱形装药又仅产生挤压破碎作用，用于抛掷的能量少。

因此，绝大部分岩石虽破碎却仍滞留在槽腔内，残孔问题严重。

掏槽区使用装药中心孔，并滞后于1 级掏槽孔起爆，既发挥了一般中心孔提供自由面的作用，又通过装药爆破与后续掏槽孔形成协同作用，加强后续破岩、抛渣作用，有效克服了残孔的问题，增强了掏槽效果。

(2)关于正反向起爆与炮泥堵塞。

由方案1的正反向起爆效果对比可知，反向起爆
效果要优于正向起爆，这和多数理论与经验相吻合。

方案1 在试验初期炮泥堵塞
不规范，爆破后破碎岩块抛掷效果不好，槽内破碎岩石不能被完全抛出，不能为后续炮孔的爆破创造良好的临空面，影响爆破进尺;从爆堆岩渣上看，爆块不均匀、
大块率高，给装渣运输也造成困难。

在方案2、3的试验中这两方面均进行了严格的质量控制，爆破后掏槽区底部岩石的破碎、抛掷情况得到改善，爆块均匀性得到提高，大块率也降低了。

3 结语
(1)硬岩巷道掘进中采用中深孔爆破技术，能够有效提高掘进效率、加快岩巷掘进
速度，单循环平均进尺由原来的1.15 m(孔深1.5 m)提高到1.78 m(孔深2 m)。

(2)在硬岩掏槽爆破中，复楔形掏槽可以解决掏槽爆破困难的问题;当岩石硬度较大时，使用加装药中心孔的复楔形掏槽方案，能增强槽腔底部岩石的破碎抛掷效果，有效克服残孔问题，可以取得较好的掏槽效果，炮孔利用率由先前的72.5%提高
到89%，是一种有效的硬岩掏槽方案。

(3)掏槽爆破中需要控制提高炮泥堵塞质量，良好的堵塞能够增强岩石的破碎与抛
掷作用，提高爆块的均匀性，降低大块率，加强整体爆破效果。

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