露天煤矿爆破大块率控制技术

姬 超

（青海义海能源大煤沟煤矿，青海 德令哈 817000）

爆破大块率是影响露天煤矿生产效率的一个重要因素，尤其在结构面较为发育的矿山，爆破大块率通常高于正常水平。因此，对结构面发育的露天煤矿爆破大块率控制技术研究尤为重要。大煤沟露天煤矿目前采用常规爆破，由于受发育的结构面影响，爆破大块率较高，较多大块岩石需二次爆破破碎后方可装车，不仅生产成本较高，还严重影响装车效率及矿山产量。因此，根据大煤沟露天煤矿实际情况，通过理论研究和实践经验摸索出适合现场爆破大块率的控制措施，对提高矿山经济效益具有重要意义。

1 工程概况

大煤沟煤矿开采方式为露天+地下开采，即矿区东部3450 m 以浅采用露天开采，3450 m 以下采用井工开采。其中露天煤矿可采煤层为F2 和F1 两层，F2 煤层与F1 煤层的间距为0.92～9.96 m，平均3.22 m，岩性以深灰色粉砂岩、泥岩为主，层位稳定。矿井设计生产能力30 万t/a，自建矿以来，现已形成走向长约1600 m、倾向宽约900 m、最大开采深度约140 m 的露天采坑。采坑封闭圈标高约3500 m，现开采最低标高约3466 m，出入沟位于采坑西南部，沟口标高3500 m。边坡高度34～124 m，倾角24°～30°，台阶坡面角40°～65°，台阶高度8～12 m，工作平台最小宽度30 m，到界平台宽度8～15 m。

2 大块率较高的原因分析

要解决大块率较高问题，必须从各方面分析爆破产生大块岩石的原因，然后针对各因素采取针对性措施，并根据各措施取得的效果进行综合应用，以期取得最佳控制效果。通过对现场爆破产生大块岩石的各种原因进行分析，具体影响因素分为以下几点：

（1）岩石结构面较为发育。岩石结构面发育情况直接影响爆破效果，主要原因为结构面存在裂隙或破碎的软岩夹层，导致结构面处岩石硬度较低，爆破期间炸药爆破能量将优先从硬度较低的结构面卸能，导致爆破效果降低。同时，受结构面卸能影响，各结构面间的大块岩石爆破破碎能力下降，是结构面较为发育的矿山爆破产生大块岩石的主要原因。

（2）爆破参数不合理。保证爆破效果的前提是根据实际情况多次实践、总结和优化，得出较为理想的爆破参数。爆破参数主要包括炮孔间排距、炮孔深度及超深、单孔装药量、封堵长度等。

（3）孔口段封堵长度的影响。炮孔装药爆破期间，为避免爆破能量提早向孔口方向卸能，装药后必须对孔口段进行一定长度的封堵。孔口段封堵期间，封孔长度过长，则爆破重心偏低，孔口段岩石破碎效果较差，易产生大块岩石。封孔长度过短或封孔质量较差，则可能发生孔口“冲炮”导致卸能影响爆破质量。故采取合理的孔口封堵长度对孔口段大块率的控制至关重要，合理的孔口封堵长度可充分利用封堵段的惯性阻力、堵塞物与孔壁摩擦阻力，增加炸药爆炸后高温高压气体的做功时间，使之前由冲击波产生的裂隙在高压气体的楔入作用下充分发展，形成楔形块裂破坏[1-3]。

（4）炸药选取的影响。岩石的硬度越高，则波阻抗越高，应相应选择波阻抗较高的炸药，以保证爆破效果。

3 大块率控制技术方案

3.1 结构面发育致大块控制方案

结构面发育导致爆破期间大块率较高问题，可通过优化起爆网路进行一定程度上解决。利用电雷管毫秒延期爆破功能，使不同起爆时间的各爆破应力波叠加，以及先后起爆产生的岩块间相互碰撞来提高结构面爆破出的岩块破碎度，从而实现降低大块率的目的。优化起爆网路需制定合理的起爆顺序以及延期间隔时间的控制，可在优化前的起爆网路上进行优化改造。

（1）优化前起爆网路

优化前的爆破网路，采用逐孔、逐排延期起爆，孔间每孔延时50 ms，采用ms-3 雷管连接，排间每排延时110 ms，采用ms-5 雷管连接，孔内采用延时650 ms 的ms-13 雷管起爆。优化前起爆网路如图1。

图1 优化前起爆网路示意图

（2）优化后起爆网路

由于结构面较发育岩体爆破期间结构面会产生一定的卸能作用，为减少结构面卸能带来的大块岩石产生，需增加单段雷管的起爆量，以增大同时段起爆的爆破能力，故将孔间逐个延时优化为每3 个一延时。优化后起爆网路如图2。

图2 优化后起爆网路示意图

3.2 爆破参数优化方案

优化调整过程主要是对装药密度、炮孔间排距、孔口封堵长度等进行调整，通过不断试验，优化后的爆破参数见表1。

表1 优化前后爆破参数一览表

3.3 孔口段封堵致大块优化方案

（1）孔口封堵长度调整

优化前现场炮孔封堵长度为3 m，爆破后根据爆堆情况检查发现上部出现较为集中的大块矸石，为减少因孔口段封堵过长导致孔口段岩石爆破后大块率较高问题，在保证爆破安全且不发生“冲炮”现象的前提下，可适当减少孔口封堵长度。封堵长度可按公式（1）、（2）计算：

式中：L为封堵长度，m；W为炮孔排距，m；d为炮孔直径，mm；

根据表1 优化后爆破参数结果，式（1）计算结果为2.1～2.7 m，式（2）计算结果为1.8～2.7 m，综合取值范围确定为2.1～2.7 m，取值2.5 m。

孔口封堵长度调整为2.5 m 后，较调整前减少0.5 m，单孔装药量得到增大，装药位置相应提高，爆破对孔口段岩石的破碎能力加大。

（2）深浅孔结合方案

为使孔口封堵段岩石得到充分破碎，在炮孔间增加浅孔爆破，直接减小孔口段的炮孔排距，浅孔爆破加大了对孔口段岩石的破碎能力。经现场试验，采取深浅孔结合爆破取得较好效果。具体方案为：在每两排正常炮孔（深孔）间增加一排浅孔，浅孔深度2.5 m，浅孔底部装药0.7 m，剩余孔口全部封堵。深浅孔结合布置平面、剖面示意图如图3、图4。

图3 深浅孔结合布置平面示意图

图4 深浅孔结合布置装药结构剖面示意图（m）

3.4 炸药选取方案

炸药的爆破能量在岩石中的传导效率主要与岩石的波阻抗有关，岩石的波阻抗越高，则需相应选取波阻抗较高的炸药，只有两者波阻抗相匹配时，方可取得较好的爆破效果，因此，炸药的类型必须根据岩石的波阻抗进行合适的选取。研究表明，高阻值的岩体应选取高阻值的炸药，炸药的波阻抗与岩石波阻抗比值在0.5～2 之间时，能够取得较好的爆破效果[4]。当被爆岩体松软破碎时，波阻抗较低，工业炸药波阻抗与岩石波阻抗比值达到2。当被爆岩体硬度系数较高且较为完整时，波阻抗较高，工业炸药波阻抗与岩石波阻抗比值通常小于0.5。针对坚硬岩石选取炸药时，应尽量选取波阻抗值较高、炸药与岩石波阻抗比值较大的炸药。

大煤沟露天煤矿煤层上部岩层硬度系数为10.3，波阻抗值为（7～14）×106kg/（m2·s），属坚硬岩石。矿山前期爆破采用硝铵炸药，其波阻抗值为2.56×106kg/（m2·s），与石灰岩波阻抗比值为0.18～0.37，波阻抗比值相对较低。炸药更改为乳化炸药，乳化炸药波阻抗值为3.45×106kg/（m2·s），与石灰岩波阻抗比值为0.25～0.49，最高比值已接近0.5，炸药与岩石的比值匹配已明显提高。经现场实践证明，更换为乳化炸药后的爆破效果较硝铵炸药有明显改善。

4 工程效果分析

较好的大块率控制技术是在不断地理论结合实践下产生的，并在实践过程中对逐个优化方案实施后的爆破效果进行分析，具体效果分析如下：

（1）通过起爆网路的优化及爆破参数的调整，增加同段雷管起爆的数量，增大孔距，缩小排距，减少孔口封堵长度，加大装药量，提高对岩石的爆破能力。现场实施后对大块率的降低效果甚微，但在爆堆高度及台阶眉线的控制方面较优化前效果较为明显。

（2）采用深浅孔结合爆破方案下，孔口段岩石大块率有明显降低。

（3）更换炸药类型后，炸药与岩石的比值匹配明显提高，爆破效果较更换前有明显改善。

（4）综合采用各优化方案后，受岩层结构面影响导致的大块率较高问题基本得以解决，孔口段大块率也得到明显控制，综合方案效果下，大块率较优化前降低1/2。

5 结语

通过理论结合实践不断进行工程试验，采取优化起爆网路及爆破参数、深浅孔结合爆破、更换炸药等方案，在起爆网路优化及爆破参数的调整下，爆堆高度及台阶眉线的控制效果明显；深浅孔结合爆破下，孔口段岩石大块率有明显降低；更换炸药后，对岩石的破碎效果明显改善。在各方案的综合利用下，对结构面较为发育的坚硬岩石爆破大块率控制取得明显效果。