神山灰岩矿溜井扩挖工程爆破施工

唐洪佩 黄 娜

（1．宏大爆破工程集团有限责任公司；2．安徽神剑科技股份有限公司）

随着我国矿山工程建设的不断发展，矿石运输过程中所使用的溜井也朝着超深、超大直径方向发展。溜井开挖方法一般采用正井法、反井法或正反混合法，其中反井法最为普遍。而在地质条件复杂的喀斯特地貌矿区，受溶洞、裂隙等不良地质条件影响，反井法开挖易导致边帮、平硐垮塌，造成严重的安全隐患，因此宜采用正向扩挖掘进施工方案［1-4］。神山灰岩矿溜井扩挖工程对传统的溜井爆破扩挖工艺进行改进，并采用光面爆破技术进行施工。

1 工程概况

神山灰岩矿1#溜井位于安徽省池州市神山山体中部靠近西侧山坡，井口净直径为8 m，井口平台标高为+325 m，1#溜井口段（+316 m标高以上）采用C30混凝土支护，井身及储料仓段无支护。1#溜井井深约为255.8 m。溜井中心已使用天井钻机施工形成一条直径3.0 m的先导孔。矿区范围内第四系地层厚度薄，植被较发育，溜井井身均为灰岩，天然状态下岩石饱和抗压强度为20.6～94.6 MPa，属坚硬、半坚硬岩石，围岩为Ⅳ～Ⅲ级。在溜井扩挖施工期间，井壁地质条件十分复杂，扩挖过程中遇到大小不一的溶洞，并且一直伴随裂隙、破碎带、夹泥层，施工中易发生边帮垮塌，施工难度较大。

2 施工方法

由于溜井井身段围岩为Ⅳ～Ⅲ级，断面较大，部分层理发育段围岩分级为Ⅳ级，岩体完整性一般，且溜井中心的导孔无支护，反向掘进存在一些安全不利因素，不宜采取爬罐反井开挖法、吊笼反井开挖法或反井钻机成井法；根据本溜井工程、底部运输及平硐布置条件，采用正向扩挖掘进，通过溜井中心导孔向下溜碴、底部运输平硐出碴的开挖施工方案。

传统的直接爆破降段法主要通过钻密孔、加药量，使得矿石爆破块度缩小，直接进入溜井。但爆破施工工程较繁琐，爆破后轮廓面破碎不一，爆破后产生的大块易造成溜井堵塞，装药部分则会出现过度破碎的现象，不利于爆破后围岩的稳定性。本溜井井筒在扩挖施工中采用钻垂直孔自上而下依次进行导洞法光面爆破作业，并使用了低能量密度的光面爆破炸药配合非电毫秒起爆系统进行起爆，确保围岩轮廓面光滑、平整。针对裂隙较为发育部位的周边孔，采用“多钻孔、少装药”布孔模式，钻孔后下放PVC管，孔壁间充填水泥砂浆封堵，管内装药卷，以减少爆破气体的泄露，降低大块率。采用高精度导爆管雷管分段起爆方式严格控制爆破振动，最大限度地减弱爆破作用对松散围岩的扰动，保障围岩的稳定性。

3 钻爆施工参数

3.1 凿岩作业

采用YT—29型凿岩机打眼，钻杆选用ϕ26 mm六角中空钢钎杆，钻头为ϕ38 mm的一字型钻头，炮眼深度为4.0 m，孔径为42 mm。根据类似围岩的施工经验，崩落眼间距为1.24～1.33 m，排距为0.9～1.0 m，周边眼（光爆眼）间距为0.55 m。通过破碎带时，崩落眼间距为1.0～1.1 m，排距为0.8～0.9 m，周边眼（光爆眼）间距为0.443 m。无水炮孔采用ϕ32 mm卷装改性铵油炸药，含水炮孔采用ϕ32 mm卷装乳化炸药、塑料导爆管非电起爆系统、毫秒延期导爆管雷管进行爆破。爆破网路采用并联，崩落眼采用塑料导爆管反向联接，从炮孔底部开始连续装药，周边眼采用导爆索间隔装药结构。

溜井扩挖掘进断面积S=43.20 m2，具体炮眼布置详见图1。

凿岩应该严格按照设计要求施工。首先，开孔要准确，按标定的炮眼位置作业；其次，要控制好炮孔方向，确保炮眼方向平行于井筒中心线；最后，还要保证炮孔深度和角度符合要求。钻眼完成后，要进行验孔。检查炮眼深度、角度、孔的完好度以及含水情况等并做好记录，不符合要求的炮眼需要重新钻孔，经检查合格后方能使用。

3.2 光面爆破参数的确定

根据本工程岩石的岩性和所使用的凿岩设备，选定孔径D为42 mm。

循环进尺是井巷掘进每完成一个掘进循环工作面向前推进的距离。通常用炮眼深度与炮眼利用率估计，1#井筒共进行2次扩挖作业。井筒最大循环进尺L：

式中，D为井筒厚度，8 m；η为炮眼利用率，90%。

因此，设计确定每循环掘进进尺为3.6 m，光面孔炮眼深度取4.3 m。在实际施工中应根据岩性和临空面的情况，调整各炮眼钻孔深度，使所有炮眼眼底处于同一水平面上。

周边眼布置在距开挖断面边缘0.1 m处，其眼底朝开挖轮廓线外倾斜2°。Ⅱ、Ⅲ级围岩周边眼的间距取0.55 m，Ⅳ级围岩及破碎带取0.5 m。根据本工程围岩条件，设计确定周边眼间距a=0.55 m

光爆层厚度W就是周边眼最小抵抗线，一般为孔径D的10～20倍。它指周边眼到邻近辅助眼的距离，与开挖的井巷断面大小有关，一般断面越大，光爆眼所受到的夹制作用越小，岩石越容易破碎崩落，光爆层厚度W取值可以相对较大。同时，光爆层厚度还受岩石的性质和地质构造的影响，坚硬岩石W值可相应偏小，松软破碎岩石的W值可稍偏大。光爆层厚度W一般为0.5～0.8 m，根据神山灰岩矿的Ⅲ、Ⅳ级围岩及破碎带情况，W取0.6 m。

周边眼密度系数m是影响爆破效果的一个重要指标，一般取值为0.8～1.0，本施工设计中m=a/W=0.91，符合取值要求。

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炸药单耗量q对炮孔利用率、爆后岩石的块度大小、装岩效率、开挖壁面的平整程度以及围岩的稳定性都有较大的影响［5］，它取决于岩性、临空面、炮孔直径、炮孔深度以及所用炸药的品种、性能等多种因素，本工程q值取1.0 kg/m³。其次是光面爆破单孔装药量Q的计算，即Q=qa W=0.33 kg。

井筒扩挖过程中，按照先崩落孔后周边孔的顺序进行爆破，崩落眼按圈数由内而外起爆，为后续炮孔爆破创造自由面，周边眼最后同段起爆。起爆顺序如图2所示。光面爆破具体参数见表1。

3.3 装药爆破

装药前，先使用高压风清理工作面，处理井筒边帮浮石，再按照爆破图表中的装药量，安排专人分清相应的导爆管段数进行装药。装药完成后，堵塞段需用炮泥堵塞严实，堵塞长度不小于250 mm，光爆眼堵塞长度不小于300 mm。

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爆破网路采用并联连接，要确保导爆管雷管爆破网络连接正确，并注意连接次序。光爆眼采用导爆索起爆。

为满足装药结构要求，光爆眼可借助导爆索来实现空气间隔装药。应针对不同围岩类型设计炮眼布置及爆破设计说明书，按设计要求施工。

实际施工中还需根据工程所揭露岩性的变化和实际爆破效果，及时对炮眼数量、深度、角度等爆破参数进行调整。

对于软弱围岩地段，应适当增加井筒周边光爆孔数量，少装药、弱爆破，减少爆破对围岩的破坏，提高爆破效果，保证井筒断面的成形质量。如揭露后岩石稳定性很差，还须减少孔深，降低循环进尺，减少一次爆破的炸药量，采用短段多循环爆破作业方式施工。

3.4 掘进通风工作

在春秋季节，井上下温差小，自然通风条件差的情况下，为加快施工进度，设计使用局扇辅助通风，采用压入式通风。在溜井井口上风向10 m以外布置局扇，加装风筒向作业面输送新鲜风流。在井筒扩挖爆破作业后，力争在短的时间内将污风排走，缩短作业循环时间，改善作业环境。

3.5 爆破效果

井筒扩挖爆破后，崩落的大部分矿岩粒径在20 cm以下，能顺利通过溜井中心导孔落到溜井底部，采用ZL—50型装载机装车配同力TLK220B型坑道用14 t自卸车出碴。炮眼利用率在92%以上，原岩炸药单耗为0.76 kg/m3，远小于设计值，有溶洞区域未出现药卷掉入而造成盲炮等情况，实现了安全生产；少部分留在作业平台上的矿岩采用人工清碴，每循环进尺可达3.6 m，施工速度稳定，效率能满足施工设计要求。具体效果参数见表2。

4 结论

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（1）神山灰岩矿溜井井筒在扩挖施工中采用钻垂直先导孔自上而下依次进行光面爆破作业，相较于传统竖井掏槽爆破，采用先导孔预先创造自由面有效提高了爆破效果，降低了大块率，节约了钻爆成本。结合低能量密度的光面爆破炸药和非电毫秒起爆系统进行起爆，有效保障了围岩轮廓面光滑、平整。

（2）针对裂隙较为发育部位的周边孔，采用“多钻孔、少装药”布孔模式，钻孔后下放PVC管，孔壁间充填水泥砂浆封堵，减少爆破气体的泄露，降低大块率。采用高精度导爆管雷管分段起爆方式严格控制爆破振动，最大限度减弱爆破作用对松散围岩的扰动，保障围岩的稳定性。爆后炮眼利用率在92%以上，原岩炸药单耗为0.76 kg/m3，远小于设计值，有溶洞区域未出现药卷掉入而造成盲炮等情况，无堵塞问题出现，实际爆破效果良好。