破碎矿岩采掘中光面爆破与锚喷网联合支护技术研究

贾彦州

（山东烟台鑫泰黄金矿业有限责任公司，山东 烟台 265147）

随着开采规模的不断扩大导致浅部易采矿产资源濒临枯竭，为了更好的满足人类对矿产的需求，人们逐渐展开对难采矿山的开采[1]。但由于此类矿山属于岩体复杂的软岩型矿山，其岩石结构强度与岩块间的胶结强度偏低，在开采过程中受爆破等压力干扰后容易发生片帮及冒落等问题[2]。若不及时采取支护措施，会加剧巷道周围围岩的松散范围，导致行人﹑运输﹑通风等困难，严重影响矿井安全生产。当单一的支护形式无法满足巷道支护要求时，应尽快寻找更加合理的复合巷道支护技术，将矿井风险控制在最小范围内。

通过对工程地质的调查和对巷道变形破坏规律的分析，确定采用“光面爆破与锚喷网支护”的巷道维护技术。其工作原理是：通过光面爆破成巷来减少因爆破震动对围岩造成的破坏，尽量保持围岩的完整性，有效提升围岩的自撑能力；再通过安装水泥卷预应力锚杆，使巷道周边的围岩形成内部应力相互重叠的连续挤压加固带，能有效的抵抗围岩应力；最后结合喷浆层与金属网将破碎的围岩相互粘结形成整体，防止冒落现象的发生。

1 光面爆破设计

1.1 设计的理论依据

光面爆破是在井巷掘进设计断面的轮廓上安装间距较小且相互平行的炮眼，要选择低爆速或低密度的炸药，或者采用不耦合装药，一定要严格控制炮眼的装药量，同时起爆，使爆炸作用贯穿于炮眼连线上，并将各炮眼的连线延伸至井巷轮廓线，最终将岩石崩落。光面爆破效果的好坏主要取决于光面爆破参数的设计，其参数主要包含爆孔长度﹑炮眼间距﹑光爆层的厚度（即周边眼最小抵抗线）﹑装药的结构方式以及装药量等等。

1.2 光面爆破参数设计

光面爆破在进行矿山巷道或隧道掘进施工中，主要采取两种方案，一种是全断面一次爆破，另一种是预留光爆层分次爆破方案。在进行全断面一次爆破作业时，主要起爆系统采用多段毫秒电雷管或非电塑料导爆管按照起爆顺序依次起爆。全断面一次爆破多用于一些小断面巷道的掘进作业，起爆顺序依次为：掏槽眼﹑辅助眼﹑周边眼等如图1所示。而预留光爆层的分次爆破主要应用于一些大断面巷道或隧道的施工。根据该金属矿山的实际情况，我们最终选择了全断面一次爆破。

图1 全断面一次爆破

（1）光爆孔长度。为保障光面爆破技术的实施效果，除了考虑矿山岩层的实际条件和工程光面爆破合理参数以外，还有计算精确的钻凿钻孔。由于凿岩器具及光面爆破钻孔的技术要求，光爆孔的长度应该适中，不应该过长或者过短。如果光爆孔长度过短，整个掘进循环次数相对增加，效率降低，炸药﹑雷管﹑导爆索等材料消耗过多，出现“接茬”等现象，最终光面爆破平滑度降低。如果光爆孔长度过长，钻孔的精确度不好掌握。有些光爆孔可能会超出巷道断面轮廓线，破坏整体光面爆破效果。而且光爆眼过长会带来装药困难。所以，根据经验，我们选取光爆眼的长度L=2～2.2m。

（2）装药方式。在爆破工程中常用的装药方式主要是不耦合装药方式，该装药方式主要以空气作为不耦合介质，因为空气相对于水介质它的可压缩性较强，在爆破中爆轰波及爆轰产物通过空气介质作用于孔壁，爆生气体膨胀，体积增大，压力降低。不耦合装药方式不仅能削弱破碎区对能力的消耗而且还能够延长爆破时间，提高爆破效率。因此，结合该金矿岩石实际结构以及设计目的，同时同时降低爆破对粉碎区的破坏，实验采场选用间隔不耦合装药方式，以空气作为不耦合介质。实验场装药不耦合系数主要采取药卷直径为25mm，所以dc=2.5cm；而YT28式气腿式风动凿岩机配用的钎头直径为3.8cm，即dd=3.8cm。所以光面爆破不耦合系数为：

（3）孔间距。①按照应力波叠加理论计算。在这种理论指导下，要实现炮孔间的贯通裂缝，必须使炮孔连线中心的拉应力大于岩石的抗拉强度。若作用于炮孔壁上的初始峰值为p2，且相邻炮孔同时起爆，则在炮孔连线中心点处产生的最大拉力为：

其中：k—为修正系数，k=0.80～1；σ粉—般粉砂岩的抗拉强度，σ粉=5.0MPa。

所以，炮孔间距为：

②按照应力波与爆生气体的共同作用原理：则炮孔间的距离为：

式中：Rk—每个炮孔产生的裂纹长度（m），；p—爆炸气体充满炮孔体积时的静压力（pa）。

根据凝聚炸药的状态方程，有：

式中：pk—爆生气体膨胀过程中的临界压力，一般取pk=1000Mpa；pc—爆轰压，—高压状态下爆生气体的等熵指数，可取=3；—低压状态下爆生气体的等熵指数，可取=1.4；Vb﹑Vc—炮孔体积与装药体积。

按照应力波与爆生气体的共同作用原理，首先单个炮孔在应力波作用下的裂纹长度为：

又装药体积与炮孔体积之比为：

爆轰压为：

则爆炸气体充满炮孔体积时的静压力为：

所以，按照应力波与爆生气体共同作用原理，炮孔间距为：

综合上述①②可知，孔间距的有效取值范围为：

为保证巷道顶板的有足够的原岩应力及减少破碎带，设计巷道顶板的孔间距应该较小，取450mm；两帮孔间距选取600mm。

（4）最小抵抗线。矿井巷道掘进中光面爆破的光爆层厚度可利用光面爆破孔间距与装药密集系数确定。

式中：W—光面爆破的最小抵抗线mm；m—装药密集系数，一般取m=0.8～1.0。

因此，可知金矿光面爆破的最小抵抗线范围为：

W=a/m=350～700mm

故，设计取巷道两帮和顶板光面爆破层厚度为500mm。

2 锚喷网支护设计

2.1 锚喷网支护理论分析

由于该金矿矿岩条件十分不好，矿层顶板岩性为凝灰质粉砂岩及岩屑石英杂砂岩，岩石力学强度低。矿层底板岩性为薄层状泥晶灰岩夹含炭钙质板岩。整个岩层间的结合力属于中等水平，属于较稳定岩层但具有易风化和较强浸水性，裂隙及节理发育的特征，在开采中巷道易发生冒顶和塌方事故。即使在光面爆破后，也不能完全保证巷道的安全。因此，对巷道﹑特别是回采巷道的破坏机理进行分析，并针对此做出相应的支护措施十分重要。

锚喷网支护技术主要是由网筋﹑锚杆﹑喷层以及围岩等组成的四位一体的整体承载结构，它在内加固支护中发挥了较强支护能力。它利用网筋将锚杆与锚杆﹑锚杆与喷层等支护材料形成了一个相互制约的整体结构，可大大提升支护层的抗剪﹑抗拉及抗变形的能力，使得支护的整体刚度和强度都上升一个层次，能够更好地适应巷道围岩的恶劣环境。

2.2 锚喷网支护参数设计

（1）锚固长度。锚固剂锚固的长度是锚固力是否达到设计标准的一个重要因素。同时，合理的选择锚固剂及锚固长度也是经济上一项迫切要求。到目前为止，国内矿山还没有一个较为完善的经验公式来计算锚固长度。根据矿山选用的锚固剂种类及设计锚固力（50MPa）；结合国内大多数类似矿山的锚固长度，设计锚固长度400mm。

（2）锚杆长度的设计。按照悬吊计算锚杆的长度，可得经验公式：

式中：L—设计锚杆长度，mm；L1—锚杆的锚固长度，一般取L1=300～400mm；L3—锚杆的外露长度，一般取L3=100～150mm；L2—锚杆的有效长度，一般来说，有效长度的计算公式为：

式中：K—安全系数，一般取值在1.5～2.5之间；H—软弱岩层的厚度或冒落拱高度,m；B—巷道的掘进宽度，B=3.0m；f—顶板岩石的普氏系数，对于该金矿来说，f=4～6，取岩石的一般坚硬系数，f=4。所以，锚杆的最小设计长度为：

因为，该金矿本身矿石比较破碎，特别是回采巷道。且本身又经过爆破的震动，所以破碎层厚度要比一般的破碎层厚度来得大。为例确保锚杆长度能够穿过破碎带起到相应悬吊作用故锚杆实验设计长度为2m。

（3）锚杆体的直径。对于锚杆体直径的选择，锚杆体直径过大或过小都不合理。锚杆体直径过大，对于矿山来说是一种资源的浪费，无形之间增加了巷道的支护成本。锚杆直径过小则达不到预期的悬吊锚固力，起不到支护的作用。通常情况下，可根据杆体承载力和锚固力等强度值加以计算：

式中：d—锚杆杆体直径，mm；Q—锚杆设计锚固力，80kN；σ—锚杆杆体的抗拉强度，450MPa；

锚杆杆体最小设计直径为：

为确保锚杆具有足够的锚固力，以及巷道的稳定性同时依据螺纹钢杆体直径系列，故锚杆设计直径为16mm。

图2 锚杆结构及其主要部件和尺寸mm

（4）锚杆排﹑间距设计。锚杆排﹑间距的设计也是一项重要的技术指标。按照悬吊理论的计算公式，锚杆的排﹑间距可根据每根锚杆悬吊的岩石重量进行确定。

式中：a—锚杆的排﹑间距，mm；γ—被悬吊岩石的重力密度，kg/m3。根据镇沅金矿的岩石条件可知，。所以，锚杆排﹑间距的最大设计值为：

由于岩石破碎，为保证巷道支护有良好的效果，故取锚杆的孔间距a=1.0m，排间距为a=1.0m。

（5）金属网设计。金属网主要是作用于锚杆间的非锚固岩层将其产生的载荷力传递给锚杆，进而有效控制其变形，有效提升岩体的残余强度。依据锚杆的排距与搭接部分宽度来计算金属网的宽度，其一般公式为：

式中：b—金属网宽度，m；a—锚杆的排间距，m；b1—金属网搭接的宽度，一般取b1=0.1～0.15m。

而为保证金属网能有效的将已碎裂的岩石拖住；金属网能够紧贴岩壁。故取金属网的网度为100mm×100mm。

（6）喷浆厚度设计。在对回采巷道喷浆中主要进行两次喷浆，首先第一次是在锚杆支护之前进行巷道断面的素喷，主要是便于锚杆眼的施工。当金属网悬挂作业完成后需要在金属网上进行喷浆，这是第二次喷浆作业，以最后保证支护强度，确保回采巷道的稳定。二次喷浆的厚度为70mm，喷浆强度依然为20MPa mm。故对于回采巷道来说，整个喷浆厚度为100mm，喷浆强度为20MPa。对于巷道顶板来说，喷浆厚度可适当增加。

3 工程实验分析

3.1 试验地点的选择

光面爆破与锚喷网联合支护技术的实验采场的选择有几个需要注意的条件：①试验采场的矿岩条件必须要能够代表该金矿矿岩的一般性。②应选取中厚矿段采场，便于监测凿岩及中深孔爆破过程中巷道的稳定性。如选在薄矿体地段，则因为采取的不是中深孔爆破，不能观测巷道在“强”扰动情况下的稳定情况。不利于实验。③试验地段还要兼顾矿山生产，要求在试验进行初期就能进行开采的地段，方便后期支护参数的调整﹑以及实验结论的推广应用获得充足的时间。

试验研究小组分别在D1633中段3线穿脉﹑11线穿脉，L1633中段16线穿脉和D1593中段0线斜井掘进工作面进行了光面爆破及锚喷网支护试验。

3.2 实验效果分析

（1）技术效果分析。原矿山没有进行光面爆破的回采巷道，回采巷道的轮廓不光滑，与设计巷道的轮廓线相去甚远。爆破后的破碎带范围较大，浮石较多，能明显看到巷道两帮裂隙较多。效果很不理想。通过试验采场进路巷道光面爆破实施后，巷道表面相对光滑，可看到相对完整的轮廓线，

巷道顶板及两帮得浮石较少，破碎带较普通的掘进爆破要小。效果比普通一次爆破要理想得多。经过多次试验研究，针对不同的岩体条件和解理﹑裂隙情况，不断地调整爆破参数，进一步完善爆破工艺，使光面爆破技术在这些作业面都取得了较好的效果。光面爆破技术优于普通爆破。

通过试验采场巷道的情况，可以看出光面爆破和锚喷网支护技术在此矿山比较适用。从巷道的掘进作业一直到回采结束后，巷道围岩稳定性良好，无顶板冒落及片帮等事故发生。为巷道的回采工作顺利进行提供了良好的安全环境。单从技术上讲﹑光面爆破与锚喷网联合支护这种集成技术的应用，在该金矿这种矿岩条件下，取得了良好的成绩，是合理的，成功的。

（2）经济效果分析。由于该金矿地处偏僻，材料的购买﹑运输都比较困难，费用较高。而且矿体围岩属于压碎性的炭质板岩及泥质粉砂岩，非常破碎，所以其支护成本一直较高。就原矿山使用的木支护﹑钢拱架支护和现在试验使用的锚喷网支护在材料消耗﹑成本与爆破器材等方面进行对比析，以展示锚喷网支护的优越性。

4 结论

本次光面爆破与锚喷网联合支护技术试验，是将光面爆破技术与锚喷网支护技术联合起来进行应用的试验。它根据该金矿特殊的矿岩条件，通过光面爆破以及锚喷网支护理论和和相关参数的计算，对金矿的实际矿岩情况进行分析，判断采取某一种单一的光面爆破技术或是锚喷网支护形式都无法有效确保回采巷道的稳定性，只有采取两者相结合的联合技术形式才能确保矿山开采的安全性。最后从理论的角度保证了试验的合理性，并通过现场试验证明了其实用性。