分段掏槽法在井下巷道快速掘进中的应用

邵文峰 SHAO Wen-feng；李海荣 LI Hai-rong；黄海雅 HUANG Hai-ya；杨新 YANG Xin

（①广西佛子矿业有限公司，梧州 543100；②广西大学，南宁 530004）

关健词：佛子矿；分段掏槽；巷道快速掘进

0 引言

巷道掘进作为地下矿山开采的重要环节，巷道掘进爆破效果的好坏直接影响着整个矿山的开采效率。为了提高小断面硬岩的爆破掘进效率，国内多位学者对此进行了广泛的试验研究并由此提出了很多的优化意见：程书斌在《分段掏槽》文中提出，在矿岩坚固性系数为12～14 的琅球山铜矿中采用分段掏槽爆破，循环进尺可以提高20%左右。徐颖、刘积铭在淮南新集媒矿副井井筒采用深孔直眼分段掏槽技术，使平均炮眼利用率达95.4%，平循环进尺3.86m。由此可见，分段掏槽爆破技术在巷道快速掘进有着不错的应用前景。

1 工程概况

广西佛子冲铅锌矿自1984 年建设投产以来，已经过三十多年的发展，矿井各生产系统已全部形成，各生产工艺已比较成熟。广西佛子冲铅锌矿为中—低温矽卡岩型铅、锌、铜多种金属硫化矿床，矿床产于佛子冲背斜近轴部的奥陶系中统上组上段（O2b-2）地层内，矿体成群、成带产出，以似层状矿体为主，部份呈透镜状及不规则状，矿体产状与岩层产状基本一致，长约30～150m，厚1.5～6m，倾角多为60～80°，少部分为20～30°。矿体沿走向及倾向矿体有膨胀、收缩、分枝现象，矿岩硬度系数f=8～12。

2 爆破参数设计优化

2.1 当前爆破参数

广西佛子冲铅锌矿古益矿井下巷道掘进断面大小为2.4m×2.5m，岩石硬度系数8～12，岩石较硬，矿山目前主要采用直眼掏槽法，当前主要采用的爆破参数如下：

炮孔布置：掘进断面上一共设置13 个掏槽孔（5 个装药孔、8 个空眼），掏槽孔分为两圈，内圈掏槽孔共1 个，设置在8 个空眼中心，外圈掏槽孔共4 个，呈四边形均匀分布在空眼外边。详细炮孔布置图如图1。

图1 炮孔布置图

装药结构及装药量：使用2 号岩石乳化炸药（32mm直径药卷）装孔，除空眼不装药外，其余各孔装药长度均为1.8m，单孔装药量2kg，总装药量50kg。装药结构如图2。

图2 装药结构图

起爆网路图：起爆顺序为：掏槽孔→辅助孔→周边孔，具体起爆顺序为内圈掏槽孔最先起爆，外圈掏槽孔同段起爆，再依次起爆辅助孔和周边孔，每循环共使用雷管25发，起爆网路图如图3。

图3 起爆网路图

当前矿山巷道掘进爆破中，炮孔利用率约为89%，但爆堆块度较大。为了提高井下巷道掘进的效率，需加大每次爆破的炮孔深度，当爆破的孔深加大至3～4m 以上时，直眼掏槽法的爆破效果变差，出现炮孔利用率不高、大块增多等不良现象。

2.2 优化原理

分段掏槽爆破过程中，前端分段炸药爆后创造的新自由面，导致了岩石抗爆力沿孔深方向上的重新分布，减少了后端分段岩石抗爆作用。前端分段炸药爆炸后，在应力波和爆袈气体的综合作用下，槽腔内上部岩右被破碎并向自由面方向移动，脱离原岩体，为下段创造了一个新自由面；同时据微差爆破原理，前端分段炸药爆后还将对后端分段施加预应力。这些都有利于提高后端分段岩石的破碎效果。分段装药微差起爆，改善了炸药爆破能量与岩石的匹配关系，使更多的爆炸能用于岩石破碎和更少的能量用于碎块的抛掷。

2.3 掏槽优化方式

为了满足单次循坏进尺能达到3m 以上，改善爆破效果，在参考了矿山现用的爆破参数基础上，采用直眼分段掏槽法。直眼分段掏槽法利用了孔内分段爆破的技术，对掏槽孔进行分段爆破，每个掏槽孔装两发不同段数雷管，中间用炮泥或水袋隔开，爆破时先起爆炮孔前端药包再起爆炮孔底部药包，提高了掏槽成功率。

2.4 炮孔参数优化设计方案

炮孔直径：炮孔直径对凿岩生产率、孔数、单位炸药消耗量和巷道周壁平整度等都有影响。炮孔直径以及相应炸药直径的增大，使炸药能量相对集中，这样，爆速和爆炸稳定性都相应地提高。但是，炮孔直径过大将导致凿岩速度降低，并影响岩石破碎质量、巷道周壁平整度和围岩稳固性。因此，佛子矿井下巷道掘进使用YT-28 型气腿式凿岩机进行钻孔，钎头采用一字型钻头（直径为40mm）。

炮孔深度：炮孔深度是指炮孔底到工作面的垂直距离，为了实现快速掘进，所有炮孔深度从2.5m 加深至3m～3.8m。

炮孔数目：炮孔数目主要同巷道断面、岩石性质和炸药性能等因素有关，炮孔数过少将造成大块岩渣过多，不利于高效率装岩；反之，炮孔数过多则会使凿岩工作量增大，根据公式计算炮孔数量：

式中，N 为炮孔数量；f 为普氏系数，取12；S 为巷道截面面积，取5.76m2；

计算得知N＞24.1，所以炮孔数目最少25 个。

空眼数目：在直眼掏槽法中，空眼作为首起爆装药眼的辅助自由面和破碎下岩石的膨胀空间，因此合理确定空眼的大小和位置是尤为重要的一步。

通过补偿空间公式计算可得：

式中，v增为岩石粉碎圈范围内岩石破碎后增加的体积，m3；v补为提供补偿空间大小，m3；R 为粉碎圈半径，取5cm；h 为炮孔深度，取3m；n 为空孔个数；r2x为钻孔半径，取2cm；λ 为岩石膨胀系数，取1.5；

要使掏槽不被挤死应有v补>v增，则有n≥6.25，由此可知，40mm 空眼至少为7 个。因矿山原采用的为8 空眼直眼掏槽，空眼的大小和数量可保持不变，故一共布置了8 个空眼，空眼间距0.05m，并在空孔中心布置一个装药孔。

孔间距：掘进钻孔直径为40mm，根据公式：W=（15～30）d

式中，W 为最小抵抗线，m；d 为钻孔直径，m；

计算可知辅助孔和周边孔的孔距在0.8～1.2m，孔深根据实际施工需要，可取3～4m。

现用的井下掘进爆破炮孔数量及炮孔布置基本符合炮孔参数优化设计方案，因此各炮孔布置方式未做改变，详见图1。

2.5 装药结构优化设计方案

井下巷道掘进爆破使用2 号岩石乳化炸药（32mm 直径药卷）装孔，根据优化原理周边孔采用连续装药结构，掏槽孔采用间隔装药结构，间隔介质使用炮泥或者水袋。以3m 炮孔深度为例，间隔后掏槽孔前端炮孔长度约为2.1m，装药长度1.5m，填塞长度0.6m，掏槽孔底部总长约为0.9m，装药长度0.6m，炮泥间隔长度0.3m。装药结构剖面（A-A）如图4 所示。

图4 装药结构剖面（A-A）

2.6 起爆网络优化设计方案

矿山使用的雷管为半秒延期导爆管雷管，因为药包数量不多，选用簇并联起爆网路。起爆顺序为：掏槽孔→辅助孔→周边孔，每类炮孔再分组按顺序起爆。其中掏槽孔分段起爆，起爆顺序为前端药包先起爆，再起爆底部药包，因此掏槽孔间隔前端药包装低段数雷管（1、2 段），底部药包装较高段数雷管（3、4 段雷管），再依次起爆辅助孔和周边孔，周边孔采用同段雷管同时爆破，可以提高边界平整度。雷管连线时将所有导爆管集成一束，并与一发引爆雷管捆扎在一起，形成整个起爆网路。起爆网路如图5 所示。

图5 起爆网路优化图

3 试验结果与讨论

3.1 试验数据

为了验证直眼分段掏槽法的实际爆破效果，矿山在井下多个中段进行了多次试验。试验达到预期效果后，在不改变掏槽方式的情况下，逐步加大炮孔深度，由最初3m孔深增加至3.5m 和4m。表1 为试验数据汇总表。

表1 试验数据汇总表

3.2 优化效果

通过了解矿山现在的掘进爆破技术经济指标，与井下多组试验结果的指标对比，得出两种掏槽法在主要技术经济指标的异同如表2。

表2 两种掏槽方式主要技术经济指标比较

当根据表2 结果，直眼分段掏槽法比普通直眼掏槽法每循坏平均进尺可增加0.9m 左右，单位炸药消耗量可降低13%，既提高了掘进效率又降低了爆破成本。

综上可以得出：直眼分段掏槽法适用于佛子矿井下小断面掘进爆破，在炮孔深度为3m 和3.5m 的时候爆破效果最佳，炮孔利用率在91%以上；在炮孔深度为3.8m 的时候爆破效果次之，炮孔利用率在86%左右。现场爆破效果如图6 所示。

图6 现场爆破效果

4 结论

①孔内分段掏槽的实质就是沿孔深方向将装药分段，段与段之间以水袋、炮泥等介质相隔，然后自外向里按一定的微差间隔时间顺序起爆，这种装药结构与起爆方式改变了炮孔内装药能量的分配，使炮孔中部以外岩层能承受装药的爆炸能，同时，从时间上讲，底部分段装药能充分利用外端分段装药爆炸的剩余应力，增强破碎作用。从空间上讲，外端分段装药爆破后为底部分段创造了新的自由面和更多的或大或小的裂隙辅助自由面。更为重要的是导致装药破岩等效抵抗发生变化以及岩石抗爆阻力沿孔深方向重新分布，使得深孔能够达到深爆，提高炮孔利用率，改善破碎块度及减小抛掷距离，最后掏出理想的槽腔。

②井下爆破试验取得了良好的效果，体现了分段掏槽法在井下巷道掘进爆破的优势，为提高巷道掘进生产效率提供了技术参考。