張淵通, 湯文達(dá), 郭盛華, 康一強(qiáng), 王濟(jì)祥

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)力學(xué)與建筑工程學(xué)院，北京 100083；2.陽(yáng)泉煤業(yè)(集團(tuán))股份有限公司一礦，陽(yáng)泉 045000)

在煤礦巖巷掘進(jìn)，公路、鐵路隧道開挖等工程中，鉆爆法一直是主要的破巖方法[1]。爆破參數(shù)如何選取至關(guān)重要，中外學(xué)者對(duì)此基于不同的出發(fā)點(diǎn)，以及不同的爆破機(jī)理分析方法，進(jìn)行了大量的研究。其中，掏槽方式的選擇對(duì)爆破的掘進(jìn)效率和爆破成渣具有重大的影響。中國(guó)鉆爆法巖巷掘進(jìn)速度長(zhǎng)期保持在70 m/月，掘進(jìn)速度的關(guān)鍵在于掏槽[2]。李啟月等[3]、龔敏等[4]、楊國(guó)梁等[5]對(duì)楔形掏槽技術(shù)做了大量研究，其中以楔直復(fù)合掏槽技術(shù)為代表，但由于施工要求嚴(yán)格，現(xiàn)場(chǎng)施工往往達(dá)不到要求，導(dǎo)致爆破情況不理想。二階二段掏槽技術(shù)改變了掏槽區(qū)炸藥能量釋放的順序，將深孔掏槽爆破變換成一淺一深兩次爆破，能量分布更加合理[6]。對(duì)于大斷面巖巷或者圍巖較硬的巖巷掘進(jìn)，煤礦現(xiàn)場(chǎng)常采用分次起爆，先拉槽，后開幫壓頂。分次起爆會(huì)增加輔助時(shí)間，不利于正規(guī)循環(huán)作業(yè)。并且，這種方式對(duì)圍巖的擾動(dòng)較大，不利于后續(xù)開展的支護(hù)工作。巖巷分次起爆技術(shù)與高產(chǎn)高效礦井建設(shè)的局面明顯不適應(yīng)[7-8]。Dally等[9]通過對(duì)炮孔之間爆炸應(yīng)力場(chǎng)變化研究實(shí)驗(yàn)，證明了爆炸應(yīng)力波在炮孔之間的作用促進(jìn)了炮孔間裂縫的行程。一次性多排起爆可以利用前排臨空面以及應(yīng)力波疊加原理，后爆產(chǎn)生的爆轟壓力可以產(chǎn)生較大的拋擲動(dòng)能，但受到前排阻擋，只能產(chǎn)生擠壓碰撞，所以爆后巖塊受壓碎裂嚴(yán)重，增加了巖塊的破碎程度，爆炸破巖有效能量增大[10-12]。

針對(duì)爆破過程中產(chǎn)生大矸進(jìn)而影響巷道掘進(jìn)速度的問題，根據(jù)應(yīng)力波疊加原理和二階二段掏槽技術(shù)提出二階二段一次起爆方式，對(duì)原始爆破方案進(jìn)行優(yōu)化，并對(duì)爆破結(jié)果進(jìn)行多層次統(tǒng)計(jì)分析，驗(yàn)證了改進(jìn)方案的有效性，對(duì)以后處理類似情況起到借鑒作用。

1 巷道情況簡(jiǎn)介

陽(yáng)煤一礦屬于高瓦斯礦井，井下均采用機(jī)械化生產(chǎn)方式，大部分巷道掘進(jìn)采用鉆爆法施工。所研究的巷道為北翼新補(bǔ)一部皮帶巷機(jī)尾段，圍巖以砂巖為主，支護(hù)方式為永久支護(hù)。巷道埋深為220 m，設(shè)計(jì)掘進(jìn)總長(zhǎng)度為1 802 m，巷道斷面形狀為矩形，巷道斷面寬×高為4.7 m×3.1 m。該皮帶巷圍巖現(xiàn)階段主要是中粒砂巖和石灰?guī)r，巖石硬度系數(shù)為8～10。

原始爆破方案設(shè)計(jì)如圖1所示，使用兩部YT-29A型風(fēng)鉆濕式打眼，掏槽形式為楔形掏槽，布置4對(duì)楔形掏槽孔，掏槽孔的角度為77°，掏槽孔的垂直深度比輔助眼和周邊眼深100 mm，每對(duì)掏槽孔孔底距離200 mm，只有一排輔助孔，角度為84°，周邊眼眼口距離巷道周邊100 mm，周邊眼間距480 mm。原始爆破方案為分次起爆，先打下部(A區(qū))炮眼，裝藥放炮之后再打上部(B區(qū))炮眼，之后對(duì)上部裝藥爆破，簡(jiǎn)單的說就是先拉槽，后開幫、壓頂。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)情況，該爆破方式能夠保持有較高的進(jìn)尺，但是爆破產(chǎn)生的大矸對(duì)出矸產(chǎn)生很大影響。于是礦上提出全斷面一次起爆的要求，根據(jù)應(yīng)力波疊加原理，一次起爆可以更好地利用爆轟壓力粉碎巖石，降低爆堆大塊率。但是傳統(tǒng)一次起爆方式只有一對(duì)掏槽眼，且為了保證掏槽的順利，掏槽眼的裝藥量較高，這就會(huì)導(dǎo)致爆破拋矸距離較遠(yuǎn)，一般在18～20 m，但是在本文研究的巷道中，受軌道長(zhǎng)度限制，扒渣機(jī)最遠(yuǎn)能倒退15 m，傳統(tǒng)一次起爆方式勢(shì)必會(huì)對(duì)扒渣機(jī)構(gòu)成威脅?；谝陨蟽蓚€(gè)問題，決定采用二階二段一次起爆方式。

圖1 分次爆破方案Fig.1 Two times blasting scheme

2 技術(shù)原理及參數(shù)

2.1 應(yīng)力波疊加原理

爆炸的過程是爆炸應(yīng)力波和爆生氣體共同作用的過程，巖體在兩者的共同作用下發(fā)生破壞，爆炸產(chǎn)生的沖擊波使周圍巖體粉碎，沖擊波很快衰減為應(yīng)力波[13]。爆炸應(yīng)力波向四周傳遞，進(jìn)一步粉碎巖石，擴(kuò)展巖石中的裂隙，同時(shí)在爆生氣體的準(zhǔn)靜態(tài)作用下，巖石中的裂隙進(jìn)一步擴(kuò)展貫穿。

炸藥爆炸對(duì)周圍介質(zhì)的作用可以看作是應(yīng)力波在介質(zhì)中的傳播對(duì)介質(zhì)的擾動(dòng)。炮孔中的炸藥爆炸時(shí)，會(huì)在巖體內(nèi)形成一個(gè)應(yīng)力波作用區(qū)，巖石受壓而產(chǎn)生變形和位移，應(yīng)力波不斷向外傳播，同時(shí)周邊的炮孔起爆也會(huì)產(chǎn)生應(yīng)力波作用區(qū)，兩個(gè)應(yīng)力波作用區(qū)疊加，使巖體更容易破碎，提高爆破效率。

根據(jù)應(yīng)力波疊加原理，巷道全斷面一次起爆，炸藥有用功比分次起爆大，實(shí)施硐室全斷面一次起爆有利于提高爆破效果。

2.2 二階二段技術(shù)原理

圖2 二階二段掏槽原理示意圖Fig.2 Two-step cut blasting hole layout

二階二段掏槽技術(shù)示意圖如圖2所示。圖2中，炮孔1為中心孔，炮孔2～11均為掏槽孔，其中炮孔2～5為一階掏槽孔，炮孔6～11為二階掏槽孔。掏槽孔與工作面存在一定的角度，一階掏槽孔與工作面夾角為α，二階掏槽孔與工作面夾角為β，中心孔與工作面垂直。一階掏槽孔的垂直深度為h，二階掏槽孔的垂直深度為H。

二階二段掏槽技術(shù)是從“時(shí)間”和“空間”兩個(gè)角度來切入，“二階”指的是兩排垂直深度不同的掏槽孔，從空間上將巖體劃分為兩個(gè)區(qū)域(臺(tái)階)。一階掏槽孔中的炸藥主要負(fù)責(zé)圖中的淺色梯形部分，掏槽深度淺，裝藥量少，容易形成槽腔；二階掏槽孔中的炸藥主要負(fù)責(zé)圖中的深色部分，在一階掏槽孔爆破形成新的自由面的基礎(chǔ)上。二階掏槽可以更好地削弱巖體的夾制作用，有利于繼續(xù)粉碎和拋擲巖石，提高掏槽效率。為了防止二階掏槽孔孔底間距過大導(dǎo)致在底部形成漏斗形殘余，設(shè)計(jì)與二階掏槽深度相近的中心孔，中心孔起到了預(yù)裂的作用，中心孔爆破后在其周圍形成的裂隙區(qū)可以與二階掏槽區(qū)形成的裂隙區(qū)相互貫通。“二段”指的是兩段毫秒延期電雷管，每段間隔時(shí)間為25 ms，在掏槽孔使用兩個(gè)段別毫秒延期雷管，炮孔2～5使用一段雷管，炮孔6～11使用二段雷管，兩組掏槽孔產(chǎn)生的應(yīng)力波疊加，有利于改善爆破效果。

2.3 技術(shù)參數(shù)

炸藥爆破后會(huì)沿著炮徑方向形成3個(gè)區(qū)域，粉碎區(qū)、裂隙區(qū)和震動(dòng)區(qū)。假設(shè)粉碎區(qū)和裂隙區(qū)的半徑分別為R1、R2，它們的表達(dá)式分別為

R1={ρ0D2AB/[4(2σcd)1/2]}1/αrb

(1)

R2={σcd/σtd}1/βR1

(2)

式中：ρ0為炸藥密度，g/cm3；rb為炮孔直徑，mm；D為炸藥爆速，km/s；A為與巖石和炸藥波阻抗相關(guān)的系數(shù)；B為與側(cè)應(yīng)力系數(shù)相關(guān)的系數(shù)；σcd和σtd分別為動(dòng)態(tài)抗壓和動(dòng)態(tài)抗拉強(qiáng)度，MPa；α為沖擊波衰減系數(shù)，α=2+b，其中b=μd/(1-μd),μd為巖石的動(dòng)態(tài)泊松比；β為應(yīng)力波衰減系數(shù)，β=2-b。

同排掏槽孔炮孔間距a滿足：

R2≤a≤2R2

(3)

可以對(duì)其進(jìn)行簡(jiǎn)化得a=2(2bp/σtd)1/βrb

(4)

式(4)中：p為作用在炮孔壁上的爆炸荷載，p=ρ0D2A/4。

一階掏槽孔的孔底距e的計(jì)算公式為

e=2(1+α)αR1

(5)

e一般控制在300 mm左右，兩排二階掏槽孔的孔底距f與二階掏槽孔的裂隙區(qū)半徑R2有關(guān)。f的計(jì)算公式為

R2≤f≤2R2

(6)

二階掏槽孔底距f與巖性有關(guān)，一般為500 mm。

掏槽孔孔口排間距為S，一階和二階掏槽傾斜角分別為α、β，由此可知：

S一階=e+2h/tanα

(7)

S二階=e+2h/tanβ

(8)

一般來講，掏槽區(qū)的二階掏槽孔的孔口排間距為1.4～1.8 m，所以，一階掏槽孔孔口間排距可以為1.0～1.5 m。其孔間距和中心孔間距均為a。

3 爆破方案設(shè)計(jì)優(yōu)化

3.1 原爆破方案存在的問題

從爆破效果來看，原方案的單循環(huán)爆破進(jìn)尺為1.91 m，炮眼利用率為86%，但是現(xiàn)場(chǎng)裝藥和爆破的總時(shí)間為130 min，出矸的時(shí)間為180 min，時(shí)間相對(duì)較長(zhǎng)，導(dǎo)致整體作業(yè)的時(shí)間拖延。另外，爆堆中有明顯的大矸，并且數(shù)量較多，導(dǎo)致轉(zhuǎn)載機(jī)和運(yùn)輸皮帶多次出現(xiàn)故障，增加維修護(hù)理時(shí)間。

出現(xiàn)以上問題的主要原因如下：爆破方案不合理，分次起爆減弱了應(yīng)力波的疊加，同等裝藥量的前提下，炸藥作用的有效功減少，導(dǎo)致有較多的大矸；根據(jù)礦上相關(guān)的規(guī)范制度，放炮后經(jīng)過30 min，才允許工人靠近工作面，因此分次起爆就會(huì)導(dǎo)致放炮總時(shí)間增長(zhǎng)30 min；同時(shí)工人需要來回兩次進(jìn)行裝藥和連線，也會(huì)增加工作時(shí)間和不安全因素。

3.2 爆破方案優(yōu)化

原始爆破方案總進(jìn)尺低，主要是因?yàn)榉执纹鸨瑢?dǎo)致出矸時(shí)間和放炮時(shí)間變長(zhǎng)，若要對(duì)原始方案的若干缺陷進(jìn)行優(yōu)化，應(yīng)將方案改進(jìn)為一次起爆?，F(xiàn)場(chǎng)的扒渣機(jī)能倒退的極限距離為15 m，傳統(tǒng)的爆破方式不能夠有效地控制拋矸距離，因此決定采用多階段一起爆破方式(圖3)。根據(jù)前述理論，方案設(shè)計(jì)的關(guān)鍵是確定掏槽深度，槽腔同階炮孔間、排距，槽腔同階孔底排距4個(gè)參數(shù)。爆破參數(shù)如表1所示。炸藥采用4段雷管，三級(jí)乳化炸藥，密度ρ0=1.23 g/cm3,爆速D=3 600 m/s。炮孔設(shè)計(jì)垂直深度H=2 200 mm，炮孔半徑Rb=16 mm。經(jīng)計(jì)算A=1.3，B=1.54。根據(jù)式(1)、式(2)得到R1=86.6 mm，R2=227.5 mm，根據(jù)式(3)，得a的取值范圍為227.5～555 mm，最終取450 mm。根據(jù)式(5)得到e=231.7 mm，適當(dāng)擴(kuò)大到300 mm，由于中心孔的作用可以適當(dāng)加大。根據(jù)式(6)，f取值為400 mm。

表1 爆破參數(shù)

圖3 優(yōu)化后一次起爆方案Fig.3 One time blasting scheme

設(shè)計(jì)二階掏槽深度H=2 400 mm，二階掏槽角度為72°，適當(dāng)?shù)卦黾佣A掏槽孔孔口排間距，S二階=2 300 mm，一階掏槽垂直深度h=1 200 mm，掏槽角度為69°，一階掏槽孔孔口排間距S一階=1 200 mm。

4 應(yīng)用效果分析

4.1 塊度分析

爆破效果通過統(tǒng)計(jì)爆堆的塊度進(jìn)行分析。試驗(yàn)采用圖像分析法確定爆堆的塊度，在每次爆破后拍攝爆堆圖片，再對(duì)圖片進(jìn)行數(shù)字化處理，得到與塊度大小相匹配的像素值，然后根據(jù)圖片分辨率和比例尺來計(jì)算巖塊的真實(shí)面積。分次起爆和一次起爆的爆堆如圖4所示。從平均塊度、大塊率和分形維數(shù)3個(gè)角度來對(duì)炮堆進(jìn)行評(píng)價(jià)。

圖片像素5 184×3 456圖4 不同方案爆堆對(duì)比Fig.4 Comparation of blasting results

4.1.1 平均塊度

以當(dāng)量直徑作為評(píng)價(jià)尺寸。由表2可知，二次起爆的平均塊度為17.49 cm，塊度稍大；一次起爆的平均塊度為12.7 cm，塊度稍小。二次爆破后的最大塊度為52.7 cm，一次爆破后的最大塊度為35.23 cm。

表2 爆堆塊度統(tǒng)計(jì)

4.1.2 大塊率

由圖5可知,20 cm的塊度大小是兩種爆破方案的分界點(diǎn)。當(dāng)量直徑小于20 cm時(shí)一次起爆曲線比分次起爆曲線偏高，這代表一次起爆會(huì)產(chǎn)生更多粒徑偏小的矸石；當(dāng)量直徑大于20 cm時(shí)，分次起爆曲線比一次起爆曲線偏高，代表二次起爆會(huì)產(chǎn)生更多粒徑偏大的矸石。經(jīng)計(jì)算，分次起爆爆堆中當(dāng)量直徑大于20 cm的塊度比例較一次起爆的高出10.4%。

圖5 爆堆大塊度統(tǒng)計(jì)Fig.5 Statistic of large rock

4.1.3 分形維數(shù)

在實(shí)際工程中，選取5、10、15、20、25、30，35 cm 7個(gè)級(jí)別作為分級(jí)尺寸。分級(jí)尺寸及巖塊數(shù)量統(tǒng)計(jì)數(shù)據(jù)如表3所示。

根據(jù)表3統(tǒng)計(jì)數(shù)據(jù)在MATLAB中進(jìn)行線性擬合。擬合結(jié)果為：ln[N(r)]=-2.208 7r+8.583 3，相關(guān)系數(shù)為0.887 6，擬合效果不錯(cuò)。擬合圖像如圖6所示。

由上述分析可以得出，這次一次起爆爆堆的分形維數(shù)即擬合直線的斜率D1=2.208 7。同理，對(duì)分次起爆的爆堆進(jìn)行塊度統(tǒng)計(jì)，得到分次起爆的擬合圖像如圖7所示。

表3 塊度分級(jí)統(tǒng)計(jì)Table 3 Statistic of block grading

圖6 一次起爆分形擬合圖像Fig.6 Fitting image of one time blasting

圖7 分次起爆分形擬合圖像Fig.7 Fitting image of two time blasting

擬合結(jié)果為：ln[N(r)]=1.784 9r+7.472 1，分形維數(shù)D2=1.784 9,相關(guān)系數(shù)為0.846 5，擬合效果一般。

一次起爆的分形維數(shù)D1較分次起爆的分形維數(shù)D2大，已知分形維數(shù)數(shù)值越大，表示爆堆巖塊塊度分布越均勻，破碎程度越高；分形維數(shù)數(shù)值越小，表示巖塊分布越不均勻，破碎程度越低。從分形的角度再次證明一次起爆的爆堆較分次起爆的爆堆破碎性更好。

4.2 循環(huán)進(jìn)尺

試驗(yàn)階段總共進(jìn)行了6次全斷面爆破，平均循環(huán)進(jìn)尺為1.93 m，拋矸距離控制在15 m以內(nèi)，不會(huì)對(duì)扒渣機(jī)構(gòu)成威脅(扒渣機(jī)能倒退的最遠(yuǎn)距離為15 m)，大矸的數(shù)量相較分次起爆有明顯減少。具體爆破情況如表4所示。

表4 爆破情況統(tǒng)計(jì)

新方案與原始方案相比較，在打眼數(shù)量和裝藥量上有輕微的增加，但是在裝藥和爆破的時(shí)間上有所減少，整體打裝放時(shí)間縮短了8.3%，因?yàn)橐淮纹鸨a(chǎn)生的矸石均勻且沒有明顯的大矸，減少了轉(zhuǎn)載機(jī)和皮帶出問題的概率，出矸時(shí)間縮短了33.3%；經(jīng)過對(duì)一個(gè)月進(jìn)尺數(shù)據(jù)的統(tǒng)計(jì)，發(fā)現(xiàn)在炮眼利用率和單尺循環(huán)方面，多階段一次起爆和二次起爆的數(shù)據(jù)基本相同，但是在總循環(huán)個(gè)數(shù)方面，多階段一次起爆增加了8個(gè)，累計(jì)月進(jìn)尺提高了11.2 m。

5 結(jié)論

(1)采用四段煤礦需用毫秒延期雷管進(jìn)行多階段一次起爆，有助于爆炸應(yīng)力波疊加，顯著減少了爆破后的巖石大塊率。當(dāng)量直徑大于20 cm的矸石比例減少了10.4%，平均矸石尺寸減小了5 cm左右。

(2)采用多階段一次起爆，有助于縮短工作時(shí)間，提高單位時(shí)間的循環(huán)次數(shù)。出矸時(shí)間縮短了60 min，打眼裝藥放炮總時(shí)間縮短了30 min，月循環(huán)進(jìn)尺增長(zhǎng)8個(gè)。

(3)采用二階二段掏槽爆破技術(shù)，能夠有效地控制能量的釋放。在保證單循環(huán)進(jìn)尺的前提下，將拋矸距離控制在15 m以內(nèi)。