控制爆破技术优化在杏山铁矿巷道贯通中的应用

张 达，杨子龙

(1.首钢集团有限公司矿业公司，河北 迁安 064400；2.北京科技大学，北京 100083)

杏山铁矿采用无底柱分段崩落采矿法采矿，开拓方式为主副井斜坡道联合开拓。矿山基建期为了减少工程量，杏山铁矿管缆井与各水平的进风井共用，外委施工时在每个开采水平预留5 m的马头门，用于后期采场采准施工时进行风井联络道贯通缓冲。其中杏山铁矿采场供电系统均由-330 m水平中央配电硐室经由1#进风井至-180 m水平给各个水平进行供电。开拓作业区在-218 m水平及-236 m水平施工1#风井联络道过程中，需对1#风井进行贯通施工。但爆破贯通时会产生爆破飞石对井内动力电缆造成损伤，影响整个采场供电，同时风井内电缆破损后无法进行修复，需对整条电缆进行更换。为了避免爆破飞石对井内电缆破坏，需要杏山铁矿采用控制爆破的方法贯通管风井联络道，从而达到控制爆破飞石的目的[1]。

1 爆破破岩机理

按照岩石力学理论，岩石的抗压强度极大，相反其抗拉、抗剪强度又极小，这就是岩石力学中所提及的岩石抗压不抗拉，所以在一般荷载条件下，岩石都是出现拉破坏与剪破坏，很难出现压破坏[2]，也就是说在爆破过程中，不管是爆破冲击波还是爆生气体膨胀作用，最终都会转换成对岩石的拉应力和剪应力[3-4]。那么岩石出现拉剪破坏，爆破过程必然会有一个转化过程，通过学者研究，炸药在炮孔中起爆后，会产生两种破坏作用，一是爆破冲击波，二是爆生气体，其破坏作用力分别是振动作用与气体膨胀作用，以上两种破坏作用共同出现，才造成了岩石的破坏与抛掷现象，在岩石的炮孔区域，我们可以将破坏区域进行简单分类[5]，由远及近分别是振动区、裂隙区和粉碎区，如图1所示。

图1 爆破作用区域示意图Fig.1 Schematic diagram of blasting action area

现代爆破理论的观点：冲击波和爆生气体综合作用导致岩石发生爆破破坏，那么在爆破技术攻关方面，要达到控制爆破效果，就需从爆破冲击波和爆生气体两个方面采取技术措施[6-7]。

2 巷道贯通爆破现场

2.1 爆破点位

本文以-236 m水平1#进风天井贯通为施工对象，通过杏山铁矿测量技术人员对现场进行了验收，-236 m水平大杏山下沿已掘进距风井联络道口3.4 m的位置。-161 m水平大杏山下沿主要为混合花岗岩，围岩等级为Ⅰ、Ⅱ类围岩，岩性较好。验收的地形条件如图2所示。

图2 -236 m进风井贯通点位现状图(单位：m)Fig.2 -236 m current situation diagram of the penetration point of the air inlet shaft(Unit:m)

2.2 凿岩设备

杏山铁矿-236 m水平1#进风井设计断面规格为17.43 m2(4.8 m×3.9 m)，凿岩设备采用瑞典阿特拉斯·科普柯公司生产的Boomer 281型掘进台车，该设备性能先进，凿岩效率高，安全保护性好，设备台车钎杆长3.7 m，钻孔深度最大为3.3 m，凿岩孔径45 mm，掏槽空孔的孔径102 mm。

3 爆破设计

杏山铁矿掘进采用光面爆破技术，其周边眼采用不耦合间隔装药，以减少炸药对巷道周边岩石的破坏[8-9]，周边眼采用岩石乳化药卷Φ32 mm×330 mm，每卷质量0.3 kg，其它炮孔采用岩石乳化药卷Φ36 mm×450 mm，每卷质量0.5 kg，起爆器材为半秒延期导爆管雷管4.5 m(孔内起爆使用)、毫秒延期导爆管雷管20 m(孔外连线使用)和导爆索(周边孔使用)[10]。

3.1 小断面爆破设计

此次爆破选用二号岩石乳化药卷Φ32 mm×330 mm，每卷质量0.3 kg。按照爆破经验公式[8]计算装药量Q，Q=qsLη(1)式中：q—比例系数，实际是崩落1 m3所需要的炸药质量；s—开挖断面面积，m2；L—平均炮眼深度，m；η—炮眼利用率，一般取0.8～0.95。

根据现场岩性查看，风井侧岩石因长时间裸露，风化严重，破碎程度加剧，矿岩普氏硬度系数为6～8，为降低贯通后爆破飞石进入井内的风险，结合现场施工经验，采取最小炸药单耗q取2 kg/m3[11-12]。L根据设计孔深，选取L为1 m，断面面积s为1 m2，炮眼利用率η选取0.95。

爆破装药量Q=qsLη，Q=1.8 kg。爆破炸药单耗如表1所示。具体装药参数如表2所示。

表1 爆破炸药单耗q

表2 管缆井小断面爆破设计装药参数

3.2 小断剩余断面爆破设计参数选取

剩余断面处理工作采用爆破崩落的方式，爆破参数如表3所示，Φ32 mm药卷合计9.3 kg，导爆索合计15 m。

表3 管缆井剩余断面处理爆破设计装药参数

4 控制爆破技术在巷道贯通中的应用

4.1 探孔确定马头门位置及轮廓

查询矿里工程资料，外委单位在施工1#风井过程中，在每个水平均掘进了5 m长的马头门，由于马头门方向及长度的不确定性，所以在掘进至距设计井中心10 m位置时，在掘进施工过程中利用掘进台车管理掘进进度，采用一炮一探，在探孔施工过程中，在巷道中心部位从左至右依次进行探孔，孔距0.5 m，绘制现场剖面图，从而保证了在施工过程中的意外贯通，如-236 m水平1#进风井联络道贯通时，通过探孔技术确定的马头门位置及轮廓。如图3所示。

1—风井设计平面图；2—风井联络道设计平面图；3—矿建施工马头门平面图；4—风井内电缆平面图；5—开拓区施工位置平面图；6—爆破实体图3 风井联络道探孔后绘制的位置及轮廓平面图Fig.3 The position and outline plan drawn after the exploration of the air shaft connection channel

4.2 预留隔离保安岩层与控制爆破抛渣方向

一是风井联络道马头门侧的临空面远好于联络道掘进侧的临空面，如果贯通爆破在这两个临空面的条件下进行，爆破飞石极易向风井联络道马头门侧抛掷和散落，无法控制破碎岩石的抛掷方向，造成电缆损坏，达不到控制爆破的目的。经理论分析，在马头门侧留0.5 m厚岩层不爆破，作为隔离保安岩层，阻挡贯通爆破能释放至马头门侧，待爆破后该隔离保安岩层已经失去完整性，利用台车或钩机设备进行修整，做到无飞石入进风井；二是在贯通爆破过程中，采用控制爆破抛渣方向的方式，减少对隔离保安岩层的破坏作用，同时采用两次爆破施工，降低一次爆破振动过大问题，采取孔深1.5 m两次爆破施工：一次是进行小断面掏槽爆破，降低爆破破坏作用，为第二次爆破提供抛渣自由面，断面尺寸为1 m×1 m，单孔装药量为0.5～1.5 kg；二次是对轮廓面进行爆破，因掏槽小断面爆破完成后，形成了第二个更有利的自由面，从而减少了联络道走向的爆破能量释放，确保了隔离保安岩层的有效性，同时将爆破抛渣方向由联络道走向改变至断面平面的中心点方向，如图4所示。

图4 小断面施工示意图(单位：m)Fig.4 Schematic diagram of small section construction(Unit:m)

5 爆破效果

在这次管缆井的贯通过程中，摒弃了以往的全断面一次开挖方案，通过两次爆破，确保留有0.5～0.7 m岩体用以保护管缆井内的电缆。在两次短掘过程中，将原采用的乳化药卷Φ36 mm×450 mm均改为Φ32 mm×330 mm，适当减少装药量，改变装药结构，降低了炸药单耗，减少了爆破冲击。不耦合装药让部分能量对岩体做功，使岩体产生松动破坏，尽可能地减少爆破抛掷效应。清理渣石后，使用凿岩台车对产生破坏的岩体进行处理，进而贯通管缆井。

通过上述的一系列措施，在实际的生产实践中-236 m水平管缆井顺利贯通，经动力作业区检测，管缆井内37根动力电缆均可以正常使用，没有影响到井下的生产，也避免了造成经济损失。

6 结论

1)在地下巷道的掘进过程中，经常会存在因测量误差导致的巷道偏离或进尺不准的情况。在本次管缆井贯通的过程中，距管缆井大约10 m的位置开始边探孔边凿岩，通过采用“一探一凿岩”的方法，精准掌握了管缆井所处位置，为后续的生产准备工作提供了便利，同时避免了因超挖可能会造成的管缆井提前贯通的问题。

2)原有的全断面一次光面爆破，虽然可以满足爆破进尺的条件，但在以往的工程实践中，经常会出现爆破后工作面存在参差不齐的情况，因此为了避免这种情况的出现导致管缆井提前贯通，将全断面一次爆破分为两阶段进行，均采用小药卷间隔装药，最大限度地控制爆破能量，既不破坏巷道断面，也不产生过多的爆破飞石。

3)在实际的生产活动中能够提早发现可能出现问题的点位，通过研究探讨，得出解决办法，并根据现场实际情况进行精准的爆破设计，控制岩体受到破坏的程度，只产生松动效应而减少抛掷效果，从而让管缆井内的电缆不被破坏，避免了因管缆井贯通爆破而造成经济损失。