硬岩巷道安全高效掘进爆破技术研究.pdf

442020 年第 8 期 收稿日期 2020-05-29 作者简介 杨福禹1978- ， 山东济宁人， 男， 硕士， 高级工程师， 长期从事煤矿生产技术管理工作。 硬岩巷道安全高效掘进爆破技术研究 杨福禹 张振扬 翟 强 （兖矿集团济宁三号煤矿，山东 济宁 272000） 摘 要 为解决硬岩巷道围岩硬度大、强度高、普通的炮眼布置爆破效果差、循环进尺低的问题，以济宁三号煤矿七采 区 3下辅运巷掘进工作面为研究对象，建立了楔形掏槽力学模型，推导了楔形掏槽眼内围岩的极限平衡状态力学公式，并 对硬岩巷道爆破参数设计进行了优化，取得了良好的效果，实现了硬岩巷道安全高效掘进。 关键词 硬岩 楔形 掏槽 爆破 中图分类号 TD263.3 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.08.016 Study on Blasting Technology of Safe and Efficient Tunneling in Hard Rock Roadway Yang Fu-yu Zhang Zhen-yang Zhai Qiang Yankuang Group Jining No.3 Coal Mine, Shandong Jining 272000 Abstract In order to solve the problems of high hardness, high strength, poor blasting effect and low cyclic advance, this paper takes the 3lower auxiliary roadway heading face of No.7 mining area in Jining No.3 Coal Mine as the research object, a wedge-shaped cutting mechanical model is established, the mechanical ula of limit equilibrium state of surrounding rock is deduced, the design of blasting parameters of hard rock roadway is also optimized. It achieved good results and realized the safe and efficient excavation of hard rock roadway. Key words hard rock wedge cutting blasting 岩石巷道掘进中一般把普氏系数f8的石灰岩、 中砂岩、粗砂岩等称为坚硬岩石。由于坚硬岩石具 有较高的强度、弹性模量及泊松比，造成硬岩巷炮 眼施工速度慢、爆破效果差、循环进尺低、炮眼利 用率低等问题 [1-2]。本文在已有的硬岩巷道掘进理论 基础上，建立了楔形掏槽力学模型，推导掏槽眼内 围岩的极限平衡状态力学公式，并对硬岩巷道炮眼 深度、掏槽眼布置及掏槽眼角度等爆破参数设计进 行优化，从而提高了硬岩巷道炮眼利用率及循环进 尺，对硬岩爆破研究具有一定的借鉴意义。 1 工程概况 济宁三号煤矿七采区 3下辅运巷掘进迎头位于 七采区中部，该巷道用于七采区运输、通风、行 人、管线敷设。工作面埋深 771.7813.4m。巷道掘 进层位主要为 3下煤顶板中砂岩，灰白色，成分以 石英、长石为主，泥质胶结，厚层状，含大量的碳 质条带，f810。掘进范围内煤岩层总体趋势为东 南高、西北低的单斜构造，局部发育次级宽缓的向 背斜。七采区 3下辅运巷掘进巷道断面为直墙三拱 形，设计巷宽 巷高 5.2m4.0m，顶帮均使用 Φ202200mm 左旋等强全螺纹锚杆，间排距均为 900900mm，施工三列 Φ226000mm 锚索，间 排距 15002700mm。施工方法采用 CMJ2-27 型液 压钻车，光面爆破施工，ZCY120R 侧卸式装岩机配 合胶带机出矸，锚网（索）支护。 2 硬岩巷道爆破参数设计优化 2.1 炮孔深度设计 炮眼深度受到掘进巷道岩石性质、巷道断面尺 寸、掘进设备类型及炸药性质等因素影响 [3-5]。为满 足硬岩巷道高效掘进要求，炮孔深度设计必须与掘 进机设备钻孔速度相适应。以七采区 3下辅运巷掘 进迎头为例，现场使用 CMJ2-27 型液压钻车施工钻 孔，对施工不同孔深钻孔时间、钻速进行统计，如 表 1 所示。 由表可见，随着孔深增加，钻孔速度逐渐降低， 孔深增加至 2.5m 时，钻孔转速衰减率为 67％，钻 眼速度明显降低。为满足硬岩爆破炮眼施工深度要 452020 年第 8 期 求，又能确保炮眼施工速率，将炮眼深度控制在 2.02.5m 区间最佳。 表 1 不同孔深钻孔的实测值 钻孔深度 /m0.51.01.52.02.5 平均钻孔时间 /min 0.30.61.01.52.3 平均钻孔速度 （m/min） 1.61.61.51.31.1 转速衰减率 /100100938667 2.2 掏槽形式 2.2.1 楔形掏槽眼力学分析 根据楔形掏槽眼布置方式及围岩应力状态，建 立楔形掏槽力学模型，并对掏槽眼爆破作用产生的 静压力、围岩剪切应力及拉应力等力学关系进行分 析，如图 1 所示。 图 1 楔形掏槽力学模型 图中，面 ACFE 表示迎头断面，炮孔长度为 L， 掏槽孔间距为 a，掏槽外间距为 b，内间距为 B，掏 槽眼夹角为 φ。 由 图 可 知， 掏 槽 眼 爆 破 作 业 主 要 受 到 面 AIME、面 CJNF、面 AIJC 和面 EMNF 剪切应力及 面 IJNM 拉应力的影响。 剪切应力 Q 为 QQAIJCQEMNF （QAIMEQCJNF） sinφ （1） 拉应力 T 为 TNaBδt （2） 式中 δt- 岩体的单轴极限抗拉强度； N- 掏槽眼个数。 N 个倾斜掏槽孔爆破产生的静压力 FNPcosφ （3） 式中 P- 单个炮孔作用在孔壁上的静压力。 掏槽眼内围岩达到极限平衡状态，则需满足 F≥QT （4） 2.2.2 楔形掏槽眼布置优化 由于巷道围岩相对稳定，在迎头断面未出现较 大构造时，公式（4）所述的极限平衡状态符合围 岩受力状态。坚硬岩石围岩的剪切应力 Q 和拉应力 T 较大，硬岩爆破必须提高爆破产生的静压力 F 的 数值，以实现掏槽眼应力平衡。 爆破产生的静压力 F 主要受到掏槽眼数量 N、 角度 φ 及单炮孔的静压力 P 等因素的影响。在掏槽 眼角度及装药量不变的情况下，采用双排掏槽布置 是增加硬岩爆破效果的主要方式。如图 2 所示。 图 2 双排楔形掏槽眼布置图 2.2.3 楔形掏槽眼角度优化 由公式（3）可知，爆破产生的静压力 F 受掏 槽眼角度 φ 影响较大，当掏槽眼角度较小时，爆破 产生的静压力太大，容易造成岩石抛掷距离过远， 易砸坏机电设备，损坏锚网支护。同时，掏槽眼施 工角度受液压钻车钻臂限制，掏槽眼角度不易过小。 根据三角函数规律，当掏槽眼角度大于 70时，静 压力 F 增加基本趋于稳定，钻车较易施工。 由公式（1）可知，当掏槽眼角度大于 85时， 岩石的剪切应力较大，爆破产生的静压力偏小，不 容易满足 F ≥ QT 的条件，掏槽不易成功。 综 上 所 述， 硬 岩 爆 破 掏 槽 眼 最 优 角 度 在 70 85之间。 3 现场试验 （1）炮眼布置方式。施工双排掏槽眼，每 列 4 个，共计 16 个，控制炮眼角度分别为 77、 82。如图 3、表 2 所示。 （2）炮眼深度。掏槽眼深度为 2.2m，辅助眼 深度为 2.0m. （3）装药结构。巷道正常掘进采用连续集中 反向装药结构。 （4）爆破物品。使用 Ф27mm300g 二级煤 矿许用水胶炸药，药卷长度 400mm。 462020 年第 8 期 （5）起爆方式。起爆使用 FD200XS-B 型煤矿 用连锁数显遥控发爆器，采用分次装药、起爆方式。 每个炮眼内使用不少于 1 卷水炮泥，外用粘土炮泥 封孔。周边眼使用粘土炮泥封实，封泥长度不小于 300mm，其他炮眼封泥长度不小于 500mm。 （6）联线方式。采用（近似）两等分组串并 联连线方式。 根据现场试验数据统计可知，七采区 3下辅运巷 炮眼利用率达到90 以上， 巷道循环进尺1.92.1m， 巷道成型较好。本文对硬岩巷道爆破参数设计优化 达到预期爆破效果。 济宁三号煤矿七采区 3下辅运当月进尺 90.9m， 较上月进尺提高了 25 ，基本实现硬岩巷道安全高 效掘进，有效地缓解了采掘接替紧张状况，取得了 显著的经济效益。 表 2 炮眼参数说明表 炮眼 名称 炮眼号 炮眼深度 （m） 眼距 （m） 抵抗线 （m） 装药量角度 起爆 顺序 联线 方法 眼数 （个） 每孔 （块） 总量 （块） 总重量 （kg） 水平垂度 左右仰俯 1-1 串 联 掏槽眼 1-4 2.20.41.6183247.2 1037700 5-87710300 1-2 9-12 2.20.40.4583244.8 988200 13-16829800 小 计164814.4 一圈辅助眼17-242.00.40.6183247.29090001-2 两 等 分 组 串 并 联 二圈辅助眼25-322.00.40.582164.89090001-3 三圈辅助眼33-402.00.40.582164.89090001-4 周边眼 41-46 2.00.3 0.67 101103 879300 1-5 47-500.4938700 底 眼51-602.00.520.4103309909041-5 小 计449628.8 一圈辅助眼61-642.00.50.4/0.64282.49090002-1 两 等 分 组 串 并 联 二圈辅助眼65-712.00.50.472144.29090002-2 三圈辅助眼 72-822.00.50.5112226.69090002-3 83-982.00.50.5162329.69090002-4 周边眼 99-110 2.00.40.4 12 1247.2 87933 2-5 111-1221293873 小 计6210030 合 计12224473.2 说 明 1. 分三次装药、三次起爆；根据围岩性质适当调整眼距及装药量。 2. 连续集中反向装药，每眼使用一块水炮泥，封泥长度符合煤矿安全规程相关规定。 3. 使用煤矿许用水胶炸药，毫秒延期电雷管，最后一段延期不超过 130ms。 图 3 炮眼布置图 （下转第 49 页） 492020 年第 8 期 连采机后方接煤，然后返回原等待地点，待梭车卸 完煤让出卸车空间后，运煤车及时卸煤到破碎机， 完成一个出煤循环。连采机司机完成一个进尺循环 后，连采机退机进入另一条巷道掘进，锚杆机进入 该巷道进行支护。梭车将煤先运到转载破碎机上破 碎转载，由 12-2上117 工作面辅助回撤通道皮带通 过 12-2上117 工作面回风顺槽中皮带转载至大巷皮 带，经大巷皮带转载至主斜井皮带上，由主斜井皮 带直接运至地面煤仓。当完成一个掘进支护循环后 由防爆装载机司机及时开动车辆负责清理浮煤，做 好下一工序的准备工作。当巷道每向前推进 50m， 即一个联络巷的距离，将机尾延伸至下一个联巷口 前，以缩短梭车运输距离，即皮带延伸。 2.7 过程控制 12-2上117 工作面主辅回撤通道沿煤层底板掘 进，局部区段为保证巷道底板平整度，可留设不超 过 0.5m 的底煤厚度作为顺坡找平用途。施工中要 加强顶底煤厚度探测工作，每掘进 10m 探测一次顶 底煤厚度，并标识记录。由于主回撤通道设计掘进 高度较高，现场采用先留底煤小断面掘进，开通联 络巷后再集中卧底的方式达到设计断面，最后延伸 皮带进行下一个联络巷循环的方式施工。 2.8 实施效果 2019 年 4 月至 2019 年 5 月掘进施工 12-2上117 工作面回撤通道，12-2上117 工作面于 2019 年 11 月 3 日停采，11 月 30 日回撤完毕，不计矿井停产等 时间影响，共用时 21d，实现了安全快速回撤。根 据密闭前主回撤通道顶底板缩近量观测数据统计表 显示，最大顶底板移近量为 73mm，主要表现为顶 板浅部相对离层、静力拉伸作用下恒阻锚索拉伸变 形、肩窝和两帮肩窝、底角微破碎。 3 结论 （1）采用预掘主、辅双回撤通道结合多联络 巷的布置方式为实现长距离快速回撒提供了有力安 全技术保障。 （2）12-2上117 工作面回撤总用时 21d，与常 规相同条件回撤技术相比，减少约 14d 回撤时间， 安全和经济效益明显。 （3）采用主辅双回撤通道结合联络巷、调车 硐室、探巷的布置方式实现了工作面设备安全高效 回撤，工作面从巷道施工到设备回撤阶段主、辅回 撤通道顶板比较稳定。结果表明，通过控制巷道长 度，合理断面尺寸，优化掘进巷道支护和施工工艺， 不断提高技术装备水平，为陕蒙地区超大采高工作 面回撤通道施工提供了技术支持与可借鉴的经验。 【参考文献】 ［1］ 舒凑先，姜福兴，韩跃勇，等 . 深部重型综采面 长距离多联巷快速回撤技术研究 [J]. 采矿与安全 工程学报，2018，35（03）473-480. ［2］ 贺安民 . 综采工作面回撤“辅巷多通道”工艺设 计的应用 [J]. 煤炭工程，2007（10）5-6． ［3］ 吕坤，赵志超，赵志强 . 特厚煤层综放工作面回 撤通道支护技术研究 [J]. 煤炭科学技术，2018， 46（03）18-21. （上接第 46 页） 4 结论 （1）研究了硬岩巷道孔深与钻孔速度之间的 规律，结合现场掘进机设备参数，确定硬岩巷道炮 眼深度最佳区间。 （2）建立楔形掏槽眼力学模型，推导了掏槽 眼内围岩的极限平衡状态力学公式，并对硬岩巷道 爆破参数设计进行了优化。 （3）以济宁三号煤矿七采区 3下辅运巷为工 程背景，设计炮眼布置图及炮眼参数说明表，现 场炮眼利用率达 90 以上，实现硬岩巷道安全高 效掘进。 【参考文献】 ［1］ 王继峰 . 岩石爆破技术的现状与发展 [J]. 煤矿爆 破，2005（03）25-28. ［2］ 袁文华，马芹永 . 煤矿深部岩石力学性能试验分 析与硬岩巷道快速掘进方法研究 [J]. 岩石力学与 工程学报，2010，29（S1）2853-2857. ［3］ 张涵 . 白云岩中开拓掘进的双楔形掏槽研究与试 验 [J]. 采矿技术，2010（07）119-120． ［4］ 陆爱珍，辛金生，富利娥 . 坚硬岩体巷道掘进爆 破技术方案设计与试验 [J]. 黄金科学技术，2001 （10）39-41. ［5］ 宗琦，任庆峰 . 煤矿硬岩下山巷道掘进中深孔爆破 技术试验研究 [J]. 爆破，2011，28（02）49-52.