陈建新　杨陆海　周　旭

(陕西煎茶岭镍业有限公司)



光面爆破在煎茶岭镍矿的应用

陈建新杨陆海周旭

(陕西煎茶岭镍业有限公司)

摘要煎茶岭镍矿井下矿岩松软破碎，节理裂隙发育，采用普通爆破技术，采矿进路成型差，周边围岩破坏严重，后期支护工作量较大；由于超欠挖严重，对临近进路的掘进质量也造成影响；三期进路一般采矿吃灰量较大，加剧了矿石贫化。为此采用了光面爆破技术，在2个采矿中段各选择有代表性的4条进路进行反复试验，不断调整掏槽方式及周边眼眼距、装药结构等参数，最终确定了一组符合矿山的光面爆破参数，进路规格得到控制，矿石大块率极大下降，炸药单耗从1.74 kg/m3下降至1.25 kg/m3，眼痕率从5%左右上升至30%，整体爆破效果明显提升。

关键词光面爆破装药结构炮孔堵塞毫秒延期炸药单耗

煎茶岭镍矿矿岩多以滑镁岩、菱镁岩、叶蛇纹岩为主，岩石松软破碎，节理裂隙发育。前期生产采用普通爆破技术，炮眼布置、装药较随意，现场工人操作主要以经验为主，进路成型较差，大块多，围岩破坏严重，后续支护工作量大，不能保证安全生产。为此煎茶岭镍矿积极推行光面爆破技术，寻找符合井下矿岩条件的光面爆破参数，以期控制爆破成巷，降低炸药单耗，提高爆破效率。

1矿山概况

煎茶岭镍矿矿体和围岩均为深变质超基性变质岩体，以纤胶蛇纹岩和滑美岩为主，多呈破碎块状，岩石物理力学性质较差，片理、节理裂隙发育，其中纤胶蛇纹岩柱状节理发育，滑美岩遇水风化易膨胀。采用下向胶结充填采矿法，矿体平均厚30～40 m，分段高20 m，分层高4 m，分层联络道与主斜坡道通过分段联络道连通，采矿进路沿矿体走向布置，进路断面规格为4 m×4 m(宽×高)；钻爆打眼采用YT28气腿式凿岩机，钻头直径为41，32 mm，采用2#岩石乳化炸药及秒延期导爆管雷管。

2原爆破方法存在的问题

(1)周边孔孔距过大。原采掘爆破的周边眼间距为600～800 mm，造成爆破后周边眼之间难以贯通形成理想开挖面，掘进成巷不理想，超欠挖和大块严重。同时由于周边眼间距大，现场工人通过增加装药量以崩落孔间的岩体，因此，加剧了对周边围岩的破坏作用，增加了后续二次破碎和支护工作量。合理的周边眼距是控制开挖轮廓的关键。按照光面爆破成缝机理，在炮孔间距选择合理的情况下，炸药爆炸过程中，爆轰波、应力波向四周传播，相邻周边眼之间抵抗线最小、应力最为集中，最容易贯通成缝[1]。所有贯通的周边眼构成预期的开挖结构面，周边眼距过大，不利于相互贯通，将直接影响到开挖成巷。

(2)装药结构不合理。煎茶岭镍矿前期周边孔一直采用轴向连续装药结构。实践证明，存在两方面问题：一是炮孔装药部分周围岩石过度粉碎；二是炮孔未装药部分易产生大块。间隔装药或径向不耦合装药与连续装药结构相比，由于空气层的存在，减弱了爆轰波对孔壁的直接冲击，从而降低对围岩结构的损伤，能够起到保护围岩和控制爆破成巷的作用，同时由于应力波反射加强，相应增大了应力波的能量和作用时间，爆破破碎效率也得以提高[2]。因此，周边孔采用连续装药结构不适用于井下永久性巷道工程。

(3)炮孔未堵塞。现场操作人员前期对于炮孔堵塞的作用认识不够彻底，且由于炮泥制作和填塞工艺耗时费力，现场基本不堵塞炮孔。研究表明，炮孔堵塞可以延长爆轰气体在孔壁上的作用时间，避免爆轰气体过早逸出孔外，能够促进矿岩破碎，提高爆破效率[3]。根据经验统计，不堵塞炮孔炸药能力损失增加30%，降低炸药能量利用率。为顺利爆破破碎岩体，增加装药量弥补未堵塞炮孔损失爆炸能量，从而加剧了炮孔集中装药部位周边岩体的破坏作用。

(4)掏槽效率低。现场采用桶型掏槽，眼间距为100～150 mm,眼数为7个，其中外围6个眼不装药，呈梅花型布置，中间为同径的装药孔。煎茶岭镍矿矿岩坚固性系数为6，属于极软岩石。长期生产实践分析认为，该掏槽方式对于节理裂隙极为发育的软岩来说不够合理，存在眼距过密、眼数偏多等问题，致使掏槽效率偏低。

(5)延期雷管选用不当。前期采用秒延期导爆管雷管起爆，延时精度低，延期间隔长，由于爆破分段次数多，且分次爆破相互独立，造成爆破震动、爆破应力波对周边岩体及支护结构破坏次数增多，破坏等级加大，人为加剧爆破对周边岩体的破坏作用，增加安全风险。

3光面爆破设计

3.1掏槽形式

井下小断面掘进一般采用楔形和桶形掏槽居多，一直以来煎茶岭镍矿主要采用桶形掏槽，且工人操作熟练，故掏槽形式未做改动，将孔距调整为400 mm，掏槽孔调整为5个，中间空孔装药改为四周孔装药，掏槽眼深2.3 m，掏槽方式见图1。

图1　掏槽方式示意(单位：mm)

3.2周边眼间距

确保相邻周边眼间距a不大于光爆层厚度W是孔间贯通的基本要求。工程经验认为周边眼的装药集中度m(a/W)为0.6～1.0最佳。根据现场试验，周边眼距选为500 mm，光爆层厚度选为600 mm，所以周边眼密集系数m=0.8，则4 m×4 m的矩形断面周边眼共计32个。

3.3炮孔布置

掏槽眼与周边眼确定后，辅助眼将根据其抵抗线在剩余位置上均匀布置。根据《采矿手册》，自掏槽位置向四周取辅助眼抵抗线依次为500,600,700 mm，即设3圈辅助眼，孔距为560～700 mm，辅助眼总计28个，设计总装药炮眼数目为64个。 炮孔布置见图2。

3.4装药结构及炮孔填塞

采用φ32 mm药卷，2#岩石乳化炸药，单个药卷重150 g,炮孔直径为42 m，眼深2 m。按照光面爆破技术要求，将连续装药结构改为间隔装药，间隔药卷之间采用普通导爆索连接，孔底加强装药。根据矿岩特点确定单孔装药2卷，孔底一卷，另一卷横切为等长的2段，分为3段药卷间隔装药。采用合格炮泥填塞炮孔，填塞长度不小于0.4 m。装药及填塞示意见图3。

3.5装药量计算

(1)单炮循环计算总装药量为[4]

图2　原岩顶板进路及有混凝土顶板一期

图3　周边眼装药及堵塞示意(单位：mm)

(1)

式中，q为炸药单耗，参考《采矿工程设计手册》，按照1.2～1.3 kg/m3计取；s为掘进断面面积，16 m2；L为单炮循环进尺，2 m；η为炮孔利用率，取90%。

计算得出总装药量Q=34.6～36.4 kg。

(2)掏槽眼装药孔数为4，每孔0.2 m药卷数量X1为

(2)

式中,lt为掏槽眼深度，2.3 m;k为装药系数，取0.7;其他符号意义同前。

计算得出单孔掏槽眼装药卷数X1=7，掏槽眼总装药量为28卷，共计Q1=4.2 kg。

(3)周边眼数为32个。周边眼的药量采用线装药密度Δ计算，参考《采矿设计手册》及煎茶岭镍矿前期参数，Δ取0.15 kg/m，则每孔0.15 kg/卷的药卷数X2为

(3)

式中，l为周边眼深度，2 m。

计算得出单孔周边眼装药卷数X2=2，共装64卷，总计装药量Q2=9.6 kg。

(4)原则上辅助眼单孔药量按照剩余的面积，考虑抵抗线距离和孔眼间距均匀布置并加以调整即可。辅助孔装药量为

(4)

计算得出Q3=20.8～22.6 kg.

辅助眼28个，则单孔药量为0.74～0.81 kg，即药卷数为4.9～5.4卷。对于单孔线装药密度取值也可参考长江科学院的经验公式进行校验：

(5)

式中，δ为岩石单轴抗压强度，MPa；a为孔眼间距，mm。

3.6雷管段别选择

光面爆破技术充分利用毫秒微差原理，相邻段位雷管之间毫秒级的延期起爆间隔使得前后段位药包爆破产生的地震波错位抵消，极大地降低爆破震动[5](即对围岩的损伤)的同时，前后起爆的块石相互碰撞，促进矿岩破碎和减少飞石，且前段起爆孔为后段提供自由面，爆破效率高，炸药单耗少。为此将前期使用的秒延期雷管改为毫秒延期导爆管雷管，同时采用孔内延时的方式，按照“首段炮孔起爆前其余各段炮孔中起爆雷管均获得激发能量而被点燃，确保首段雷管爆炸时引起的飞石、震动不会破坏整个网络[6]”的原则及“掏槽眼—辅助眼—周边眼的起爆顺序”进行雷管段别选择。在各孔内采用分段毫秒延期雷管，孔外采用瞬发雷管起爆。孔内雷管段别为1，3，5，7，9，11，13，15共计8个段位。光面爆破设计参数见表1。

表1　光面爆破设计参数

3.7施工注意事项

(1)掏槽部位爆破夹制作用大，应较其他眼深0.2～0.3 m，一般装药量也较其他孔多20%左右。

(2)周边孔若完全垂直掌子面，爆破后掌子头整体断面变小，为此要求周边眼施工应向轮廓线外有所偏斜，偏斜度不大于5°为宜，也可方便下循环打眼。

(3)炮孔填塞要采用合格炮泥，不可采用轻质、可燃、块状的材料；填塞长度要求不小于0.4 m。

(4)在混凝土顶板进路掘进时，为保护上部充填体顶板，不打顶眼(48#～56#)，将23#～27#辅助眼作为顶眼装药。

4爆破效果

实施光面爆破后，爆破震动明显减弱，大块率极大下降，地表二次处理大块的工作量大大减少，两帮眼痕明显，成巷效果显著。原爆破掘进基本无眼痕或偶有眼痕，眼痕率不到5%，且爆破对围岩的损伤较大，必须采用单层喷锚网支护两帮。目前掌子面岩石极为破碎的进路眼痕出现少，但是整体规格明显，而节理裂隙相对较少、矿岩整体性相对较好的进路眼痕非常明显，单帮能够出现4～6个眼痕，眼痕率已超过设计预期的30%。光面爆破效果见图4。

图4　光面爆破后的帮部眼痕

5结语

通过研究煎茶岭镍矿前期采掘爆破中的问题，逐一改变装药结构、起爆器材、堵塞方式等，并对凸显光面爆破技术特点的周边眼间距和光爆层厚度进行多次试验分析，最终确定了符合煎茶岭镍矿的光面爆破参数。目前，炸药单耗从1.74 kg/m3下降至1.25 kg/m3,眼痕率从5%左右上升至30%以上，大块率明显降低，爆破后巷道轮廓得到了较好的控制，整体爆破效果增进明显，对同类矿山具有借鉴作用。

参考文献

[1]顾义磊,李晓红，杜云贵，等.隧道光面爆破合理爆破参数的确定[J].重庆大学学报,2005,28(3)：95-96.

[2]陆玉根,陈建宏，肖晨，等.全断面光面爆破快速施工技术[J].矿业工程研究，2011,26(3)：2-3.

[3]杨陆海,周旭,林强，等.煎茶岭镍矿爆破参数的优化[J].采矿技术，2012,12(6)：73-75.

[4]左宇军,王茂玲.光面爆破装药量的确定[J].矿业研究与开发,2001(S1)：6-8.

[5]肖永胜.软岩巷道光面爆破施工技术[J].采矿技术,2007,7(2)：97-98.

[6]王旭光.爆破设计与施工[M].北京：冶金工业出版社，2013.

The Application of Smooth Blasting in Jianchaling Nickel Mine

Chen JianxinYang LuhaiZhou Xu

(Shaanxi Jianchaling Nickel Company Co.,Ltd.)

AbstractUnder Jianchaling nickel mine, the ore-bearing rock is loose and broken, the joints and fissures are developed, the ordinary blasting technology is adopted, however, the mining entrance shape is poor, the surrounding rock damage is serious, the later supporting workload is large; due to the over-break or under-excavation is serious, which affect the excavation quality of the adjacent mining entrance; in general, the fly ash accommodation of third phase of mining entrance is large, which aggravate the ore dilution. The smooth blasting technology is adopted, the four typical mining enhances is selected respectively from the two mining sections are tested repeatedly to adjust the cutting mode and the parameters of hole spacing of the surrounding cutting holes and charging structure constantly, a set of smooth blasting parameters is obtained, therefore, the mining enhance size is controlled effectively, the rate of large ore lowers significantly, the explosive unit consumption is lowed from 1.74 kg/m3 to 1.25 kg/m3, the percentage of borehole vestiges is increased from almost 5% to 30%, the whole blasting effect is improved effectively.

KeywordsSmooth blasting, Charging structure, Hole plugging, Millisecond delay, Explosive unit consumption

(收稿日期2015-11-11)

陈建新(1986—),男,工程师, 硕士，724308 陕西省汉中市略阳县何家岩镇。