刁先鹏

(中国平煤神马建工集团有限公司建井一处,河南省平顶山市,467000)

含大直径中空孔的直眼掏槽在岩巷掘进的应用

刁先鹏

(中国平煤神马建工集团有限公司建井一处,河南省平顶山市,467000)

为加大八矿运输上山掘进工作面爆破进尺,根据施工现场的实际地质情况,决定采用CMJ17HT全液压钻车代替YT－28型风钻打眼。重新设计了爆破参数,改用含大直径中空孔的直眼掏槽方式进行爆破掘进。经过近半个月的现场试验,爆破进尺有明显提高,说明增加掏槽眼自由面的面积,有利于提高爆破进尺。

爆破掘进 大直径中空眼 直眼掏槽 自由面 CMJ17 HT全液压钻车

1 工程概况

八矿二号井运输上山设计全长约1021.46 m,设计最大坡度13°,最小坡度8°,根据相关地质资料及东翼回风上山实际揭露岩层情况显示,岩层倾角6°～22°,巷道主要穿过砂岩、石灰岩,岩石硬度系数6～10,局部岩层有起伏或断层等地质构造。施工巷道设计掘进断面宽4440 mm,净高3620 mm,墙高1400 mm,掘进断面面积13.96 m2。支护形式采用锚网喷＋锚索联合支护,喷浆厚度120 mm,混凝土强度C20。

2 施工方法

由于工期较紧,原有的掘进方式爆破进尺低,无法满足施工要求,所以对爆破方案进行了改进,采用大直径中空孔直眼掏槽的方式进行爆破。打眼时首先在巷道断面中下部采用浅孔锤打大直径中空眼,中空炮眼直径100 mm,其余炮眼采用CMJ17 HT全液压钻车打眼,炮眼直径42 mm。全液压钻车整机功率55 k W,重量8.8 t,爬坡能力14°。装药结构采用正向装药,使用毫秒延期电雷管串联引爆,使用直径为35 mm的三级煤矿许用乳化炸药进行爆破,一次装药,一次起爆,一次成巷。出砟时采用P60B型耙斗机出砟,并将矸石倒入2 t矿车,然后由55 k W绞车负责斜巷提升,最后由电机车运送,由推车机推入罐笼运至地面。

3 爆破参数的计算与优化

3.1 炮眼深度的确定

理论上在一定范围内增加炮眼深度,有利于提高单循环进尺。但随着炮眼深度的加大,岩石夹制作用也加大,钻眼速度大大下降,增加了钻眼时间。所以根据断面大小的不同和岩石条件的差异,每个断面都有一个最为合适的打眼深度,打眼深度可以根据经验公式确定:

式中:L——打眼深度,m;

B——掘进断面宽度,m。

由式(1)计算得钻眼深度的最佳取值范围为2.66～3.55 m,又结合钻车钢钎的实际长度,确定炮眼深度为3.0 m,中心眼深度为3.2 m。

3.2 掏槽方式的选择

在煤矿井下实际的施工作业中最常用的掏槽方式是直眼掏槽和楔形掏槽。直眼掏槽需要打密集炮眼,掏槽眼间距小,一般在100～200 mm,打眼多,耗时长,适合在小断面掘进时使用。楔形掏槽打眼数量少,一般留有装少量炸药或者不装药的中空眼,但是打楔形炮眼需要的空间大,所以大断面掘进中楔形掏槽使用的较多,但是楔形掏槽抛砟距离远,容易砸坏机械设备。为了能更好地掘进生产,既能让工人少打眼,又能让爆堆集中,抛砟不至于过远,经过理论研究和现场多次试验认为采用具有大直径中空眼直眼掏槽方式能够达到上述要求。

直眼掏槽中含有大直径中空孔,一方面增加了自由面的面积,另一方面也起到了引导爆炸应力波的作用,使其周边的装药炮孔爆炸后岩石向其所在的方向塌陷。大直径中空孔提供了足够的自由面,使掏槽更加充分,有利于爆堆集中,同时掏槽眼的间距也可以适当增大,有利于减少了打眼数量,节省总的作业时间,大直径中空眼直眼掏槽方式掏槽眼布置如图1所示。

图1 大直径中空眼直眼掏槽眼布置

3.3 掏槽参数的计算

3.3.1 掏槽眼间距

掏槽眼间距的选择至关重要,直接影响整个爆破作业的最终效果。如果掏槽眼间距过大,爆炸产生的能量无法将岩石破碎并有效抛出;如果掏槽眼间距过小,先爆的炸药产生的爆炸作用力有可能使相邻炮孔的炸药产生拒爆。因此必须合理选择掏槽眼的间距以及掏槽眼与中空孔间距。

炸药在岩石中爆炸时,装药空间的岩壁会受到强烈的压缩而形成一个空腔(即扩大的爆腔),保证产生的高温高压作用会对与其直接接触的岩石产生粉碎性的破坏,形成一定范围的粉碎圈,这一粉碎圈半径是确定掏槽眼间距的重要依据。粉碎圈半径的估算:

空腔半径计算:

式中:Rc——粉碎圈半径,m;

Rk——空腔半径的极限值,m;

σ0——多向应力条件下的岩石强度,MPa;

σc——岩石单轴抗压强度,取80 MPa;

ρm——岩石密度,石灰岩取2700 kg/m3;

Cp——岩石的纵波波速,取3500 m/s;

rb——炮孔半径,m;

Pw——炸药的平均爆炸压力,MPa;

ρe——炸药密度,乳化炸药取1100 kg/m3;

De——炸药爆速,乳化炸药取3000 m/s。

将取值代入式(2)和式(3),得到Rc为234 mm,也就是说粉碎圈的半径为234 mm,所以可以取掏槽眼至中空孔的距离为250 mm,即图1中a值,图1中的b＝0.7a(由现场经验确定),掏槽眼之间的距离应该在2倍的粉碎圈半径以内。

3.3.2 掏槽孔的单孔装药量

掏槽孔的单孔装药量可以根据兰格福斯提出的掏槽装药集中度的公式计算:

式中:k——直眼掏槽炮眼装药集中度,kg/m;

a——装药炮眼距中空眼的间距,取250 mm;

φ——中空眼的直径,取100 mm。

由式(6)计算可得直眼掏槽炮眼装药集中度为0.76 kg/m,已知炮眼深度3 m,所以得出每个炮眼的装药量为2.28 kg,已知使用的炸药每卷重量是0.42 kg,长度是400 mm,所以得出每个炮眼的装药长度为2.17 m,占炮眼总长度的72.4%,与实际施工中要求的掏槽眼装药长度应为炮眼长度的2/3左右相符。

3.4 炸药单耗的计算

合理确定爆破单位体积岩石所用的炸药量(即单耗)要考虑岩石的性质、巷道的大小、炸药的性质、装药直径、炮眼直径和炮眼深度等诸多因素。因此要精确计算炸药的单耗相当困难。在实际施工过程中,单耗的选择多根据经验公式确定,但所得的单耗值还应根据实际情况进行一定的调整。一般将计算得到的单耗值再乘以一个放大系数1.0～1.5(由经验确定)。

式中:q——单位炸药消耗量,kg/m3;

k0——炸药爆力的修正系数;

P——爆力,使用炸药说明书中给出,取260 m L;

f——岩石的普氏系数,石灰岩取8;

S——掘进断面的面积,取13.96 m2。

将数据代入式(7)计算得到炸药单耗为1.68 kg/m3,乘以放大系数,得到实际炸药单耗1.68～2.52 kg/m3。

3.5 光面爆破装药结构

光面爆破技术在我国的矿山掘进中应用比较广泛,其作用是使爆破后巷道成型符合设计轮廓线,超挖量少,同时可减少爆破对巷道围岩的扰动,增加围岩的自身承载能力,减小支护工作难度,节约支护材料成本。根据岩石和炸药性质的不同,周边眼的径向不耦合系数一般取1.5～2.5;炮眼密集系数一般取0.8～1.0为宜,但由于条件限制,目前只有直径35 mm的药卷,采用该炸药时其不耦合系数只有1.2,为弥补其径向上的不足,对药卷进行了改进,在轴向方向上采用间隔装药,用水泡泥作为间隔介质,常规装药结构与改进后的装药结构示意图见图2。常规装药结构通常是将炸药送到孔底,然后紧随其后用黄土炮泥封口,如图2(a)所示,这种装药结构,炸药爆炸后释放的能量在装药处作用较强而其他地方较弱,不能在整个炮孔全长范围内均匀释放;而改进后的装药结构是将炸药分成两部分,采用统一段别的雷管同时起爆,中间用水炮泥作为间隔介质,黄土炮泥堵在孔口处,如图2(b)所示,采用这种装药结构,炸药爆炸后其中一部分能量传递到水介质中,并进一步作用到孔壁上,这样在整个炮孔的全长范围内都有爆炸能量的作用,有利于减小对围岩的破坏,同时水泡泥在炸药的爆炸作用下产生的水雾还能够起到降低粉尘、吸热降温的作用。

图2 周边眼不耦合装药结构示意图

4 现场爆破

4.1 爆破参数

根据上述计算的各数据以及现场施工经验,确定了全断面的炮眼布置,见图3,炮眼数目及装药量等参数见表1。该方案的实际炸药单耗为2.046 kg/m3,与之前计算的炸药单耗范围相符。

图3 全断面炮眼布置图

表1 爆破参数

4.2 试验结果

经过近半个月的现场试验,总共采集了13组试验数据,均取得了较好的爆破效果。爆破后爆堆集中,岩石块度合理。同时因为采用了光面爆破技术,爆破后巷道成形规整。爆破后的实测数据见表2。

表2 爆破实验数据

以前使用YT－28型风钻打眼时,单循环进尺约为1.9 m左右,平均炮眼利用率约75%,改进方案后由现场实测记录表中可以看出,平均单循环进尺达到2.68 m,平均炮眼利用率达到89.38%,爆破进尺与炮眼利用率达到预期目标。还记录了光爆的眼痕率,平均眼痕率达到42.13%,但由于放炮后只能记录到上部断面的合格眼痕,两帮的眼痕被爆矸掩盖无法记录,实际的眼痕率应大于记录数据。爆破后抛矸距离也较近,爆堆相对集中,岩石的平均抛掷距离控制在11.5 m以内,有利于后期出矸。

5 结论

采用新的爆破方案后,爆破进尺显著提高,由原来的1.9 m/炮增加到2.7 m/炮,炮眼利用率也得到有效提高,达到了89.38%,说明了在直眼掏槽中大直径的中空孔起到了导向孔和增加自由面面积的作用,有利于提高掏槽爆破的效果,并且爆破后爆堆集中,抛矸距离小,工艺安全、高效,对类似的岩巷掘进施工具有一定的参考价值。

另外,采用液压钻车打眼,打眼速度快,全断面75个炮眼只需要约1.5 h,大大节省了作业时间,减小了工人的体力劳动。采用光面爆破技术,有利于巷道成形,保证了围岩稳定,减小后续支护工作难度,节约了支护材料成本。

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(责任编辑 张毅玲)

The application of parallel cut with large diameter hollow bore in rock drivage

Diao Xianpeng
(China Pingmei Shenma Jiangong Group Jianjing No.1 Bureau,Pingdingshan,Henan 467000,China)

In order to increase the blasting footage in driving face of transportation uphill in No.8 mine,the CMJ17HT full hydraulic drill carriage was chosen to replace the YT－28 type pneumatic drill according to the actual geological conditions in the construction site.The blasting parameters are redesigned,and parallel cut with large diameter hollow bore was applied during blasting excavation.After conducting field trails for nearly half a month,the blasting footage had been significantly increased,which showed that enlarging the free surface area of cutting hole could help to increase the blasting footage.

blasting excavation,large diameter hollow bore,parallel cut,free surface,the CMJ17 HT full hydraulic drill carriage

TD263

A

刁先鹏(1987－),男,安徽天长人,硕士,2013年毕业于安徽理工大学应用化学专业爆破方向,研究方向主要是爆炸技术与应用。