杨仁树 鲍舟琦 王雁冰 胡少银 谢 平 贺治浩

(1.深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,北京100083;2.北京科技大学土木与资源工程学院,北京 100083;3.中国矿业大学(北京)力学与建筑工程学院,北京 100083;4.淮南矿业(集团)有限责任公司,安徽 淮南 232000;5.淮浙煤电有限责任公司顾北煤矿,安徽 淮南 232150)

提高岩巷掘进速度的关键在于掏槽，目前学术界开展了大量有关掏槽爆破技术的研究，成果丰硕。LANGEFORS[1]开展了直眼掏槽爆破破岩的理论研究，并对不同炮孔直径的掏槽爆破参数进行了对比分析。STEPANOV[2]研究了平行炮孔同时作用时的相互影响，得到了平行炮孔同时爆破时的岩石破碎范围。FOURNEY等[3]进行了单孔爆破试验，研究了堵塞长度对爆破效果的影响，同时观察分析了爆破漏斗的形成过程。单仁亮等[4]进行大量的现场掏槽试验，从而确定了不同爆破条件下的准直眼掏槽炮孔的布置方式、深度等技术参数。张召冉等[5]提出了“多阶段”掏槽技术，以二阶二段为对象进行了成腔理论分析，通过改变掏槽区炸药能量释放的顺序，取得了良好的爆破效果。王永定等[6]结合工程实践分析得出:“切割平巷+楔形掏槽中深孔+平行直立扩槽中深孔”的成槽方案，实现在软破矿岩体条件下安全快速形成切割槽。汪平[7]开展了单空孔直眼掏槽爆破、三空孔直眼掏槽爆破和三空孔直眼掏槽爆破改进共3种方案的现场爆破效果对比试验，认为适当提高空孔数量，增大掏槽爆破的补偿空间，有助于提高爆破掘进效率。

由于岩巷掘进大多采用的是浅孔爆破方案，较低的单循环进尺在很大程度上影响了掘进速率。使用深孔以及孔内分段可以有效提高单循环进尺以及炮孔利用率。马利[8]研究了爆破和支护机理以及中深孔控制爆破理论技术，并将理论研究与实验室试验分析结果应用到工业性试验中，取得了理想效果。王园园等[9]结合不同类型分段装药技术的特点，分析了分段装药设计的装药参数、孔网参数、起爆延时的合理设计方法与参数取值，为爆破作业的分段装药类型选择提供了参考。上述研究主要是在基于传统毫秒延期电雷管情形下，分析、验证多种掏槽掘进技术的特点。但普通电雷管只能设计5个爆破段别，段别的延期时间变化空间小，难以有效发挥中深孔孔内分段爆破技术的优势。因此在煤矿岩巷爆破中，尝试用数码电子雷管代替煤矿许用普通电雷管，具有现实意义。本研究以顾北煤矿岩巷掘进工程为背景，基于数码电子雷管，在讨论其可行性的同时，对比分析孔内分段技术与原楔形爆破方案的优势。

1 工程概述

1.1 工程背景

顾北煤矿位于安徽省淮南市凤台县西北23 km，占地面积约140 km2，开采范围为顾桥井田的浅部煤炭资源，地质储量2.634×109t，可采储量1.297×109t。为满足顾北煤矿北-1煤采区爆破后出矸、通风、行人等需要，计划在北-1煤采区采掘期间，设计一条名为北-1煤采区顶板轨道上山的巷道，断面尺寸为5 600 mm×4 400 mm(宽×高)，总长度为1 604.7 m。

施工巷道岩性主要为粉砂岩、粉细砂岩、中细砂岩、细砂岩、1#煤等，(煤)岩层裂隙、滑面发育，局部发育小褶曲。总体上岩性偏硬。

1.2 瓦斯地质情况

经相关单位鉴定，顾北矿1#煤层为突出煤层。根据地质勘探资料显示，1#煤在-648 m水平以上其瓦斯含量为0.31～6.97 m3/t，平均为3.64 m3/t;-648 m水平以下其瓦斯含量为2.06～11.787 7 m3/t，平均为5.46 m3/t。该矿井整体上属于高瓦斯矿井。

2 孔内分段技术

目前国内钻爆法采用的多为一段装药，如图1(a)所示，即先将雷管与炸药一并塞入孔底，然后用炮泥堵塞炮孔，因此也可称之为底部装药。相比之下，孔内分段是将炮孔分为前后两段，如图1(b)所示，先将一段炸药和雷管塞入孔底，用炮泥堵住后，再塞入第二段的炸药与雷管，爆破时取得一个微差起爆的效果。

图1 装药结构示意Fig.1 Schematic of charging structure

在岩巷掘进中，一般是掏槽孔先爆，爆破后形成的槽腔为后续起爆的炮孔提供自由面，从而提升整体的爆破效果。孔内分段技术原理上也是大致相同，即是靠近孔口的前段炸药先爆，爆后形成的小槽腔为靠近孔底的后段炸药提供自由面。相比较而言，孔内分段爆破的优点是利用上分段装药先爆破，创造新的自由面降低了后爆时岩石的最小抵抗线，降低了岩石底部夹制作用[10]。

数码电子雷管采用电子控制模块，对起爆过程进行控制，能够任意设置爆破段别，最小延期时间为1 ms，并可更改不同段别之间的延期时间，使用方式非常灵活。数码电子雷管在中深孔孔内分段中使用，能够使得除了掏槽孔外其他炮孔有更大的空间补偿。通过对不同段别的爆破参数进行优化，以确定爆破效果最理想时对应的延期时间，增加单循环进尺，提高炮孔利用率。

不同的分段比例也会有不同的爆破效果。结合图1，分段比例η大致可以用下式来表示:式中，P1，Z1分别为孔内分段中上分段的堵塞长度以及装药长度，m;P2，Z2分别为孔内分段中下分段的堵塞长度以及装药长度，m。

左进京[11]通过分段掏槽模型试验，对比分析得出，当分段比例为0.6时，炮孔利用率最高，槽腔体积最大。因此本研究试验方案也将η值确定为0.6。

3 现场试验及爆破效果评价

3.1 原爆破方案及爆破效果

原方案使用的是普通电雷管，分为5段起爆，采取普通的楔形掏槽设计，如图2所示，爆破炮孔装药参数取值见表1。由表1可知:掏槽孔深2.0 m，其余孔深1.8 m，掏槽孔与自由面夹角为81°，辅助孔角度均为90°，周边孔角度为87°。周边孔孔口距离巷道周边100 mm，周边孔孔距360 mm。炸药采用三级煤矿水胶炸药，规格为0.294 kg/卷，掏槽孔装药量为每孔0.88 kg，周边孔、底孔、辅助孔装药量为每孔0.59 kg。

图2 巷道掘进断面炮孔布置(单位:mm)Fig.2 Layout of blasting holes of roadway excavation section

表1 原始方案爆破炮孔装药参数Table 1 Blasting hole charging parameters of the original scheme

通过现场跟班调研，本研究对爆破后效果进行如线上会耗费较多时间且连线后的检查工作较为繁琐。

(3)结合现场实际爆破效果(图3和图4)来看，采用原方案后的巷道成型质量较差，半孔痕不够明显，大块矸石较多，且呈现散落分布。经过统计分析，原方案爆后岩石最大块度达到了42.66 cm，平均块度达到15.90 cm。增大了砸坏耙矸机的风险，同时也增加了出矸的难度，降低了掘进速度。下分析:

图3 原方案爆破断面Fig.3 Blasting section of the original scheme

图4 原方案爆堆Fig.4 Muck-pile of the original scheme

(1)采用原爆破方案爆破时，掏槽孔孔深2.0 m，其他孔孔深1.8 m，实际打孔数为100个，装药量为52.92 kg，炸药单耗为1.82 kg/m3，爆破后单循环进尺1.50 m，炮眼利用率83.3%。

(2)原方案爆破单循环周期为13 h。根据现场调研来看，采用连续装药的原爆破方案在装药以及连

(4)巷道岩层岩性较硬，原方案的药量较少是造成大块较多的主要原因。同时方案的孔深设置过浅，制约了单循环进尺，导致了掘进效率的低下。

鉴于原始方案的种种弊端，本研究对巷道爆破方案进行重新设计，采用中深孔以及孔内分段技术设计两套新方案，并进行多次试验。

3.2 新方案炮孔数目设计

对原方案进行优化，采用准楔形复式掏槽技术，在掏槽孔中心设置3个中心孔，中心孔的存在可以使掏槽孔附近的大块岩石充分破碎，有利于形成更深更大的爆破槽腔。

顾北煤矿采用的钻锚机钻杆长度为3 m，考虑到将掏槽孔设计为斜孔，因此将两套方案的掏槽孔孔长设定为2.5 m和2.7 m，编号分别为方案1和方案2。

炮孔数目确定时，首先要保证爆破效果，并且尽可能减少打孔数量，减少打孔时间，提高打孔效率。炮孔数目的计算式为[12]

式中，N为炮孔总数，个;q为炸药单耗，考虑到煤矿岩性偏硬，取2.3 kg/m3;s为断面面积，m2;η为炮孔利用率，取95%;φ为装药系数;dc为炸药直径，取33 mm，ρ0为炸药密度，取1 000 kg/m3。

对于方案1，试验场地为顾北矿北-1煤顶板轨道上山第三中部车场，断面面积为19.7 m2，炮孔长度为2.5 m，装药系数定为0.42，经过式(2)计算得出炮孔数为119个。

对于方案2，试验场地调整为顾北矿北-1煤顶板轨道上山，断面面积为21.3 m2，炮孔长度为2.7 m，装药系数定为0.43，经过式(2)计算得出炮孔数为126个。

在孔内分段掏槽方案中，掏槽孔内需要有二段装药，第一段炸药爆炸后形成爆破槽腔，为后续其他炮孔内炸药爆破提供自由面，掏槽孔附近岩石需要尽可能破碎，则每个掏槽孔孔内需要装4卷药;中心孔内炸药使掏槽孔附近岩石彻底破碎，岩石更容易抛掷出腔，使爆破槽腔更好地形成，起辅助作用，则每个中心孔内装3卷药;周边孔为了保护围岩，保障周边成型质量，则每个周边孔装2卷药。

3.3 炮孔布置

根据顾北矿北-1煤顶板轨道上山第三中部车场的现场情况，对原方案的炮孔布置进行了改进。采用准楔形复式掏槽和孔内分段装药技术，同时为了满足孔内分段对延期段位的需求，用数码电子雷管代替普通电雷管。

方案1的炮孔布置如图5所示，该方案的爆破炮孔装药参数取值见表2。由表2可知:掏槽孔长度/深度为2.5 m/2.45 m，其余孔深2.25 m，掏槽孔与自由面法线方向夹角为79°，辅助掏槽孔与自由面法线方向夹角为86°，总炮孔数为119个，掏槽孔和中心孔采用分段装药，分段比例为0.6，炸药采用三级煤矿水胶炸药，标准密度为1 000 kg/m3，规格为0.33 kg/卷，总装药量为86.7 kg。

图5 方案1炮孔布置(单位:mm)Fig.5 Layout of the blasting holes of No.1 scheme

表2 方案1爆破炮孔装药参数Table 2 Charging parameters of the blasting holes of No.1 scheme

《煤矿安全规程》(2017年版)规定岩巷掘进中最后一段的延期时间不能超过130 ms，对爆破时间做出了严格的限制。左进京[11]提出随着延期时间延长，在孔内分段中介质受爆炸荷载作用时间增长，下分段介质会受上分段先爆炸药产生的应力波作用发生破坏，这样更有利于下分段介质的破碎。因此，本研究将原爆破方案的5段改为7段进行爆破，同时为了增大延期时间至130 ms[13]，将各段延期时间定为0、20、25、55、80、105、130 ms。

方案2试验场地由北-1煤顶板轨道上山第三中部车场更换到北-1煤顶板轨道上山，巷道尺寸由5 000 mm×4 400 mm(宽度×高度)变为5 600 mm×4 400 mm(宽度×高度)，因此对周边孔孔距等爆破参数进行了微调，方案2炮孔布置如图6所示，该方案的炮孔装药参数取值见表3。由表3及相关数据分析可知:掏槽孔长度/深度为2.7 m/2.65 m，辅助掏槽孔孔深2.5 m，其余孔深2.4 m，掏槽孔与自由面法线方向夹角为79°，辅助掏槽孔与自由面法线方向夹角为86°，总炮孔数为126个，掏槽孔和中心孔采用分段装药，分段比例为0.6，总装药量为122.5 kg。

表3 方案2爆破炮孔装药参数Table 3 Charging parameters of the blasting holes of No.2 scheme

图6 方案2炮孔布置(单位:mm)Fig.6 Layout of the blasting holes of No.2 scheme

相对于方案1，方案2的断面面积更大，且存在有崩落孔与更多的辅助孔。7段已不能满足要求，因此分为9段进行爆破，各段延期时间分别为0、20、25、55、70、85、100、110、130 ms。

3.4 爆破效果分析

方案1和2爆破试验后的效果如图7所示。对比原方案，可以更为明显地观察出半孔痕，更加贴近光面爆破的效果。同时，由断面成型图也可以观察到巷道成型较为平整，周边成型质量较高，没有明显的大块[14]。

图7 新方案爆破效果Fig.7 Blasting effects of new schemes

新方案和原始方案的爆破效果对比见表4。由表4可知:对比原方案，新方案虽然增加了炸药单耗，但在单循环进尺和炮孔利用率上却有较高的提升。

表4 原方案和新方案爆破效果对比Table 4 Comparison of the blasting effects between the original scheme and the new schemes

根据相关统计，采取原方案单月进尺约65 m，但采取新方案单月进尺可达100 m左右[15]。与此同时，与数码雷管结合的孔内分段技术由于缩短了各段延期时间，使得炮孔爆破过程中所产生的能量场之间相互叠加，使得爆破地震效应减弱，提高了炸药能量利用率，减少了大块，降低了冲击波和飞石危害。

3.4.1 单循环进尺和炮孔利用率

原方案采用的是浅孔爆破，单循环进尺仅有1.5 m。打孔、装药、出矸、支护所合计的正规循环总时间达到了12 h，掘进效率低，经济成本高。新方案采用的是孔内分段技术，单循环进尺可以达到2.2 m左右，单循环时间为13 h[16]。同时不仅是反映掘进“数量”的单循环进尺有明显提高，反映掘进“质量”的炮孔利用率也有较大的突破。如图8所示，增加孔深的同时，对比原方案的83.3%的炮孔利用率，方案1的炮孔利用率达到了94.7%，方案2炮孔利用率也达到92.5%，对比原方案炮孔利用率提高了10%左右，单循环进尺提高了约0.7 m，这也体现了中深孔孔内分段爆破的优势[17-19]。

3.4.2 爆后岩石块度分析

本研究采用图像分析法确定爆堆的块度。通过对爆破后的爆堆进行拍照记录，首先对照片进行黑白化处理，再对照片进行数字化处理，得到与块度大小相匹配的像素值;然后根据图片分辨率和比例尺来计算岩块的真实面积，最终统计结果见表5。不同爆破方案对应的爆破块度分布如图9所示。由表5、图9可知:原方案爆破后的最大块度为42.66 cm，不利于耙矸机出矸;方案1爆破后的最大块度为35.96 cm，较原方案爆破时的最大块度尺寸减小了15.70%;方案2爆破后的最大块度为31.95 cm，较原方案爆破时的最大块度尺寸减小了25.11%。从平均爆破块度看，原方案爆破的平均块度为16.08 cm，块度较大;方案1爆破的平均块度为13.65 cm，较原方案爆破时的平均块度减小约15.11%，方案2爆破的平均块度为13.50 cm，较原方案爆破时的平均块度减小约16.04%，说明按新方案爆破后岩石的块度得到显著改善。

图9 爆堆块度对比分析Fig.9 Comparison of lumpiness of blasting stack

表5 爆破块度统计Table 5 Statistical of blasting block degree

3.4.3 眼痕率对比

眼痕率是检验光面爆破质量的重要指标，一般来说眼痕率越高，代表周边成型质量越好。对比原方案84.1%的眼痕率，方案1的眼痕率达到了93.7%，方案2的眼痕率达到了95.3%，均有了较大的提升。

4 结 论

(1)现场试验证明数码电子雷管能够适用于高瓦斯矿井。利用数码电子雷管可以根据需求设置延期时间的特性实现了掏槽孔多段别爆破，有利于形成更大更深的临空面，有利于降低岩石底部夹制作用，研究成果为电子雷管在高瓦斯矿井岩巷的应用提供了借鉴。

(2)相较于原爆破方案，采用分段装药爆破炮孔利用率提高了10%左右，单循环进尺提高了约0.67 m，矸石大块率下降，平均块度减少15%左右，眼痕率提高了约10%。爆破后的巷道断面平整，为下一循环创造了较好条件。

(3)本研究缺乏对孔内分段机理的分析，同时目前数码电子雷管在井下的岩巷掘进中还没能普及，相关试验次数较少，后续应增加对孔内分段机理的分析以及在更多不同类型矿井中进一步验证数码电子雷管优越性。