摘要：为了提高井巷采掘的本质安全，提高生产效率，降低采矿成本，应用了现场混装乳化炸药技术代替原有的成品炸药采矿工艺，通过前后对比分析及对爆破参数的优化，取得了较好的爆破效果。现场作业人员数量由原来的3人减至1人，掘进进尺提高至2.8m～3.2m，炮孔利用率提升9.5%～15%，作业时间减少1h。此基础上，通过参数优化，给出两种爆破方案，雷管单耗降低19.09%～19.41%，基质单耗降低8.21%～8.45%，炮孔利用率达到稳定的95%以上，最大振动速度降低60%～80%。

　　关键词：井下巷道回采爆破,现场混装,参数优化,电子雷管

　　现场混装炸药车作为集炸药原料及半成品运输、爆破现场混制、装填的一体化设备，具有安全性高、操作方便、可提高装药效率和爆破进尺等优势，近年来，在国内矿山生产和公路隧道施工中的应用越来越广泛，并且取得了较好的效果。金川公司二矿地下矿山多年来仍然使用传统的包装型药型，采用人工装填的方式开采作业，存在着耦合性差、生产效率底、劳动强度大、作业周期长、运输和储存环节多费用高、安全风险大等问题，无法满足安全、高效的生产需求。因此实现矿山装药爆破作业机械化以替代人工装药是目前采矿发展的必然要求。

　　本文中，对金川集团公司二矿在巷道掘进开采施工中使用现场混装炸药进行了试验和应用，取得了混装炸药替代成品炸药、机械装药替代人工装药的巨大革新与进步，提高了员工工作效率、增加了采矿进尺、降低了采矿成本。

　　1矿山生产现状及要求

　　目前该矿年采矿量达到了400万吨，岩石硬度f=6～12，矿岩较为破碎，炮孔成型差，塌孔率高，2#岩石乳化炸药单耗0.4kg·t-1，全矿平均炮孔利用率77%，掘进进尺设计3m，实际平均进尺不足2.5m，单次爆破作业时间1.5h。根据公司安全生产要求，采用现场混装炸药技术除满足基本生产要求外，平均掘进进尺、炮孔利用率应有所提高，作业循环时间、人工使用率应有所减少，综合成本应提高明显。

      2现场混装试验

　　二矿区地下开采巷道净断面5m×4.2m，断面尺寸21m2,根据现有开采工艺，按照开采时间顺序将巷道分为一、二、三期进路三类，由于开采顺序的不同围岩情况略有差异，一期进路除顶板为填充体外，其余均为矿体。二期进路顶板和一侧为填充体，底板和另外一侧为矿岩，三期进路顶板、两侧均为填充体。

　　本工程一阶段试验延用原有孔网参数设计，二阶段根据一阶段试验效果将孔网参数进行优化。在二工区两阶段试验分别完成219、698个循环。

　　3成品炸药与现场混装炸药效果对比分析

　　3.1成品炸药爆破效果分析

　　二矿井下掘进采掘中，原有的采掘方案采用成品炸药装药施工，长期以来爆破效率不高，将2017年9月1日～2018年6月各工区的平均循环进尺统计如下。采矿一工区，循环次数2366次，平均凿岩深度3.2m，进尺2.5m，炮孔利用率0.74；采矿二工区，循环次数2129次，平均凿岩深度3.2m，进尺2.63m，炮孔利用率0.82；采矿三工区，循环次数3404次，平均凿岩深度3.2m，进尺2.59m，炮孔利用率0.81；采矿四工区，循环次数1870次，平均凿岩深度3.2m，进尺2.42m，炮孔利用率0.75；采矿五工区，循环次数2099次，平均凿岩深度3.2m，进尺2.42m，炮孔利用率0.75；采矿六工区，循环次数2209次，平均凿岩深度3.2m，进尺2.33m，炮孔利用率0.72。

　　根据实验数据分析得出，循环进尺达到2.5m及以上的工区有采矿二工区和采矿三工区，平均单炮进尺最低的工区为采矿六工区，为2.33m。全矿总体的循环进尺达不到2.5m，平均炮孔利用率77%。分别将各工区不同掘进进尺分布情况统计分析，各工区掘进进尺低于2.4m的情况占比较大，通过现场了解得知，进尺较低的爆破循环炸药单耗也偏低且单循环掌子面装药量远低于设计装药量，是造成进尺偏低的主要原因。

　　对比全矿各期进路平均进尺发现，二工区采矿进尺最高，主要原因为二工区巷道围岩较为完整，岩石破碎度较小，成孔率高，装药质量高于其他工区。另外，整体来看，二、三期进路并没有因巷道一侧存在填充体与矿体的弱交界面而减小爆破难度，反而因为因一期爆破扰动的影响，原有围岩应力重分布，二、三期进路巷道炮孔成孔率更低，爆破进尺更小。

　　3.2现场混装炸药爆破进尺效果分析

　　为不影响生产，本次实验只在二矿二工区进行，分两阶段进行。一阶段试验主要为试验现场混装炸药在该矿的适用性，机械化作业的可行性，未对孔网参数进行优化，仅将原有的2#岩石乳化炸药替换为现场混装乳化炸药，并且考虑到现场混装炸药的炸药威力低于2#岩石乳化炸药，实际装药长度为原成品炸药装药长度的105%。现场混装炸药入孔后耦合性更好，延米装药量远大于2#岩石乳化炸药。

　　在现场施工中发现，该矿井下掘进打孔作业并没有严格按照设计操作，炮孔质量不高，特别是掏槽孔的钻孔角度不够，掏槽效果不好，也是长期以来掘进进尺偏低的原因之一。根据一阶段试验结果，二阶段试验中，严格规范钻孔要求，保证钻孔质量及掏槽效率，并用毫秒延期雷管替换原半秒延期雷管。

　　将两阶段实验数据，进尺情况、炮孔利用率及单耗情况进行统计分析。

　　一期进路，成品炸药及第一阶段、第二阶段平均掘进进尺分别为2.69m、2.78m、2.94m；平均单耗分别为0.37kg·t-1、0.49kg·t-1、0.44kg·t-1；炮孔利用率分别为0.84、0.87、0.92。

　　二期进路，成品炸药及第一阶段、第二阶段平均掘进进尺分别为2.63m、2.80m、2.92m；平均单耗分别为0.37kg·t-1、0.47kg·t-1、0.41kg·t-1；炮孔利用率分别为0.82、0.86、0.91。

　　三期进路，成品炸药及第一阶段、第二阶段平均掘进进尺分别为2.57m、2.92m、2.95m；平均单耗分别为0.37kg·t-1、0.48kg·t-1、0.42kg·t-1；炮孔利用率分别为0.80、0.91、0.92。

　　第一阶段试验完成219个循环，一期进路、二期进路及三期进路炮孔利用率较原成品炸药爆破炮孔利用率分别提升3.6%、4.9%和13.7%，掘进进尺2.5m～3.2m，第二阶段试验完成698个循环，一期进路、二期进路及三期进路炮孔利用率较原成品炸药爆破炮孔利用率分别提升9.5%、10.9%和15%，掘进进尺2.8m～3.2m。

　　3.3单循环作业时长

　　本矿山前期采用人工装药爆破，单循环平均爆破作业时间1.5h，人员在工作区的时间久，安全风险大，且在一个掌子面工作至少需要3人，装药过程需要架设梯子辅助。采用混装车装药爆破作业，作业人员在安全工作平台工作，有安全防护顶篷保护，采用自动化机械装药，装药人数由原来的3人减少为1人，另有1人辅助操作车辆，平均单循环爆破作业时间缩短至42.48min。

　　4爆破参数与施工技术优化

　　通过两期现场混装实验探索，为进一步优化爆破参数，提高爆破效果。采用理论分析、实验室试验和现场试验相结合的研究方法，围绕岩巷掘进爆破施工，开展岩石巷道“岩石力学性能研究”，“井下爆破参数优化”两方面的研究，进一步了解该矿山的围岩静力学及动力学性能，从炸药性能与围岩匹配性角度入手，结合室内实验研究结果，开展现场爆破参数优化试验。

　　4.1岩石力学性能研究

　　为更好的掌握概况岩石力学特性，为现场爆破参数优化提供依据，开展岩石密度、波速及孔隙率等实验；岩石单轴压缩、抗剪、抗拉静态力学实验以及基于SHPB的岩石动态力学实验，确定岩石的基本物理力学特性。

　　4.1.1岩样采集和标准试样的制备

　　在该矿三个不同爆区采集岩石试样，每个爆区各采集不同规格岩石试样4块。单轴压缩试验用试样为Ф50mm×100mm圆柱体，拉伸试验用试样为Ф50mm×25mm圆盘体，剪切试验用试样为Ф100mm×100mm正方体。共加工单轴压缩试验用试样Ф50mm×100mm圆柱体18个，拉伸试验用试样Ф50mm×25mm圆盘体45个，剪切试验用试样为Ф100mm×100mm正方体45个。

　　4.1.2实验结果

　　岩石力学试验结果显示二矿区岩石平均密度为2.913g/cm3，纵波速度平均值为5279.1m/s。1、4和7工区采集的岩石试样的单轴抗压强度平均值为73.26MPa、113.98MPa和92.9MPa；三类岩石的弹性模量平均值分别为7.77GPa、9.5GPa和7.86GPa；各分段岩石试样泊松比平均值分别为0.24、0.29和0.29。动力学试验结果显示岩样在冲击气压为0.2MPa时的动态压缩强度平均为83.32MPa，随着冲击气压的增加，动态压缩强度呈现逐渐增大的趋势。

　　4.2爆破参数优化与现场试验

　　在进行现场试验方案设计时，结合岩石力学分析1工区岩样在冲击气压为0.2MPa时抗压强度为176.04MPa，4工区在同等情况下抗压强度为143.93MPa，7工区的抗压强度为138.27MPa。其余工区岩性，与一工区为代表的工区为硬岩工作区相比，动态抗压强度更低，需要的药量和

　　布孔量更少。因此，设计了两种不同的爆破方案，在控制保护周边岩体、充填体的要求下针对三期进路分别给出布孔设计方案。

　　4.2.1硬岩进路大直径炮孔试验方案

　　针对一工区的硬岩特性采用大直径中空直孔掏槽技术。直孔掏槽由于彼此之间距离相近、垂直于开挖面且相互平行的若干炮孔组成。其中布设一个或者几个不装药的空孔作为装药孔的临空面，作为掏槽孔的爆破时的辅助自由面和岩石破碎的补偿空间，以提升炮孔利用率，增加破碎块度均匀性，并且钻孔方便，准确性高，有利于工人清孔，提升作业效率。

　　掏槽孔直径50mm；掏槽孔位置，断面中央偏下，炮孔深度3.2m。掏槽孔垂直于巷道断面。孔数9个～11个，其中空孔3个。作业面平均炮孔数40个，炮孔深度3.0m，炮孔直径50mm。

　　微差时间设计，为了提升掏槽效果，中心掏槽孔率先起爆，待岩石破碎后，其余掏槽孔随后起爆，可以有效的将先起爆掏槽孔的岩石抛掷形成有效槽腔，能够为后续的辅助眼提供有效的自由面及补偿空间，提升辅助眼的爆破效果，也可以减小辅助眼的抛掷距离。微差延时为：0、25ms、50ms、75ms、100ms、150ms、200ms。

　　4.2.2软岩进路小直径炮孔试验方案

　　相对于硬岩，中等岩性和软岩的爆破方案采用楔形掏槽，楔形掏槽的优点是；所需掏槽孔数较少，炸药单耗低、爆破单位体积岩石所需的炮孔长度小。掏槽孔数根据断面大小和岩石坚固程度决定，一般是6个～8个或采用双斜线掏槽。两两对称地布置在巷道断面中央偏下的位置上，槽口宽度1.2m～1.4m，掏槽的排距0.4m～0.6m，炮孔与工作面夹角大致在75°~80°之间。各对槽孔应在一个水平面上，孔底距离20cm左右。

　　微差时间设计：整体按照掏槽孔、辅助孔、帮孔、顶孔、底孔顺序起爆，微差延时为：0、25ms、50ms、75ms、100ms、150ms、200ms。

　　4.3效果分析

　　通过孔网参数设计优化，各进路爆破效果显著提升，其中楔形掏槽爆破平均进尺提升5.17%，基质单耗降低8.45%，雷管单耗降低19.41%，显著降低了成本，创造经济收益，由于减少了掏槽孔数量，降低了一次起爆药量，最远抛掷距离降低24.34%，爆心距为25m时爆破振动减少80.96%，但是掏槽孔直径未做出改变，故爆破产生岩石的最大块度未发生明显改变。

　　采用大直径中空直孔掏槽爆破时，平均进尺提高9.41%，由于中心孔会将掏槽孔破碎的岩石充分抛出，导致抛掷距离相较于楔形掏槽未得到较大改善，爆破振动降低64.93%，基质单耗降低8.21%，雷管单耗降低19.09%。

　　5结论

　　（1）现场混装炸药技术在井下矿山巷道回采爆破施工中的应用，可以有效的提高炮孔利用率，降低人工劳动强度，提高施工效率，减小作业时间，提高项目的本质安全性。

　　（2）岩石力学试验结果显示二矿区岩石平均密度为2.913g/cm3，纵波速度平均值为5279.1m/s，1#、4#和7#采集的岩石试样的单轴抗压强度平均值为73.26MPa、113.98MPa和92.9MPa，三类岩石的弹性模量平均值分别为7.77GPa、9.5GPa和7.86GPa，各分段岩石试样泊松比平均值分别为0.24、0.29和0.29。动力学试验结果显示岩样在冲击气压为0.2MPa时的动态压缩强度平均为83.32MPa，随着冲击气压的增加，动态压缩强度呈现逐渐增大的趋势。岩体所受扰动强度的改变，即外部扰动的增加会提高岩石的动态抗压承载能力，但另一方面岩体残余强度下降迅速。因此，在地下开采过程中在考虑爆破等扰动对围岩的影响时，需综合考虑岩体峰前峰后特性。

　　（3）结合岩石力学参数以及爆炸载荷作用范围，重新设计了爆破方案，楔形掏槽的平均进尺在2.85m，平均炮孔利用率达到95%，相对于原始爆破方案进尺提升5%（优化前2.71m），爆堆抛掷距离控制在20m以内，最大碎石在40cm以内。楔形掏槽设计降低基质单耗8.45%，雷管单耗降低19.41%，能够有效的降低成本，最大振速降低78.1%。

　　（4）在掏槽孔中间增设中心孔，采用大直径中空直孔掏槽技术，能够更有效的形成提供补偿空间和自由面的槽腔，提高岩石破碎均匀度（最大块度控制在30cm以内），提高循环进尺（2.97m），爆堆距离控制在20m以内，降低了基质单耗8.21%与雷管单耗19.09%，最大振速降低64.93%。