凿岩台车施工硬岩矿山巷道钻爆参数设计
硬岩掘进是矿山井巷工程一大难题，主要是由于岩石的高硬度和高阻抗的特性，致使凿岩及爆破效率较低，具体表现在以下几方面：①钻孔速度慢，钻具磨损快；②炸药消耗量大，岩石爆破困难；③因增加炮孔数而导致作业时间及作业量增加；④因药量大而造成巷道成型差及围岩破坏严重等问题。安徽开发矿业吴集铁矿存在年掘进量大的特点，根据２０１８年７～１２月的掘进数据统计，６个月总计掘进４１６５.１ｍ，其中，自营凿岩台车掘进２７３７.３ｍ，分包小钻掘进１４２７.８ｍ。项目部通过凿岩台车的使用，提高钻孔效率，增加钻孔深度，增大循环进尺，从而降低材料消耗，减少辅助作业时间，提高生产效率。通过理论结合经验，对布孔图、装药参数以及装药结构进行精准设计，最大限度地保持岩石原有的强度和稳定性，利于爆破后围岩长期稳定。
１ 概况
１．１ 矿山概况
吴集铁矿（北段）位于霍邱矿区南部，矿床走向长３.０ｋｍ，矿体平均斜深３９４ｍ，平均厚度２２.２３ｍ，倾角５０°～７００°。矿石储量７３１０.９６万ｔ，主要为磁铁矿，平均地质品位ＴＦｅ＝２９.３３％。设计生产能力为２００万ｔ／ａ，矿山服务年限３０ａ。开拓采用主副竖井辅助斜坡道联合开拓方式。
采矿工艺为分段凿岩阶段出矿嗣后充填采矿法，矿块布置方式根据矿体厚度确定，分垂直走向和沿走向两种方式布置，矿块高１００ｍ，凿岩分段高２５ｍ，每１２０ｍ设一条溜井和通风天井。掘进使用Ｂｏｏｍｅｒ ２８１台车掘进，回采使用阿特拉斯１３５４凿岩台车进行中深孔凿岩，上向扇形中深孔爆破。
１．２ 岩体概况
吴集铁矿主要有三种岩体，上盘围岩主要是黑云斜长片麻岩，矿体主要是磁铁矿，下盘围岩主要是角闪斜长片麻岩。岩体进行分类及评价主要采用岩石质量指标ＲＱＤ值，根据报告显示黑云斜长片麻岩ＲＱＤ值为７４.０９，磁铁矿ＲＱＤ值为７２.６８，角闪斜长片麻岩ＲＱＤ值为７９.５１。按ＲＱＤ值对岩体质量分级，黑云斜长片麻岩和磁铁矿岩体质量为“中等”，岩体完整性为“中等完整”，角闪斜长片麻岩的岩体质量为“好的”，岩体完整性为“较完整”。总体吴集铁矿的工程地质条件为为中等偏简单类型。
根据单轴抗压试验，测得黑云斜长片麻岩１２８.１５４ＭＰａ，磁铁矿石１７６.２６６ＭＰａ，角闪斜长片麻岩１４５.９６９ＭＰａ。普氏系数一定程度上反映岩石的凿岩性、爆破性及稳定性，根据其计算方法ｆ＝Ｒ／１０（Ｒ为岩石单轴抗压强度），吴集铁矿岩石普氏系数为１２～１８，属于很硬岩。
１．３ 设备概况
目前吴集铁矿自营掘进使用主要设备是两台Ａｔｌａｓ Ｂｏｏｍｅｒ ２８１凿岩台车和一台Ｓａｎｄｖｉｋ ＡＸＥＲＡ Ｄ０５凿岩台车。Ｂｏｏｍｅｒ ２８１采用全液压控制方式，作业时设备尺寸１０.７ｍ×３.１ｍ×２.８ｍ，推进力１５ｋＮ，冲击频率６０Ｈｚ，钻杆总长３.７ｍ，钻孔最大深度３.４ｍ，钻孔直径４５ｍｍ，扩孔大孔孔径８０ｍｍ。Ｄ０５技术参数与Ｂｏｏｍｅｒ ２８１基本类似，不再赘述。
２ 凿岩爆破技术参数确定
２．１ 掏槽设计
为充分发挥凿岩台车效率，掏槽方式选用桶形掏槽。在掏槽参数选取中，最关键的是空孔孔径、空孔数及中心孔与空孔间距的选择。在掘进爆破作业中，空孔主要起自用面及为破碎岩石提供补偿空间的作用。
２．１．１ 中心孔与空孔间距
中心孔与空孔之间间距计算见式（１）。
式中：ａ为空孔与装药孔之间的距离，ｍ；Ｘ为反射应力波对岩石的拉断范围；Ｙ为爆炸应力波对岩石的破碎范围。
根据式（１）确定中心孔与空孔孔壁间距不得大于１５０ｍｍ。考虑台车钻孔时，距离太近容易穿孔，确定最终中心孔与空孔中心孔间距２００ｍｍ。
２．１．２ 空孔孔数
在掘进爆破中空孔不仅起到定向的作用，同时也是自用面，为破碎岩石提供补偿空间。所以为保证掏槽效果，空孔容积要大于最先起爆掏槽孔所爆矿岩膨胀增大的体积，膨胀系数取１.７。同时，吴集铁矿岩石硬度大，最终选用五空孔掏槽，掏槽方式见图１。以中心孔为圆心，在Φ２００ｍｍ的圆周轮廓线上均匀布置５个空孔，孔径８０ｍｍ。
２．２ 光面爆破
光面爆破不仅能减少超挖和排岩量，提高工程质量，而且能减少爆破对围岩的破坏强度，提高巷道稳定性，减少支护工程量。
光面爆破主要考虑以下四个参数。①周边孔间距：根据经验值Ｅ＝（１０～１８）ｄ＝４５０～８１０ｍｍ，取其均值Ｅ＝６００ｍｍ。②不耦合系数：径向不耦合装药系数ｋｄ＝ｄｂ／ｄｃ＝炮孔直径／药卷直径＝４５／３２＝１.４；轴向不耦合装药系数ｋ１＝ｋｂ／ｋｃ＝（炮孔长度－堵塞长度）／装药长度＝（２.８－０.５）／０.８＝２.９。③炮孔密集系数：ｍ＝０.８～１，取ｍ＝０.８５；故而光爆层厚７００ｍｍ。④装药集中度：根据经验公式，装药集中度计算见式（２）。
式中：ｍ为炮孔密集系数；ｗ为光爆层厚度，取值７００ｍｍ；Ｋ１为与岩石性质有关参数，坚硬岩石取１.０～１.５；Ｋ２为与炮孔深度有关参数，一般取Ｋ２＝０.５，并随深度增加。经计算ｑＬ＝０.３ｋｇ／ｍ。
２．３ 炮孔布置图
１）炮孔深度选择。因岩石硬度较大，根据现场统计，平均每施工一个炮孔的纯凿岩时间为２～３ｍｉｎ。在充分发挥凿岩台车优势前提下，保证实现正规循环作业，炮孔深度取２.８ｍ。
２）每循环炸药量。结合施工经验及《矿山井巷工程预算定额》选取ｑ＝２.８ｋｇ／ｍ³；每循环所需炸药量Ｑ计算见式（３）。
式中：ｑ为单位炸药消耗量，ｋｇ／ｍ³；Ｖ为爆破岩石体积，ｍ³；Ｓ为巷道掘进断面积，ｍ²；ｌ为工作面炮孔平均深度，ｍ；η为炮孔利用率，取９０％。经计算，Ｑ＝９４ｋｇ。
３）炮孔数目。通过公式进行初步估算炮孔数目，按一个循环的总装药量平均装入所有炮孔的原则进行计算，见式（４）。
式中：ａ为每个炮孔的平均装填系数，炮孔里的装药长度与孔深之比，０.６～０.８；Ｎ为炮孔总数，个；ｍ为每个药卷的长度，ｍ＝０.２ｍ；ｐ为每个药卷的质量，ｐ＝０.１５ｋｇ。经计算，Ｎ＝６４个。
４）炮孔布置图（图２）。炮孔总计６１个，掏槽６个，空孔５个，辅助２７个，周边孔２３个（顶孔９个，帮孔８个，底孔６个），与估算结果基本一致。
２．４ 装药设计
１）装药参数。设计采用全断面一次起爆，串联起爆网路，起爆顺序：掏槽孔→辅助孔→周边孔，具体见表１～３。
２）装药结构。顶帮孔采用光面爆破，光爆孔间距６００ｍｍ，以使巷道轮廓光滑平整。装药结构为间隔不耦合装药，孔内敷设导爆索。掏槽孔和辅助孔、底板孔采用连续装药结构，装药结构示意图见图３。
３）炮孔堵塞。炮孔堵塞可以防止炸药爆炸能量提前逸失，对提高爆破效果起着至关重要的作用。为提高施工效率，采用“封堵灵”进行封堵，封堵灵具有良好的温度适应能力、泡孔结构致密、收缩小、不变形等性能，发泡１５ｍｉｎ后即能达到原始强度指标，炮孔堵塞要与装药同时进行。
４）联线警戒爆破。起爆网络采用并簇连法，按如下顺序连接：孔内雷管分段→周边孔导爆索并接→瞬发非电雷管双发簇连→单发非电雷管起爆。
起爆前进行安全警戒，警戒距离由以下两方面确定。
①爆破震动允许安全距离计算见式（５）。
式中：Ｒ为爆破震动安全允许距离，ｍ；Ｑ为炸药量，延时爆破为最大单段药量，取９４ｋｇ；Ｖ为保护对象所在地安全允许质点振速，取１０ｃｍ／ｓ；Ｋ、ａ为与爆破点至保护对象之间地质、地形条件有关的系数和衰减指数，Ｋ取１５０、ａ取１.３。经计算，Ｒ＝３６ｍ。
②爆破冲击波允许安全距离计算见式（６）。
式中：ＲＫ为冲击波对掩体内的最小允许距离，ｍ；Ｑ为炸药量，延时爆破为最大单段药量，取９４ｋｇ。经计算，ＲＫ＝１１４ｍ。
综上所述，爆破警戒安全距离不得小于１１４ｍ，鉴于安全考虑，警戒安全距离取２００ｍ。
３ 施工质量控制
为防止巷道偏中以及控制超欠挖，减少后期处理以及出渣量，提高施工质量，特制定标准化凿岩施工管理办法。①施工作业前先检查水平管内是否有气泡，水平管内确认无气泡后方可进行下道工序；②标准凿岩前先接线绳照中，找出巷道的正中；③根据巷道中心线画出巷道两帮位置；④使用塑料水平管延伸已施工巷道现有的腰线至掘进工作面，并在工作面和靠近工作面巷道两帮标记出腰线标高位置；⑤根据中线和腰线画出顶孔位置，根据腰线确定起拱孔位置；⑥根据巷道掘进爆破设计标记出巷道轮廓线及其他周边孔位置。
钻孔时，每个钻孔位置要保证精确，各孔均应垂直于掌子面且互相平行，周边孔做到“平、直、齐、准”，由于人工操作与凿岩设备原因，周边孔可向外倾斜３°左右。
４ 成本分析
方案实施后，施工效率得以提升，劳动强度有所下降，作业环境以及安全性极大改善。同时由于吴集铁矿岩石坚硬，不仅造成火工品使用量大，而且设备材料备件消耗也比较大，施工矿石作业面时，每班需要２～３个钻头。另外，由于施工人员的不规范操作和维修，造成钎杆和油管等消耗也比较大。根据２０１９年第一季度数据统计，施工成本分析见表４。
分析成本，主要是设备备件及其他材料消耗相对较高，后期通过加强对设备管控，提高台车操作人员操作技能和设备维修人员维修水平，减少人为因素对备件材料的消耗。同时，通过理论结合实践，优化炮孔布置及装药参数，降低火工品的消耗。
５ 结语
通过岩石质量指标ＲＱＤ值对吴集铁矿岩体质量进行分级，确定吴集铁矿的工程地质条件为中等偏简单类型，并通过单轴抗压强度确定吴集铁矿岩石为很硬岩。在此基础上，经公式计算和理论推导，确定采用五空孔掏槽，光面爆破主要参数取值分别是：周边孔间距取６００ｍｍ，轴向不耦合系数取２.９，光爆层厚取７００ｍｍ，装药集中度取０.３ｋｇ／ｍ。最后，通过定额取值和公式计算，确定炮孔总数为６１个。按照先掏槽再辅助最后周边爆破的顺序，对各类炮孔装药参数进行设计，得出总装药量９４ｋｇ，炸药单耗２.８ｋｇ／ｍ³，并对不同种类炮孔的装药结构和炮孔堵塞进行说明，最后按照规程对警戒距离进行计算，得出警戒安全距离为２００ｍ。最后，对巷道施工质量控制提出具体操作流程，并对凿岩台车施工成本进行分析，得出单位体积成本为１１０元。