谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路及控制措施_章林.pdf

谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路 及控制措施 章林 1， 2 仪海豹 1， 2 杨海涛 1， 2 郑学敏 3 胡文达 3 （1. 中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司， 安徽 马鞍山 243000； 2. 金属矿山安全与健康国家重点实验室， 安徽 马鞍山 243000； 3. 中色非洲矿业有限公司， 赞比亚 基特维 22592） 摘要由于谦比希铜矿东南矿区北采区巷道掘进爆破参数不合理、 炸药单耗高、 断面成形差、 岩体块度过于 破碎， 导致矿山爆破成本居高不下， 溜井易堵塞， 严重威胁了生产掘进作业安全。为有效解决矿山掘进爆破作业中 存在的技术难题， 开展了矿岩质量稳定性分级和现场爆破漏斗试验， 分别从调整掏槽方案、 控制起爆延期时间、 优 化周边孔控制爆破方法等方面提出了提高爆破效果的爆破控制改进思路， 并对现场施工的安全措施进行了讨论。 研究表明 ①矿化板岩属于第Ⅲ～Ⅳ级岩体， 上盘石英岩和下盘石英岩均属于Ⅱ级岩体， 基底花岗岩和下盘砾岩均 属于Ⅱ级岩体， 岩体条件差异较大， 需根据现场岩性对爆破参数进行动态调整； ②现场爆破漏斗试验确定的合理炸 药单耗约1.86 kg/m3， 当前炸药单耗明显偏高， 具有较大的优化空间； ③斜孔掏槽在炮孔数量、 单耗、 爆破效果等方 面较直孔掏槽具有明显的优越性， 适宜开展斜孔掏槽对比试验； ③矿山掘进爆破微差延期时间偏大， 可采用短微差 延期雷管进行优化试验； ④周边孔装药结构不合理， 适宜采用所提爆破改进思路进行调整， 改善巷道轮廓控制效 果。今后将通过多方案现场爆破对比试验， 验证改进思路的可行性和可靠性， 为矿山生产爆破巷道控制提供参考。 关键词矿山爆破巷道掘进岩体分级爆破漏斗试验微差延期时间 中图分类号TD854文献标志码A文章编号1001-1250 （2019） -05-048-08 DOI10.19614/ki.jsks.201905009 Improvement of Roadway Excavation Blasting Technology and Control Measures in Southeast Mining Area of Chambishi Copper Mine Zhang Lin1， 2Yi Haibao1， 2Yang Haitao1， 2Zheng Xuemin3Hu Wenda32 （1. Sinosteel Maanshan Institute of Mining Research Co.， Ltd.， Manshan 243000， China； 2. State Key Laboratory of Safety and Health for Metal Mines， Maanshan 243000， China； 3. Africa Mining Public Limited Company， China Nonferrous Metals Co.， Ltd.， Kitwe 22592， Zambia） AbstractDue to the problems of unreasonable blasting parameters， high explosive consumption， poor ation of the section and little blasting fragments existed in the roadway excavation operation of the northearn part of the southeast mining area of Chambishi Copper Mine， which results in high blasting cost， the chute easily blocked， the safety operation of roadway excavation is threatened seriously.In order to solve the above technical problems existed in the operation of roadway excava- tion of the mine， rock mass quality stability classification is carried out based on geological survey results， the on-site blasting crater test is conducted， the improvement ideals of blasting control for improving the blasting effects is proposed from the as- pects of adjusting the groove ， controlling the detonation delay time and improving the peripheral hole control blasting .The study results show that①the rock mass grade of mineralized slate in the mining area is Ⅲ～Ⅳ rock mass， while the upper disc quartzite and the lower disc quartzite are both belong to gradeⅡ rock mass， the basement granite and the lower conglomerates are both belong to grade Ⅱ rock mass， the rock mass conditions vary greatly， so the blasting parameters should be dynamically adjusted according to the rock mass conditions on site； ②based on the blasting crater test results， reasonable explosive unit consumption is determined as 1.86 kg/m3more or less， the current consumption of explosives is obviously high， the optimization space is relatively large； ③compared with the vertical hole blasting， the inclined hole slotting blasting has ob- 收稿日期2019-04-07 基金项目 “十三五” 国家重点研发计划项目 （编号 2017YFC0602902） 。 作者简介章林 （1962） ， 男， 副总工程师， 正高级工程师， 硕士研究生导师。 总第 515 期 2019 年第 5 期 金属矿山 METAL MINE Series No. 515 May 2019 48 ChaoXing vious superiority in the number of blasting holes， unit consumption， blasting effect， etc.， it is suitable for conducting inclined hole gutter comparison test； ④at present， differential delay time of mine excavation blasting is too long， and the optimization tests with the short differential delay detonator should be conducted； ⑤charge structure of the peripheral holes is unreason- able， it is suitable to adjust by the scheme proposed in this paper to improve the blasting control effect of the roadway.The fea- sibility and reliability of the technical solution will be verified by conducting a multi-program on-site blasting comparison tests， so as to provide guidance for the control of mine roadway blasting quality. KeywordsMine blasting， Roadway excavation， Rock mass classification， Blasting crater test， Differential delay time 巷道掘进爆破应同时满足质量、 安全、 经济三方 面要求， 近年来， 大量科技人员分别从掏槽孔方式、 数值模拟、 参数优化、 振动控制等角度开展了研究工 作。单仁亮等 ［1-2］提出了准直眼掏槽技术， 并开展了 相关模型试验及应用研究， 证明了准直眼掏槽爆破 的技术优势； 杨国梁等 ［3］采用数值分析方法进行了多 孔复式楔形掏槽爆破分析， 但未开展现场爆破试验； 李盟等 ［4］采用AUTODYN软件对周边眼的裂纹扩展 止裂机理进行了数值模拟研究； 高文乐等 ［5］通过对坚 硬岩石巷道掘进爆破参数进行优化， 使得炮眼利用 率达到85以上； 汪海波等 ［6］分析了巷道掘进爆破的 振动特性， 认为爆破振动速度3个方向的分量中水平 径向最大、 垂直方向最小。上述研究在很大程度上 改善了巷道掘进爆破控制效果， 但未开展矿岩质量 稳定性分级工作， 对巷道掘进爆破质量控制缺少全 局性的改进思路。本研究以谦比希铜矿东南矿区为 例， 以提高巷道掘进爆破质量为出发点， 开展矿岩质 量稳定性分级， 分析当前巷道掘进爆破存在的问题， 通过进行现场爆破漏斗试验， 从掏槽孔调整控制、 起 爆延期时间控制、 周边孔控制爆破方法优化等方面 对爆破控制改进思路进行讨论。 1工程概况 谦比希铜矿东南矿区是中色非洲矿业有限公司 谦比希铜矿的三大主矿区 （主矿区、 西矿区和东南矿 区） 之一， 为大型沉积型铜矿床， 东西长6 km， 南北宽 5 km， 面积30 km2。矿床具有矿石品位高、 矿体分布 范围广、 矿化带分布规律性强等特点， 资源储量较 大。该矿为新建矿山， 是中色非洲矿业公司大型铜 矿原料基地， 采用竖井开拓方式， 设计建设规模为 330万t/a。矿体为层控型矿床， 与围岩一并经受褶皱 作用， 总体走向NW， 基本与褶皱构造轴向一致， 倾向 NE， 倾角 5～20， 属于缓倾斜薄矿体， 平均厚度为 9.63 m， 矿体沿走向、 倾向延伸较稳定。上盘围岩主 要是以泥质石英岩为主的浅变质岩层， 埋深497.15～ 986.45 m， 厚度为13.98～102.50 m， 岩石结构致密、 完 整； 下盘围岩为下盘砾岩和下盘石英岩， 埋深576.77～ 1 022.45 m， 厚度为4.27～43.83 m， 砾岩由各种圆形至 次凌角状的砾石构成， 胶结致密， 下盘岩石均坚硬、 完整。矿山主要掘进巷道为4.5 m4.5 m （宽度高 度） 的三心拱断面， 由于矿岩条件、 炸药性能、 爆破参 数等多种因素的影响， 炸药单耗高， 爆破后的巷道质 量相对较差， 断面不规整， 超欠挖问题较为严重。 2矿岩质量稳定性分级 本研究通过进行节理岩体RQD分级、 RMR分级 和Q系统分级 ［7-9］， 对矿岩质量进行综合分析， 为掘进 爆破参数优化提供依据。采用测线法对北采区岩体 中节理和裂隙的产状、 规模、 密度、 形态、 地下水状况 等进行了现场调查， 绘制了主要岩体相应的结构面 倾向玫瑰花图 （图1） ， 以确定各测线的优势结构面产 状。 RQD值分级方法主要有理论计算法和现场实测法， 在缺乏现场地质资料的情况下可采用理论计算 章 林等 谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路及控制措施2019年第5期 49 ChaoXing 法。根据探矿钻孔数据， 对北采区的岩石RQD值分 别进行了统计。RMR分级法采用完整岩石强度、 岩石 质量指标 （RQD） 、 节理间距、 节理状态、 地下水条件以 及节理方向的修正参数， 对岩体质量进行分级。根据 北采区岩体的物理力学性质和工程地质特征， 采用 RMR法对主要矿岩进行了分类。Q系统分级法最早 是由挪威岩土工程研究所的巴顿等根据212个隧道 案例于1974年提出， 该方法的得分计算公式为 Q RQD Jn ∙Jr Ja∙ JW SRF， （1） 式中，RQD为岩石质量指标；Jn为节理组数系数；Jr为 节理面粗糙度系数；Ja为节理面蚀变程度 （变异） 系 数；JW为裂隙水影响折减系数；SRF为地应力影响折 减系数。 根据以上3种矿岩分级方法的计算值， 得到的矿 岩质量分级结果如表1所示。 由表1可知 谦比希铜矿东南矿区同一类型的岩 体质量存在一定的差异， 是由于同类岩体的赋存条 件不同所致； 矿化板岩均属于第Ⅲ～Ⅳ级岩体， 上盘 石英岩和下盘石英岩均属于Ⅱ级岩体， 基底花岗岩 和下盘砾岩均属于Ⅱ级岩体。 由于矿区岩体条件差异较大， 因此采用单一掘 进爆破参数不合理， 有必要根据现场岩体条件对爆 破参数进行动态调整， 以取得最佳的掘进爆破控制 效果。 3当前爆破参数设计及存在的问题 3. 1当前爆破参数设计 3. 1. 1凿孔 根据北采区爆破设计方案， 掘进断面为三心拱 断面， 断面规格 （宽度高度） 为4.5 m4.5 m； 采用 S1D281型凿岩台车钻孔， 孔深3.7 m； 采用直眼掏槽， 掏槽孔ϕ102 mm， 其余炮孔ϕ45 mm。断面布置74个 孔， 分别为4个掏槽孔 （孔距200～300 mm） ， 17个辅助 掏槽孔 （孔距 500～650 mm） ， 21 个辅助孔 （孔距 700 mm） ， 12 个周边孔 （孔距 500 mm） ， 13 个顶孔 （孔距 400～500 mm） ， 7个底孔 （孔距700 mm） ， 如图2所示。 3. 1. 2装药及起爆 设计采用乳化炸药和颗粒散装炸药， 断面每炮 使用总炸药量267.5 kg （其中， 乳化药卷77.5 kg， 颗粒 散装炸药190 kg） ， 炸药单耗4.22 kg/m3。每循环工作 面进尺3.3 m。掏槽孔不装药； 顶孔和周边孔装ϕ25 mm乳化炸药， 孔底起爆； 底孔用ϕ38 mm乳化炸药进 行连续装药； 其余炮孔装1节ϕ38 mm乳化炸药作为 起爆药卷， 而后用颗粒散装炸药填满装药长度。炮 泥填塞长度为400～500 mm。采用微差雷管起爆， 雷 管段别分布见图3， 0表示微差时间为0 ms， 1表示微 差时间为100 ms， 2表示微差时间为200 ms， 以此类 推。 3. 2爆破存在的主要问题 （1） 炮孔不堵塞， 炸药消耗量大， 单耗较高， 达到 4.22 kg/m3， 爆破成本高。 金属矿山2019年第5期总第515期 50 ChaoXing （2） 掘进爆破参数设计不合理， 致使巷道成形控 制差， 断面不规则， 超欠挖问题较为突出。 （3） 爆破对围岩的破坏大， 需采用锚杆支护措 施， 增大了劳动强度， 降低了掘进效率。 （4） 由于施工人员技术水平、 爆破材料质量及起 爆网络连接等问题， 拒爆现象较多。 （5） 爆破后岩体过于破碎， 粉矿多， 易导致溜井 堵塞， 增加了溜井处理难度。 （6） 岩性条件变化大， 采用固定的爆破设计参数 不合理， 未能因地制宜地进行爆破方案优化调整。 4爆破漏斗现场试验 4. 1试验方案 由于谦比希铜矿东南矿区为新建矿山， 矿岩条件 复杂， 当前井下的爆破参数参照相似条件的矿山选 取， 与矿区实际情况存在一定的偏差。相关研究及生 产实践表明， 利文斯顿爆破漏斗理论对于确定爆破参 数具有重要的指导作用。为此， 本研究在矿区北采区 1 000 m水平穿脉下盘石英岩中开展了现场爆破漏 斗试验， 炸药类型为AEL乳化炸药卷， 分析爆破漏 斗特性规律， 为巷道掘进爆破孔网参数优化以及炸 药单耗控制提供参考。采用气腿式凿岩机钻孔， 试 验孔ϕ42 mm， 钻孔深度分别为 0.4、 0.6、 0.8、 1、 1.2、 1.4、 1.6 m。共进行了4组试验， 每组炮孔数量7个， 单 孔装药量0.4 kg/孔， 共使用炸药11.2 kg。 4. 2试验结果分析 现场试验爆破后， 在炮孔周围形成了不同深度 和直径的爆破漏斗， 爆破块度适中， 基本控制在500 mm以内， 易于铲装运输。现场爆破漏斗效果和爆破 块度如图4、 图5所示， 装药深度和炸药单耗的关系如 图6、 图7所示。 试验结果表明 随着炸药埋深的增大， 爆破漏斗 体积整体表现为先增大后减小的变化趋势， 与利文 斯顿漏斗理论相符合； 当装药埋深为0.9 m时， 爆破漏 斗体积达到最大值0.22 m3； 当炸药埋深为1.6 m时， 达到了临界埋深， 炸药爆炸后仅形成微弱松动， 在爆 破冲击波和振动的作用下将孔口附近的部分岩体剥 离； 随着炸药埋深的增加， 炸药单耗整体表现为先降 低后显著增大的趋势， 埋深为0.9 m 时达到最小值 1.86 kg/m3。 根据现场爆破漏斗试验结果， 矿山掘进爆破炸 药单耗控制在1.86 kg/m3左右较为适宜； 当前掘进爆 破炸药单耗明显偏高， 具有较大的优化调整空间。 5巷道掘进爆破改进思路 针对当前巷道掘进爆破存在的技术难题， 本研 究分别从调整掏槽孔布置方案、 优化周边孔装药结 构等方面进行爆破方案优化， 并提出安全保障措施， 章 林等 谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路及控制措施2019年第5期 51 ChaoXing 改善爆破控制效果， 削弱爆破对围岩的损伤破坏， 维 护巷道围岩稳定， 降低支护成本。 5. 1掏槽方案调整 掏槽爆破的目的是尽可能大地创造岩石破碎 补偿空间和自由面， 为其他炮孔爆破提供条件。掏 槽爆破质量是提高巷道掘进速度的关键影响因素 之一 ［10-11］。掏槽爆破结束后， 槽腔内剩余的岩石碎 块体积是反映掏槽质量的重要指标； 剩余的岩石碎 块体积越小， 掏槽爆破效果越好； 反之， 掏槽爆破效 果较差。 掏槽孔的排列形式主要有倾斜孔掏槽、 直孔掏 槽和混合式掏槽3种。当前矿山采用4个直孔 （ϕ102 mm） 掏槽方式， 该方式爆破的岩石无法充分碎裂和抛 掷而遗留在掏槽内， 抛掷效果较差， 为后续炮孔提供 的补偿槽腔小， 并且随着炮孔深度逐渐增加， 岩石的 夹制作用增强， 降低了炮孔利用率， 爆破效果差， 不 利于提高巷道掘进速度， 此外， 炮孔数量和炸药消耗 量较大， 爆破成本高。相对而言， 倾斜孔掏槽有单 向、 锥形、 楔形多种方式， 所需炮孔数目少， 炸药单耗 小， 爆破单位体积岩石所需的炮孔长度小， 可以有效 地将爆破后的岩渣抛掷出， 为后续爆破创造良好的 补偿空间和自由面， 弥补直孔掏槽的不足， 提高巷道 掘进效率 ［12-13］。矿山采用阿特拉斯S1D281型凿岩台 车进行钻孔作业， 可以实现钻孔位置、 深度、 倾角的 精确定位， 具备钻凿各种倾斜孔的能力， 为提高巷道 掘进速度提供了良好条件。空孔可以增强应力集中 导向作用， 孔径越大越明显， 且槽腔岩石破碎范围越 大， 同时也有利于发挥自由面效应， 为后爆炮孔提供 膨胀补偿空间。因此， 通过合理布置空孔， 对于改善 掏槽爆破效果具有重要作用。 针对谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破质量差 的问题， 建议采用倾斜孔掏槽方式， 相关参数可参考 表2、 表3选取 ［14］， 从斜孔布置方式、 掏槽孔数量、 孔 径、 孔距、 装药量等方面开展现场试验， 优选出最佳 的掏槽方案。 5. 2起爆延期时间控制 为更有效地使岩石破裂， 常用的方法一种是为 岩石提供更多能量； 另一种是寻找更优的应力与能 量的分布方式， 可在总能量不增加的情况下， 更有利 于岩石破裂。在岩石爆破中， 第2种方法可通过选择 适当的延期时间实现。相关研究表明， 毫秒微差爆 破技术在改善爆破效果和降低爆破危险方面具有较 强的优势。采用10至数十毫秒微差起爆方式， 可以 增强应力波的叠加作用， 提高炸药能量利用率， 降低 大块率， 改善破碎效果。先起爆的炮孔形成了一定 宽度的裂隙和附加自由面， 改变了后起爆炮孔的装 药方向， 同时先后起爆抛起的岩块相互碰撞， 增加了 辅助破碎作用， 减小了岩石的抛掷距离和爆堆宽度， 提高了铲装效率。采用毫秒微差起爆方式可在时间 和空间上分散爆破地震效应， 降低爆破地震效应对 周围环境的影响。 根据应力波干涉原理， 波克罗夫斯基提出的能 够增强爆破破碎效果的合理延期时间Δt可按下式计 算 Δta24W2c，（2） 式中，a为炮孔间距， m；W为最小抵抗线， m；c应力波 传播速度， m/s。 哈努卡耶夫认为， 后爆破炮孔已在先爆破炮孔刚 好形成爆破漏斗且爆岩脱离岩体， 形成0.8～1.0 cm宽 的裂缝时起爆最合适， 爆破延期时间的计算公式为 Δtt1t2t3 2W c Lf cf Bw vr ，（3） 式中，t1为弹性波传至自由面并返回的时间， s；t2为形 成裂缝的时间， s；t3破碎岩石离开岩体的时间， s；Lf为 裂缝长度， m，Lf≈1.4W；Bw为裂缝宽度， m；cf为裂缝 扩展平均速度， m/s，cf0.1c；vr为岩石运动平均速度， m/s。 从控制爆破地震效应最小的角度分析， 合适的 微差间隔时间应使得前后起爆的地震波相互干扰， 且主振相相互错开， 以最大限度地降低爆破地震效 应。以3个炮孔爆破为例， 同时起爆一行中的3个炮 金属矿山2019年第5期总第515期 52 ChaoXing 孔S1、 S2和S3， 如图8所示。图中M点与每个炮孔之间 的距离通常比炮孔间距大得多， 可以认为l1≈l2≈l3。 爆破时， 3个爆破地震波几乎同时叠加在一起，M点 处的振动速度约为任意一个地震波振动速度的3倍。 若采用微差起爆方式， 在M点可以较为明显地 降低爆破振动强度 （图9） 。 要确定适宜的延期时间， 需要考虑的因素有应 力分布、 裂缝扩展、 爆轰波、 边界条件、 爆区附近的 岩石破坏、 远场振动、 碎片运动等 ［15-17］。相关研究表 明 非常长的延期时间会使得先引爆孔的裂缝传播 得更长， 如果该类裂缝到达相邻的炮孔， 会导致后引 爆孔在起爆前就被破坏。现场测量证明 当炮孔之 间的延期时间不小于500 ms时， 拒爆率高达24； 当 延期时间为100 ms时， 类似爆破条件下的拒爆率小 于18。因此， 应避免在生产爆破中使用过长的延 期时间。各国采用的毫秒爆破合理微差间隔时间为 9～12.5 ms （美国） 、 3～10 ms （瑞典） 、 50～75 ms （加拿 大） 、 15～60 ms （法国） 、 25～30 ms （英国） 以及 25 ms （前苏联） ［18］。 当前谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破采用的 微差延期时间 （0、 100、 200、 300 ms等） 偏大， 增大了雷 管的延期误差， 提高了雷管拒爆率， 降低了爆破破碎 效果。因此， 起爆延期时间具有较大的优化调整空 间， 有必要调整现场使用的雷管段别， 采用短微差延 期雷管进行爆破效果优化试验， 改善爆破质量。 5. 3周边孔控制爆破方法优化 巷道周边孔装药结构和装药量是影响巷道断面 轮廓控制效果的关键因素。由于矿山周边眼装药结 构不合理， 炸药能量分布不均匀， 导致巷道成型差、 超欠挖问题突出， 同时增大了对围岩的破坏程度， 增 加了爆破后的围岩支护成本。虽然光面爆破技术能 够提高巷道表面的平整度， 降低巷道爆破对围岩的 损伤破坏， 但爆破成本偏高， 巷道掘进不经济。为较 好地控制巷道断面轮廓， 减小周边孔爆破对围岩的 损伤， 维护巷道围岩稳定， 课题组对巷道掘进周边孔 均能爆破方法进行了研究， 并成功获得国家发明专 利授权 （专利号 201610978336.4） ， 经过类似矿山现 场试验验证， 取得了较好的巷道控制效果 ［19-20］。 该方法的基本原理为 周边孔位于设计轮廓断 面上， 相邻周边孔间距为0.4～0.6 m， 周边孔与内圈辅 助孔的间距为0.6～0.7 m； 巷道掘进断面上周边孔的 数量可根据巷道断面尺寸进行灵活控制 （图10、 图 11） 。在同一周边孔内， 采用炸药和缓震材料间隔交 错的布置方式； 相邻炮孔内的炸药和缓震材料呈 “品” 字形分布， 实现炸药分段对称布置； 沿巷道断面 呈现 “岩石炸药岩石缓震材料岩石” 循环或 “岩石缓震材料岩石炸药岩石” 循环； 雷管 随炸药分段布置， 雷管脚线穿过缓震材料， 沿着周边 孔壁引至钻孔外； 同一周边孔内的雷管段别相同， 与 其他周边孔连接后同时起爆。 章 林等 谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路及控制措施2019年第5期 53 ChaoXing 通过将缓震材料与炸药进行交错布置， 既可以 降低爆破峰值压力， 又可以延长爆破作用时间。由 于炸药和缓震材料呈对称分布， 相邻炮孔的炸药彼 此共同作用， 避免了炸药能量过度集中， 使得能量分 布更加均匀， 提高了炸药能量的利用率， 减弱了爆破 作用对围岩的损伤破坏， 半壁孔痕率可达80以上， 不平整度控制在3 cm以内， 可较好地控制巷道断面 轮廓， 避免超欠挖现象发生， 有效维护围岩稳定， 降 低巷道支护成本； 同时均匀分布的炸药能量可以使 得爆破块度更加均匀， 显著改善爆破效果， 提高爆破 后的铲装效率， 加快巷道掘进速度。 因此， 建议谦比希铜矿东南矿区采用该方法开 展相关试验工作， 提高巷道掘进爆破效果。 6安全技术措施 （1） 建立爆破质量管理体系， 制定现场作业各项 安全操作规程， 提高矿山爆破安全管理水平， 预防爆 破事故发生。 （2） 加强中赞双方员工的教育培训和技术交底 工作， 安排技术人员进行现场指导， 提高现场施工质 量。 （3） 爆破设计人员必须深入作业现场， 及时掌握 岩性等第一手资料， 根据现场条件进行精细设计， 指 导现场施工作业。 （4） 采用先进的凿岩台车施工钻孔， 精确定位钻 孔位置， 提高钻孔精度， 控制偏斜率， 保证钻孔质量， 为提高爆破质量提供条件。 （5） 装药前应进行炮孔质量检查验收工作， 校核 炮孔长度、 倾角等， 根据实际测量参数和岩性条件灵 活调整装药量， 改善爆破效果。 （6） 加强爆破器材管理力度， 做好现场爆破器材 的检查工作， 保证爆破器材质量， 严禁采用不合格器 材作业。 （7） 严格按照装药量、 装药结构、 雷管段别等进 行现场作业， 做好起爆网络的检查工作， 避免发生盲 炮事故影响爆破效果。 （8） 采用炮泥等加强炮孔堵塞， 保证炮孔堵塞长 度和堵塞质量， 提高炸药能量利用率， 禁止进行无堵 塞爆破作业。 （9） 现场爆破作业应有爆破技术人员进行现场 指导和监督， 及时发现和制止违规作业行为， 确保爆 破作业安全。 （10） 提高全体人员的安全作业意识， 加强爆破 安全警戒， 做好爆后安全检查工作， 消除安全隐患。 7结论 （1） 谦比希铜矿东南矿区北采区存在炸药消耗 量大、 巷道成形控制差、 断面不规则等问题， 增大了 爆破开采成本， 且粉矿引起的溜井堵塞问题突出， 亟 待开展掏槽孔、 延期时间等爆破优化研究工作。 （2） 矿山岩性参数变化大， 采用固定的掘进爆破 参数具有一定的局限性， 应根据岩性条件对爆破参 数进行灵活调整。 （3） 现场爆破漏斗试验确定的合理炸药单耗约 1.86 kg/m3， 当前矿山掘进爆破炸药单耗明显偏高， 具 有较大的优化改进空间。 （4） 斜孔掏槽方式在炮孔数量、 单耗、 爆破效果 等方面较直孔掏槽具有显著的优越性。当前矿山掘 进爆破微差延期时间偏大， 周边孔装药结构不合 理。有必要从调整掏槽方案、 控制起爆延期时间、 优 化周边孔控制爆破方法等方面开展试验， 确定最优 的控制爆破技术参数， 解决现阶段矿山存在的生产 爆破难题。 参 考 文 献 单仁亮， 黄宝龙， 高文蛟， 等. 岩巷掘进准直眼掏槽爆破新技术 应用实例分析 ［J］ .岩石力学与工程学报， 2011， 30 （2） 224-232. 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