煤矿岩巷爆破掘进炮孔密度优化研究

杨仁树1,2,3,王 越3,林志博3

(1.中国矿业大学(北京) 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)

摘 要:岩巷掘进工作面的炮孔密度很大程度上影响了凿岩工作量和爆破效果, 为了实现岩巷的快速掘进,需要对岩巷爆破的掏槽结构和其他爆破参数进行优化,在保证爆破循环进尺和巷道周边成型质量的基础上减少全断面炮孔数目,降低炮孔密度。根据在岩巷爆破掘进现场收集的资料,建立岩巷掘进爆破参数数据库,其中包含施工时间、矿区位置、掏槽方式、岩石普氏系数、掘进断面面积、全断面炮孔数目、炮孔深度、炸药单耗和炮孔利用率9个特征维度。通过对关键参数维度下的炮孔数目与断面面积进行线性拟合,得出关键参数在不同区间的炮孔密度变化规律,研究表明:大部分工程的炮孔密度约为5个/m2;炮孔密度与各参数具有一定相关性。其中,中深孔爆破的炮孔密度拟合值大于浅孔爆破;炸药单耗增大时,炮孔密度明显降低;炮孔利用率增大时,炮孔密度出现增大趋势;硬岩巷道的炮孔密度显著大于软岩;斜孔掏槽形式下的炮孔密度大于直孔掏槽的炮孔密度。炮孔密度较大是由于受到岩石破碎机理影响与爆破技术的限制,从而提出改进爆破技术,即采用二阶二段掏槽技术和周边孔切缝药包定向断裂控制技术。通过现场试验,发现同时采用二阶二段掏槽和周边孔切缝药包定向断裂控制技术既能够大幅降低炮孔密度,由5个/m2降到4个/m2,还可以保证爆破效果。研究对提高我国煤矿岩巷的快速掘进水平具有参考价值。

关键词:岩巷;爆破掘进;炮孔密度;参数优化;切缝药包;二阶二段

0 引 言

在整个煤矿开采的过程中,采煤的工艺技术已经十分成熟,但是岩巷的掘进效率却制约着煤层回采的高效性[1]。煤矿岩巷的施工掘进中,主要的掘进技术有2种:机械化程度较高的综掘机掘进和钻爆法破岩掘进。使用掘进机掘进容易受限于断面大小与岩层硬度。而钻爆法能够适应不同类型的巷道,针对不同岩性、不同断面大小等情况,具有可操作性强、方便灵活、高效的特点。因此,在未来相当长的时间里,我国岩巷掘进施工的主要方法仍是钻爆法[3]。然而使用钻爆法施工需要大量钻孔,十分耗时,钻孔的数目直接影响着炮掘的效率和巷道成型质量[4-5]。岩巷施工进度的关键在掏槽孔,巷道成型质量的关键在周边孔[6],为了实现岩巷的快速掘进,需要对掏槽结构及其爆破参数进行优化,在保证爆破循环进尺和巷道周边成型质量的基础上减少全断面炮孔数目,从而降低炮孔密度,有效减少打孔及装药时间,提高岩巷掘进效率[7-8]。相关领域学者对爆破参数优化进行了研究,陈群忠[9]基于陈四楼煤矿工程实际条件,设计优化了爆破方案,提高了试验巷道的炮孔利用率并保证了巷道周边成型质量。张召冉等[10]以淮南矿区为工程背景,发现爆破、支护技术、凿岩设备、组织管理制度这4个因素对岩巷施工速度的影响最明显。胡坤伦等[11]研究了如何在不同工程条件下选择光面爆破参数,试验表明岩巷爆破中掏槽孔采用大直径而周边及辅助炮孔采用小直径能够提高爆破效率。王越等[12]设计了复合掏槽方案,并通过数值模拟和现场试验证明采用垂直楔形复合掏槽技术可大幅提高爆破效果。从以上研究可以看出,对爆破参数优化研究较多,而具体到炮孔密度优化的方向鲜有报道。

通过建立岩巷掘进爆破参数数据库,分析炮孔密度与其他爆破参数的关系,并对相关爆破参数进行优化,从而降低炮孔密度并减少炮孔数量。

1 爆破数据库建立

爆破数据主要来源于爆破领域专家学者科研成果和生产一线工程案例:从学术专著、论文和报告中提取相关数据[13-15];深入煤矿生产一线,收集典型工程案例数据[16-18]。数据库包含矿区位置、施工时间、掏槽方式、岩石普氏系数、掘进断面面积、全断面炮孔数目、炮孔深度、炸药单耗、炮孔利用率9个特征维度。统计发现,数据库中绝大多数样本案例采用普通药包爆破手段。数据库地域范围涵盖了我国山西、河北、山东、河南、安徽等12个主要产煤地区。

样本发生时间为20世纪80年代初至今,基本跨越了我国煤炭业发展的滞后时期与黄金时期,具体时间分布如图1所示。由图1可知,炮孔密度在时间序列上变化规律不明显。数据库跨越的时间和空间,保障了样本数据的客观性、多样性、普适性及数据分析结果的可靠性[19]

图1 时间数据样本统计
Fig.1 Statistics chart of time data sample

2 不同维度下的炮孔密度分析

分析炮孔密度与不同爆破效果影响因素(炮孔深度、炮孔利用率、炸药单耗以及掏槽结构等)的关系,利用Origin分别对不同爆破影响因素维度的全断面炮孔数目及断面面积参数进行线性拟合,得到不同维度下炮孔密度的拟合直线,及各参数与炮孔密度关系,为后续现场爆破试验提供数据支撑和经验指导,岩巷样本数据见表1。

表1 岩巷样本数据
Table 1 Rock roadway sample data

矿掏槽方式炮孔深度/m普氏系数炸药单耗/(kg·m-3)炮孔利用率/%断面面积/m2炮孔数目炮孔密度(个·m-2)河北省马家沟矿直孔掏槽2.57.01.92100.09.63515.3河北省羊渠河矿斜孔掏槽1.65.01.3391.012.40655.2山西省马脊矿直孔掏槽2.86.81.6696.012.39544.4江苏省姚桥矿斜孔掏槽1.64.01.4095.011.40524.6江苏省三河尖矿直孔掏槽3.65.02.0685.012.10584.8江苏省姚桥矿斜孔掏槽1.64.81.4095.011.40524.6山东省杨村矿斜孔掏槽2.05.00.4484.014.50604.1山东省七五生建矿直孔掏槽2.05.01.6892.08.29455.4河南省平顶山煤矿直孔掏槽3.25.01.6587.011.04615.5河北省赵各庄矿斜孔掏槽1.87.01.6094.014.10604.3河南省平煤八矿直孔掏槽2.67.01.8988.017.40875.0安徽省潘三煤矿斜孔掏槽2.111.03.4195.08.03516.4宁夏宁煤二矿斜孔掏槽1.26.52.2492.016.83824.9江西省天河煤矿斜孔掏槽1.28.02.1583.07.30385.2安徽省岱河煤矿斜孔掏槽1.55.02.1683.09.71555.7安徽省孔李矿斜孔掏槽1.67.02.6181.013.83654.7湖北省马河五号井斜孔掏槽2.05.01.7190.05.25356.7安徽省岱河煤矿斜孔掏槽2.09.01.8890.014.15664.7安徽省海孜煤矿斜孔掏槽2.09.02.5090.017.13965.6湖南省金源矿直孔掏槽1.512.02.2391.04.00174.3安徽省潘三煤矿斜孔掏槽2.111.03.5990.08.03516.4黑龙江省新发矿斜孔掏槽1.810.02.1594.014.2765.4河南省赵家寨矿斜孔掏槽2.213.02.3485.014.49704.8安徽省卧龙湖矿斜孔掏槽2.05.01.7390.05.77325.5黑龙江省新兴矿斜孔掏槽2.35.01.3296.014.00765.4福建省洽溪煤矿斜孔掏槽1.46.01.68100.06.60385.8安徽省潘三煤矿斜孔掏槽2.38.02.5785.013.83674.8河北省邢东矿斜孔掏槽2.25.51.4591.014.93684.6江苏省柳泉煤矿斜孔掏槽1.87.51.4974.09.39454.8山东省新汶矿斜孔掏槽2.26.01.8985.013.57664.9安徽省许疃煤矿斜孔掏槽2.47.01.6287.519.39914.7安徽省张集矿斜孔掏槽2.012.02.691.018.94975.1山东省华恒矿斜孔掏槽1.77.01.7471.014.70745.0安徽省潘一矿斜孔掏槽2.89.22.8186.018.45925.0安徽省刘店煤矿直孔掏槽2.3-1.8187.017.30734.2河南省方庄一矿直孔掏槽2.16.02.7586.012.40846.8江西省岿美山矿直孔掏槽2.012.02.4592.55.34254.7湖南省白俸矿直孔掏槽2.012.52.3385.03.25134.0—斜孔掏槽2.011.03.6287.016.20925.7安徽省卧龙湖矿斜孔掏槽2.013.02.7290.012.68715.6

续表

矿掏槽方式炮孔深度/m普氏系数炸药单耗/(kg·m-3)炮孔利用率/%断面面积/m2炮孔数目炮孔密度(个·m-2)河南省平煤四矿斜孔掏槽1.610.03.4781.017.90864.8安徽省祁东煤矿斜孔掏槽1.89.02.3392.011.50554.8河北省钱家营矿斜孔掏槽1.8-2.1395.013.85876.3河南省陈四楼矿斜孔掏槽1.87.51.5289.013.70644.7四川省杉木树矿直孔掏槽2.06.02.1890.010.85555.1福建省苏桥煤矿斜孔掏槽1.45.02.6386.06.50314.8河南省城郊煤矿直孔掏槽2.65.01.6192.015.70875.5河南省平煤二矿斜孔掏槽2.57.52.3386.021.201044.9山西省常村煤矿斜孔掏槽1.56.51.6480.022.111074.8—斜孔掏槽1.617.02.2185.014.53684.7山东省唐口煤矿斜孔掏槽2.05.01.5290.020.301075.3山西省桃园煤矿斜孔掏槽2.09.02.0791.014.00835.9—斜孔掏槽1.010.03.7671.05.62315.5河南省平煤八矿直孔掏槽3.08.02.2989.013.96765.4宁夏梅花井煤矿斜孔掏槽3.05.01.4693.022.331145.1山东省东滩煤矿直孔掏槽3.04.51.8093.015.76885.6黑龙江省益新矿直孔掏槽2.0-3.1390.019.14884.6—斜孔掏槽2.07.02.3889.512.75685.3福建省仙亭矿直孔掏槽1.86.02.9889.06.50345.2福建省龙潭煤矿斜孔掏槽1.16.54.2170.05.60325.7山西省同煤直孔掏槽2.65.01.6187.016.73875.2—斜孔掏槽2.09.02.3990.013.94866.2山西省长平煤矿直孔掏槽1.810.51.5796.013.80624.5福建省含春煤矿直孔掏槽1.8—2.5289.05.30326.0山西省某矿斜孔掏槽2.3——96.017.35834.8河南省新庄煤矿斜孔掏槽2.07.02.4595.018.94965.1山西省东曲矿斜孔掏槽1.5—1.75100.08.40465.5河南省九里山矿直孔掏槽2.56.01.5388.012.81735.7河南省车集煤矿斜孔掏槽2.25.02.4791.016.57865.2安徽省张集矿斜孔掏槽2.58.04.280.012.28816.6内蒙古呼和乌素矿直孔掏槽3.2—1.7278.011.86857.2山西省阳煤一矿斜孔掏槽2.09.02.2290.015.50785.0福建省前坪煤矿直孔掏槽2.110.02.9595.05.60376.6河南省义安矿斜孔掏槽2.0—1.8590.014.75755.1山西省裕口矿斜孔掏槽2.09.02.0592.013.94836.0注:“—”表示未报道该项相关信息。

2.1 炮孔密度与炮孔深度的相关性

炮孔分为1.5 m以下的浅孔,1.5~2.5 m的中深孔以及2.5 m以上的深孔。浅孔爆破虽然钻孔工作量较少,但是钻孔外的辅助工作时长增加,月循环进尺较短,掘进效率较低。深孔爆破可以提高单循环进尺,但是钻孔工作较困难,且由于深孔受岩石夹制作用,炮孔利用率降低,爆破效果较差。实际施工中采用最多的是中深孔爆破,因其既能保证爆破效果,又可在正规作业循环时间内完成。不同炮孔深度区间的炮孔数目与断面面积关系如图2所示。

图2 炮孔密度拟合
Fig.2 Blast hale density fiting in different hole depth

由此可见,炮孔深度在0~1.5 m的炮孔密度拟合值为4.72个/m2,深度1.5~2.5 m的炮孔密度拟合值4.62个/m2

2.2 炮孔密度与炸药单耗的相关性

炸药单耗过小会导致欠挖、炮孔利用率低、大块率高等较差的爆破效果。炸药单耗过大会导致超挖、破坏围岩稳定性、炸药浪费、增加经济成本等问题。确立合理的炸药单耗,可保证巷道成型、大块率、炮孔利用率等爆破效果。工程中的炸药单耗主要集中在1.5~2.5 kg/m3。不同炸药单耗区间的炮孔个数与断面面积关系如图3所示。

图3 不同炸药单耗炮孔密度拟合
Fig.3 Blast hale density fiting in different explosive consumption

由此可见,炸药单耗大于2.5 kg/m3时的炮孔密度(4.67个/m2)明显小于炸药单耗1.5~2.5 kg/m3时的炮孔密度(4.86个/m2),说明当炸药单耗增大到一定值时,所需的炮孔密度明显降低。

2.3 炮孔密度与炮孔利用率的相关性

在一般岩巷掏槽爆破中,炮孔利用率大于85%为合格,对炮孔利用率大于85%和小于85%分别进行炮孔密度拟合,结果如图4所示。

图4 不同炮孔利用率下炮孔密度拟合
Fig.4 Blast hole density fitining in different hde utilization rate

由此可见,采用普通药包爆破手段时,随着炮孔利用率的提高,炮孔密度拟合值呈现出增大的趋势,这与工程经验相符合。

2.4 炮孔密度与岩石普氏系数的相关性

岩石普氏系数f可反映爆破的难易程度,通常软岩的爆破效率高于硬岩。一般f为2~6为软岩巷道,f为7~10为中硬岩巷道,f为10~17为硬岩巷道。不同普氏系数区间的炮孔个数与断面面积关系如图5所示。

图5 不同岩石普氏系数炮孔密度拟合
Fig.5 Blast hole density fitting in different rock firmness coefficient

f为10~17的数据很少,不做拟合。相比之下,硬岩巷道的炮孔密度拟合值5.3个/m2显著大于软岩巷道炮孔密度拟合值4.99个/m2

2.5 炮孔密度与掏槽形式的相关性

在岩巷炮掘施工中常规的掏槽形式有直孔掏槽、斜孔掏槽以及混合掏槽。直孔掏槽主要有龟裂掏槽、螺旋掏槽和角柱掏槽等。优点是炮孔的深度不受限于巷道断面的大小;缺点是所需的炮孔数目多,爆出的槽腔体积小。斜孔掏槽主要有锥形掏槽、楔形掏槽和扇形掏槽等。优点是爆破后的槽腔体积比较大,缺点是掏槽孔的深度受限于岩巷断面尺寸,且难以把握钻孔的角度。

大断面及硬岩巷道炮掘施工中,为了保障掏槽爆破效果,可以运用混合掏槽形式,从而弥补直孔掏槽槽腔体积小以及斜孔掏槽槽腔深度不够的缺陷。不同掏槽形式下的炮孔个数与断面面积拟合直线如图6所示。

图6 不同掏槽形式的炮孔密度拟合
Fig.6 Blast of hole density fitting in different cutting method

混合掏槽的数据很少,不做拟合。相比之下,斜孔掏槽的炮孔密度拟合值4.66个/m2小于直孔掏槽的炮孔密度拟合值4.88个/m2

3 炮孔密度影响因素分析及优化

3.1 普通爆破的炮孔密度

从以上5个特征维度的炮孔密度拟合直线可知,普通爆破掘进方法中炮孔密度为5个/m2,主要原因如下。

1)岩石爆破机理的影响。岩石爆破时,从药包中心向外延伸依次为粉碎区、裂隙区和震动区[20-21]。所以适当降低炮孔间距提高炮孔密度,利于降低大块率,提高爆破效果。

2)传统工艺的影响。早期爆破岩巷掘进中,由于爆破技术较差,为了达到一定爆破效果,只能通过多打孔实现。后期掏槽技术进步,设备先进化水平提高,打孔数目却没有相应减少,依旧维持早期炮孔密度水平。

3)掏槽形式的影响。收集数据中大多数工程为直孔掏槽与斜孔掏槽,很少使用混合掏槽技术。单一的掏槽形式均存在缺陷,无法结合二者优势,使掏槽孔发挥最大作用。

3.2 炮孔密度优化措施

根据炮孔密度影响因素的分析,得出优化炮孔密度需要改进爆破技术与掏槽形式。本节提出采用切缝药包爆破技术与二阶二段掏槽爆破技术,以实现炮孔密度的优化。

1)切缝药包爆破技术。切缝药包定向断裂控制爆破技术是人工制作设有不同形状和角度切缝的切缝管并装药爆破,利用切缝改变爆炸应力场的分布,结合爆生气体对炮孔壁的准静态作用及尖劈作用,从而实现定向控制岩石介质开裂方向的目的。切缝药包爆破时,利用切缝管切缝改变了炮孔壁附近爆炸应力场的分布,从而使切缝方向炮孔壁在爆炸起始时期产生应力集中,在切缝方向炮孔壁产生预裂纹,而后在爆生气体的作用下,预裂纹延伸扩展达到定向断裂的目的。可以保护非切缝方向的炮孔壁,并增强对切缝方向炮孔壁的破坏作用。

2)二阶二段掏槽爆破技术。二阶二段掏槽技术主要从时间和空间2个方面考虑,时间即起爆时差,空间即空间位置分布。在岩巷爆破施工中,按照炮孔深浅将掏槽区域内岩石划分成2个台阶,此为“二阶”。雷管一共有5 个段别,掏槽孔通常占有 2 个段别,即一段和二段毫秒延期电雷管,此为“二段”。 对于二阶掏槽爆破而言,中心孔爆破后所产生的裂隙区,相当于进行预裂爆破,并且爆后中心孔会扩大,此时中心孔的弱自由面效应、应力集中效应、空间补偿效应以及裂纹扩展贯通的导向作用比一阶掏槽爆破时更为强烈,有利于提高掏槽爆破效率。

4 现场试验

4.1 工程概况

阳煤集团五矿某高抽巷,井下位于南翼。巷道设计长度为1 180 m,主要为邻近工作面开采期间抽放邻近层瓦斯。该巷在岩层中掘进,巷道围岩稳定,岩石普氏系数为6~7,巷道为矩形断面,采用锚网支护,净宽×净高=3.6 m×3.0 m。

4.2 原爆破方案及其爆破效果

4.2.1 原爆破方案

原方案采用垂直楔形掏槽,掏槽孔的深度为2 m,其余炮孔深度均为1.8 m,全断面炮孔数量为44个,总装药量为28.8 kg,分3段装药,采用正向连续柱状装药结构,全断面一次起爆。炮孔布置如图7所示,爆破说明书见表2。

图7 原方案炮孔布置
Fig.7 Layout of blasthole of original scheme

表2 爆破说明书
Table 2 Blasting instructions

炮 孔炮孔编号数量/个炮孔深度/m炮孔角度/(°)水平 垂直装药量/卷每孔装药量/kg封泥长度/m联线方式起爆顺序掏槽孔1~662.076904.0 4.8辅助孔 7~1261.890904.0 4.8周边孔13~44321.893933.019.2≥0.5大串联ⅠⅡⅢ

说明:采用三级煤矿许用乳化炸药ø35 mm×200 mm,质量200 g/卷,可根据现场实际情况适当增减炮孔数目及装药量的10%。若岩性变化,及时调整爆破参数。

4.2.2 爆破效果

通过现场调研发现,原爆破方案(炮孔密度4.6个/m2,取整为5个/m2)下的循环进尺为1.53 m,炮孔利用率均值为85%,炸药单耗为1.89 kg/m3。此外,从现场破岩效果可以看出,巷道成型质量较差,大块岩石数量较多。

4.3 炮孔密度优化方案及爆破效果评价

优化后的爆破方案(采用二阶二段掏槽技术与周边眼切缝药包爆破技术):一级掏槽孔6个,孔深2.2 m,与工作面夹角74°,间距550 mm。二级掏槽孔4个,孔深2 m,与工作面夹角79°,间距700 mm。中心孔2个,为垂直于工作面的直孔,孔深2.2 m。其余炮孔孔深为2.3 m,周边孔间距500 mm,全断面炮孔数目为40个,总装药量为24.4 kg,分I、Ⅱ、III、Ⅳ段装药,联线采用大串联方式,正向起爆。炮孔布置如图8所示,爆破说明书见表3。

表3 爆破说明书
Table 3 Blasting instructions

炮 孔炮孔编号数量/个炮孔深度/m炮孔角度/(°)水平 垂直装药量/卷每孔装药量/kg封泥长度/m联线方式起爆顺序一级掏槽3~862.274904.55.4二级掏槽9~1242.079904.03.2中心孔1~222.290902.00.8辅助孔13~1862.090903.03.6周边孔19~40222.093903.013.2≥0.5大串联ⅠⅡⅡⅢⅣ

说明:采用三级煤矿许用乳化炸药ø35 mm×200 mm,质量200g/卷,可根据现场实际情况适当增减炮孔数及装药量的10%。若岩性变化,及时调整爆破参数。

图8 优化后方案炮孔布置
Fig.8 Layout of blasthole of optimized scheme

优化后爆破方案取得爆破效果如下:

炮孔密度/(个·m-2)4.2单循环进尺/m1.9炮孔利用率/%95总装药量/ kg26.2炸药单耗/(kg·m-3)1.59

优化后方案炮孔密度从4.6个/m2降低到4.2个/m2,降低10%,单循环进尺从1.53 m提高到1.9 m,炮孔利用率从85%提高到95%,炸药单耗从1.89 kg/m3降低为1.49 kg/m3,大块率明显降低,大块岩石减少,出矸时间也相应降低。同时周边超挖量控制在50 mm以内,围岩完整,裂隙较少。

由此可见,利用二阶二段掏槽结合周边孔切缝药包定向断裂控制爆破技术,进行爆破参数优化得到了良好的试验效果,实现了炮孔密度由5个/m2降为4个/m2

5 结 论

1)我国近40 a钻爆法掘进的煤矿岩巷中,在岩石普氏系数、断面面积、炮孔深度、炸药单耗、炮孔利用率5个特征维度下,炮孔密度呈现一定变化规律。不同特征及其不同区间的炮孔密度拟合值约为5个/m2,尚有一定优化空间。

2)现场对比试验表明,采用二阶二段掏槽结合周边孔切缝药包定向断裂控制爆破技术,可以在保证较好爆破效果的同时,使炮孔密度降低10%,即由5个/m2降为4个/m2

3)通过降低炮孔密度,优化爆破参数,可以减少打孔作业量,提高爆破效率,且能够保证爆破效果。对提高我国煤矿岩巷的快速掘进具有重要意义。

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Optimization of blasting hole density in rock roadway driving

YANG Renshu1,2,3,WANG Yue3,LIN Zhibo3

(1.State Key Laboratory of Deep Geotechnical Mechanics and Underground Engineering, China University of Mining and Technology-Beijing,Beijing 100083,China;2.School of Civil and Resource Engineering, Beijing University of Science and Technology, Beijing 100083,China;3.School of Mechanics and Architectural Engineering, China University of Mining and Technology-Beijing, Beijing 100083 China)

Abstract:In order to realize the rapid excavation of rock roadway, it is necessary to optimize the cutting structure and other blasting parameters of rock roadway blasting. On the basis of ensuring the blasting cycle footage and the surrounding quality of the roadway, it is necessary to reduce the number of full section blastholes and reduce the blasthole density. According to the data collected in the rock roadway blasting excavation site, the blasting parameters database of rock roadway excavation is established, which includes nine characteristic dimensions:construction time, mining area location, cutting mode, rock firmness coefficient, excavation section area, number of holes in the whole section, hole depth, explosive consumption and hole utilization rate. Through the linear fitting of the number of blastholes and cross-section area under the dimension of key parameters, the variation law of blasthole density of key parameters in different intervals is obtained. It is found that the blasthole density of most projects is about 5 per square meter, and there is a certain correlation between the blasthole density and various parameters. Among them, the fitting value of blast hole density of medium deep hole blasting is greater than that of shallow hole blasting; the blast hole density decreases significantly with the increase of explosive consumption; the blast hole density increases with the increase of blast hole utilization; the blast hole density of hard rock roadway is significantly greater than that of soft rock; the blast hole density of inclined hole cutting is greater than that of straight hole cutting. It is concluded that the high density of blast hole is affected by the mechanism of rock fragmentation and the limitation of blasting technology. Therefore, the improved blasting technology is proposed, that is, the second-order two-stage cutting technology and the directional fracture control technology of peripheral hole slotting cartridge. Through the field test, it is found that the directional fracture control technology of two-stage two-stage cutting and peripheral hole slotting charge can greatly reduce the blast hole density from 5 holes / m2 to 4 holes / m2, and ensure the blasting effect. It is of great significance to improve the rapid excavation level of rock roadway in China.

Key words:rock roadway; blasting driving; blasthole density; parameter optimization; slit charge; two-step two-staqe

中图分类号:TD231

文献标志码:A

文章编号:0253-2336(2021)01-0183-09

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收稿日期:2020-11-17

责任编辑:朱恩光

基金项目:国家自然科学基金重点资助项目(51934001)

作者简介:杨仁树(1963—),男,安徽和县人,教授,博士。

通讯作者:王 越(1996—),女,山东日照人,硕士研究生。E-mail:wyue209@163.com