2005年12月初，晋华宫矿机掘二区担任河南12-2301盘区2116（5116）两巷的掘进任务, 在机掘过程中，由于破顶岩石坚硬，强度高，单机日开机率平均在18小时左右，单机日进约2.5米，而且，工作面掘进时，粉尘很大，切割头喷雾装置正常喷雾洒水也难以灭尘，模糊视线能见度小于3米，且切割头处火花不断。
于是就萌发了破顶岩实施光面爆破，以解当前进度小，耗费大，作业环境差的矛盾。但由于层间距较小，上部为采空区，防止水有害气体进入下层工作面，放炮时保护顶板的完整性是爆破工程的主要技术课题。
经2006年元月开始试验，效果较好，,巷道成型较理想，顶板无明显破坏裂纹。
成功地解决了近距下层煤机掘挑顶，上部采空区、大断面、硬岩石高效掘进。06年1~11月全区创经济效益2200万元。
关键词: 光面爆破 8116工作面 工艺参数
一、立项的背景
2005年12月初，晋华宫矿机掘二区担任河南12-2301盘区2116（5116）两巷的掘进任务，巷道设计毛断面高度2.5~2.7米，煤层厚度为1.6米，12-1~12-2层现层间距为3.3~5.2米，西部直接顶为灰色细砂岩、灰白色细砂岩，岩石坚硬（F=16）强度高，中东部为灰白色细砂岩、砂质页岩互层。上部（12-1层）已采空，上、下层工作面对应布置，巷道顶板压力较大，当时我们采用的支护形式是锚栓、锚索、三腿工字钢棚联合支护。
该盘区为高瓦斯盘区，顶板局部有渗水。
在巷道开口不久，我们经过生产实践得出DOSCO LH1400掘进机只能割顶岩不能割底岩，因此挑顶掘进势在必行，而且破顶高度0.8~1.2米范围内正是顶板岩石最坚硬段。
在机掘过程中，由于破顶岩石坚硬，强度高，单机日开机率平均在18小时左右，单机日进约2.5米，完不成矿下达的生产任务，单机日耗截齿100个左右，价值2.5万元（截齿单价248元），全区两台机组日耗截齿200个，价值5万元。而且，工作面掘进时，粉尘很大，切割头喷雾装置正常喷雾洒水也难以灭尘，模糊视线能见度小于3米，且切割头处火花不断。大自然给我们技术工作者出了一道不大不小的难题，我们必须给出确实可行的施工方案和技术措施。
于是就萌发了破顶岩实施光面爆破，以解当前进度小，耗费大，作业环境差的矛盾。但由于层间距较小，上部为采空区，防止水有害气体进入下层工作面，放炮时保护顶板的完整性是爆破工程的主要技术课题。$Page_Split$
二、研究的内容及创新点
1、爆破方案的确定
从截割进度的提高，岩石破碎度大，机组材料耗费少负荷轻的角度来考虑，应采用光面压顶爆破，但保护顶板的完整性及放炮时保护工作面棚子、机组及其附属设施是必然条件，而近距离煤层开拓机掘掘进，它可以先掏煤后破顶分步进行，掏完煤后对顶岩爆破又增加了一个自由面，根据我们的爆破经验和理论推算，在这样的条件下，采取光面爆破，爆破作用指数0.75＜N＜1的爆破方案对预留顶板无大的震动，不会造成破坏，因此决定采用分段起爆控制性光面爆破，以保护顶板的完整。
炮眼布置图及爆破说明书见附图（1）后附
炮眼全部为直眼，毫秒1、3、5段全串联连续柱状装药正向起爆。其理论根据见下文分述。
爆破说明书
2、光爆理论根据讨论
在我们的爆破示意图中可见附图1和附图2，下排眼装药，为单排成组药包的共同爆破。在此爆破中，相邻两炮眼同时起爆时，当两爆炸应力波峰相遇时，，沿应力波的切线方向（垂直于两炮眼连线）存在着拉应力 ，而在垂直于切线方向上则存在着压应力 ，两波相遇产生叠加，结果在切线方向上产生合成拉力 ，根据应力波峰干扰理论，在二孔连心线两波峰相遇处产生叠加，产生二倍单孔的拉应力，首先在二孔中间拉开，并向二孔方向延伸，如果两孔距离较近，爆生气体很快沿裂纹逸散。这时其它方向上的径向裂隙得不到发展。当两孔间距很小时，爆生气体静压力作用理论认为，两孔连线向自由面方向岩石整体移动。当两孔间距过大，爆生气体压力小于炮孔连心面岩石的抗拉强度，则只形成两孔各自的应力场，而不能贯通。
光面爆破参数的确定原则是，尽量不损坏围岩，保持围岩的强度和稳定性，在保证能形成炮孔间贯穿裂缝并克服孔底岩石粘结力将岩石从岩体上分割下来的前提下，尽量减小药量，将周边孔范围内的岩石爆下来，形成规整的轮廓面。从光爆机理分析知，要将光爆层爆下来，主要与装药集中度（Q）和最小抵抗线有关；成型是否规整主要与最小抵抗线（W）炮眼密集系数（m= )和孔间距（E）有关。减小围岩松动，保留半孔痕与不偶合系数（K）有关。
3、光爆参数的拟定
A、岩体光爆单位耗药量 和最小抵杭线（W）估算：上述装药量集中度（Q）是对空气间隔装药和专用光爆而言，由于我们生产作业功效、时效和经济效益所限，我们采用 ?40钻孔，?35三级煤矿许用粉状乳化炸药，连续柱状装药来实现工作面顺槽巷挑顶光面爆破。因此计算Q值无实际意义。
综合各种因素，我们采用爆破作用指数0.75＜n＜1 这时爆破药包的装药量：
Q= q·c·gd·f(n)W3
其中： q ——爆破单位岩体所需装药量，取 q =2.5Kg/m3
C ——爆力系数C= = =1.2727
d ——岩石系数，装药量已考虑，取d=1
g ——堵塞系数，取g=1.05
f(n)——爆破作用指数的函数，f(n)=0.4+0.6n3
f(n=1)=1, f(n=0.9)=0.4+0.6 n3=0.8374
W ——最小抵抗线,取W=0.6 m,
则：标准漏斗爆破的药包装药量，
Qb＝2.5×1.2727×1×1.05×1×0.63=0.7201(㎏)
弱装药, n=0.9时的装药量Q n
= =0.8374
Q n= Qb×0.8374=0.6030
实际单位装药量 (断面宽5.9,岩层厚1.2,炮眼深1.2)
q= =1.0946㎏/ m3
计算值单位装q = =1.2947㎏/ m3
B:爆破阻抗区配的单位装药量
根据 q =
其中： po—— 岩石密度：取2.5×103㎏/ m3
cp——岩石纵波波速取3.3×103㎏/ m3
Qv——炸药的爆热取3497kJ/㎏
计算得： q ＝0.6906(㎏/ m3)
C:考虑地震波对围岩引起破坏的装药量和单位装药量.
根据公式Vmax= （ )a (cm/s)
式中：Q=爆破的总装药量 ㎏
r——距爆心的距离 m，取r =3 m
n——雷管延期段数，对分段爆破N=1
a——衰减指数a=2
K——地振作用系数K=400
Vmax——质点最大振速，取 Vmax=100cm/s时不会引起岩层较大破坏
其中r的取值我们是这样考虑的，根据我们以往的爆破经验（大药量、分段深孔全断面一次爆破）爆破地震波对岩层引起的破坏反映在自由面上，爆破成型顶板自由面破坏很小，一般在0.3米以下，而上自由面（距爆源几米或数十米）破坏较严重，最大破坏尝试可达2米。为此，我们考虑在爆源上部3米处的质点（距上层面约0.5米处）振速来计算比较切合实际.
另外,根据岩体中应力场理论自由面对应力场的影响可知,随着自由面的增加根据主应力 б =(1+ )(三个自由面时),知;引起岩石破坏的 相对减小,或能量的充分作用.
我们的光爆,不少于三个自由面(包括顶板上部采空区)因此,我们推断,利用上述地震波对围岩引起的破坏计算所得的最大总装药量数字比较实际
则有:100= ( )
整理得:Q= r3
最大装药总量Q（r=3）=3.375(㎏)
最大单位装药量: q = =0.9973(㎏)
D、爆破段装药量炮眼布置、炮眼间距、单位装药量和最小抵抗线的确定
由上述计算可知，我们按最小抵抗线计算的单位装药量 q 值上偏，按阻抗匹配原则来说，多余的药量只能反映在爆破抛掷 破碎度上，或加重对顶板围岩引起破坏。与此同时在考虑爆破对顶板引起破坏的前提下，将按最小抵抗线估算的单位装药量下调确定。
在破岩厚度1.2米断面宽5.9米,炮眼深度定为1.2m时每眼装药量0.5㎏,下层两边眼0.4㎏
这时:单位装药量: q = =1.0946(㎏/ m3)
爆破分段布置:最小抵抗线W取0.6米
毫秒1段总药量Q1=6×0.5+0.4=3.4㎏
毫秒3段总药量Q3=5×0.5+0.4=2.9㎏
毫秒5段总药量Q5=6×0.5=3㎏
炮眼布置:上下两排炮眼各分眼分别布置在互相之间的应力降低区,以求保护后爆孔的完整和较好的破碎效果。
根据m= ，有爆破理论推导，在一般情况下m=0.8~1
岩石节理发育, m大致接近0.5
岩石较完整开挖跨度大, m≤0.8
岩石坚硬,跨度小,可增致1.0左右,
近年来有爆破理论认为m=0.8~1.2而我们挑顶岩层为灰白色细砂岩,岩石坚硬因此我们暂确定炮眼间距E=0.7 m,这时m= = 0.7/0.6 =1.167
E、不偶合系数验算
根据:K= ≥
K——装药不偶合系数
dH——炮孔直径（㎜）dH=40
dc——药卷直径（㎜）dc =35
n——爆轰产物与炮孔壁碰撞时反射压力为入射压力的n倍（n=8~11）取n=10
po——装药密度g/cm3,取po=0.7656
D——爆速、m/s取D=4000
kb——为体积应力状态下岩石抗压强度增大系数，取10
σc——岩石单轴抗压强度pa, σc=1.6×106
计算得：不偶合系数K = ≥0.957，成立，即不会出现间隙效应.
而爆破理论认为1.122＜K＜3.71时会出现间隙效应,我们的K= =1.1429,在下限边缘.
近年来,光爆切缝钻孔时1.32＜K＜1.78.
在实际施工中,由于钻眼岩粉泥存于炮眼下边缘,因此装药间隙还会减小,推断不会出现间隙效应.
4、创新点
（1）、在上部为采空区且预留顶板为3~4米，掘进破顶岩石坚硬的情况下，大胆细心以严谨的科学态度解决生产中的难题，开创机掘普掘综合利用的快速安全掘进。$Page_Split$
三、在现场中的应用与存在的问题
1、钻具、爆破器材材料及起爆说明
起爆器： MFB—100电容式发爆器；
电爆网络：全串联电爆网络；
雷 管：毫秒（1、3、5段）电雷管、同煤集团化工厂生产；
炸 药：三级煤矿许用粉状乳化炸药，同煤集团化工厂生产；
殉爆不小于50mm，猛度：不小于10mm，作功：不小于220ml；
规格： 35×100
钻眼工具：7655式风动凿岩机；
钻孔直径： 40
起爆说明：三段（毫秒1、3、5段）一次正向起爆，反向起爆虽然爆破效果好，但无明确提出，爆破安全得不到保障，而对于我们的爆破工程，正向起爆较符合实际。
2、实践总结：根据日常实践观察、统计、作出爆破参数表仅供参考
①、当岩石坚硬、层理不发育时：M = 在1.2左右。
当岩石坚硬层理发育时,m值在1.8左右。
②、当岩石坚硬,E值、W值都大时，光爆不成功。
③、当岩石中硬 ，层理较发育m值范围：1.5~2。
④、爆破抛掷距离随大块的增加而增加。
⑤、E值和W值较小时光爆效果好。虽然我们的光爆工程质量不高，但适用于工作面顺槽巷。
3、光爆应用
经2006年元月开始试验，效果较好，无大的抛掷爆破现象，巷道成型较理想，只要周边眼打好，顶邦半孔痕（炮眼）清晰可见。顶板无明显破坏裂纹。
在我们所处条件下想提高生产效率，提高茬进不可取，可采取小茬进、多循的方法比较合理，06年1月~9月，月生产进尺最高达233米。成功地解决了近距下层煤机掘挑顶，上部采空区、大断面、硬岩石高效掘进。06年1~11月全区创经济效益2200万元。
考虑到炸药效能的充分利用和对顶板的震动作用我们一般情况下采取小茬进，多循环的方法来提高班进度。预留顶板厚度超过3.0米，且结构稳定时采用。施工队组必须随时掌握工作面岩性变化和顶板压力情况，以便及时调整爆破参数。
关于炮眼密集系数，单从光爆效果来说，K值应取下限即K=1.0~1.3时光爆效果最好，这时炮眼密度变小浪费工时，或者最小抵抗线W值加大，爆破对顶板的震动破坏性加强。K值大于1.3时，光爆效果稍差，但仍能满足工程质量要求，但少占眼节约工时生产效率较高。
在我们讨论的光面爆破中，并没有高深的理论，也许存在错误或缺点，衷心希望各位专家、同仁指点迷径，但在我们实施的爆破工程中，我们深刻体会到、精细出成绩，细节定成败。
4、存在问题
①、目前的矿用乳化炸药不适用于硬岩（f=16以上）爆破致使我们的单位耗药量增加，出现残孔。
②目前矿用三级煤矿许用乳化炸药（ 35×200），在通用7655风钻打眼（ =38~42）装药时，7卷药出现间隙 效应。
③、施工中遇K值上限时，由于个别炮眼装药、封泥等问题，导致局部光爆不成功。
经济效益与社会效益全区两个生产队的2116巷与5116巷现在光爆+机掘已成为我们的正式作业方法。从进入巷口开始到打完边切巷，生产效率逐月上升；经济效益累计可观；安全生产日趋完善；而且在很大程度上优化了作业环境，可体现在以下几点优势：
①、单机日进从机组全割煤岩的日进2.5米提高到光面爆破加机组综合作业的日进7.7米,2006年3月份到2006年11月(8116面开拓结束),每月超额完成矿下达的生产任务。
②、DOSCOLH1400机组从长期重负荷作业变为巷道修边、割煤，装岩装煤轻负载作业，也在很大程度上节约了零配件消耗和各种油的消耗，大大地延长了机组的使用寿命。
③、仅截齿消耗量从5个/m3降为0.397个/m3 ，全区每天节约截齿费约7万元，全区06年1月——11月，8116面开拓结束，可节约截齿费用2200万元，（考虑风动件消耗）详见截齿、风动件+截齿对比经济效益计算表。
④、作业环境从粉尘弥漫，呼吸困难睁不开眼变为长时间空气新鲜，湿润、少粉尘，大大地消除了尘肺病隐患，很受广大干部员工的赞赏。
⑤、保证了我区在困难环境下全年超额完成生产任务；解决了我矿采掘衔接紧张的问题；在很大程度上优化了机掘工作面作业环境，开创了机掘普掘综合利用安全高效掘进法。
五、推广应用前景
随着社会生产力的高速发展，全国煤炭行业、同煤集团以及晋华宫矿逐渐以机掘取代普掘，就晋华宫矿而言，过河7#层、8#层、南山9#层、大井河南15#层的开拓不同程度的均为半煤岩掘进；单一的普掘生产效率低，适应性差,钢丝绳产生火花的安全隐患等问题极待解决，因此研究综掘加精准的控制爆破的综合利用，形成快速、安全、高效、优化作业环境就显的尤为重要。
