2中深孔三小一次爆破试验技术报告Word下载.docx
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近几年来，以单仁亮教授为首的中国矿业大学（北京）岩巷掘进科研小组研究开发了一种高效的准直眼掏槽方式，并已在全国10多个矿区得到了非常成功的应用。
2.1.1斜眼掏槽
斜眼掏槽方式中炮眼与工作面的夹角一般为600～750。
此种掏槽方式适应性好，可靠性高，在各种岩石条件下均能获得较好的掏槽效果，能将槽腔内破碎的岩石部分或全部抛出，为崩落眼爆破创造有利的条件，在我国大多数矿山的岩石井巷掘进爆破中使用最为广泛。
但是，掏槽炮眼倾斜较大，槽底的孔距过小易穿孔；
相邻崩落眼孔口与孔底抵抗线差值过大，易形成岩石未爆区，如图2-1所示，影响其掏槽效率；
岩石的抛掷距离较大，极易损伤设备和支护，也给装岩带来一定麻烦。
此外，炮眼深度受巷道宽度的限制，难以应用在小断面，难以实现中深孔爆破，难以组织多台凿岩机平行施工。
图2-1楔形掏槽特点示意图
2.1.2直眼掏槽
直眼掏槽方式中炮眼轴线与工作面垂直，常规的直眼掏槽形式如图2-2所示。
此种掏槽方式，如果炮眼深度改变时，掏槽布置可不变，易于工人掌握和实现多台凿岩机平行作业及钻眼机械化；
并且炮眼深度不受巷道断面大小限制，有较高的炮眼利用率，全断面巷道爆破下的岩石抛掷距离小，爆堆集中，不易崩坏巷道内的设备和支架。
因此，中深孔爆破中经常采用直眼掏槽方式。
尽管直眼掏槽方式有以上优点，但是直眼掏槽不是以工作面为自由面，而是以中心空眼作为自由面和破碎岩石膨胀的补偿空间，因此，空眼的大小、数量和位置，以及炮眼间距和平行度等均对掏槽效果有重要影响。
此外，直眼掏槽所需的炮眼数量多、槽腔小，炸药消耗量大。
图2-2常用的直眼掏槽形式
2.1.3准直眼强力掏槽
为了提高掘进速度，隧道或井巷爆破中炮孔深度有不断增加的发展趋势，在矿山岩石巷道中深孔爆破中采用直眼掏槽技术，但直眼掏槽的钻孔数量多，为其它后续炮孔提供的补偿槽腔小，且要求钻孔质量高，炮孔参数的控制严格，工艺和技术都比较复杂，实际爆破施工过程中带有较大的经验性和随意性，常常造成掏槽失败。
国内外在中深孔掘进爆破中，直眼掏槽虽已取得不少成功经验，但大多限于工艺试验研究，还没有较为完整的理论来说明这些成功经验的物理本质。
因此当施工条件、岩层性质、炮孔孔径、深度、炸药品种等变化时，直眼掏槽参数的选取往往具有盲目性，需要较长的工艺摸索时间，造成浪费。
因此，以单仁亮教授为首的中国矿业大学（北京）岩巷掘进课题组在分析了现有的掏槽方式的掏槽机理及其各自的优缺点，总结了现场的施工特点和经验，创造性地提出了准直眼强力掏槽爆破技术，为岩巷中深孔爆破和快速施工提供了有力的技术保障。
准直眼强力掏槽方式是结合了直眼掏槽和楔形掏槽各自的优点，采用合理的时间间隔进行分层分次掏槽的综合性掏槽技术。
准直眼强力掏槽中所有炮孔采用同等深度，主掏槽孔微倾斜（近似为直眼），孔底间距大，配合中心直眼，采用合理时间间隔进行分层分次爆破，从爆破机理上讲，它涉及到多孔爆破漏斗理论同时也涉及到自由面对爆破漏斗的作用理论。
（1）准直眼强力掏槽图解
准直眼强力掏槽图解如图2-3所示。
在准直眼强力掏槽中，1-6号孔为主掏槽孔，近似的直眼，即微倾斜孔，它们与工作面的夹角为75～850；
中心7-8号孔为直眼，称为中心次掏槽孔，下部装药，上部为空孔。
中心次掏槽孔深度可以与主掏槽孔相同，也可比主掏槽孔深度略深20cm左右。
炮眼装药时，主掏槽孔为主炮眼，装70％左右的炸药，中心次掏槽孔装20％左右的炸药。
爆破中1-6号主掏槽孔先于7-8号中心次掏槽孔起爆。
1-6号起爆时，7-8号孔的上部相当于2个空孔，为1-6号孔爆破提供了一定的自由面和补偿空间；
起爆后，1-6号孔的装药将对它所包围的岩体进行破碎，且利用炮孔轴线与自由面斜交的自由面将靠近自由面的岩石抛出，只剩下下部有一部分的岩石抛不出去，但这部分的岩石在爆炸作用下将受到损伤，其中的节理、裂隙会得到扩展，且为7-8号孔下部装药爆破提供了自由面和有利条件。
1-6号孔爆破后如图2-3c所示。
（a）掏槽炮眼平面布置图（b）掏槽剖面图（c）1-6号孔爆后图（d）7-8号孔爆后图
图2-3准直眼强力掏槽图解
7-8号孔爆破为双孔爆破漏斗作用，它不仅将1-6号孔没有爆出的岩体破碎，而且还可以将1-6号孔已破碎但未抛出的碎渣抛出，形成我们所希望达到的深度和大小的槽腔，7-8号孔爆后如图2-3d所示。
从我们生产试验来看，这种掏槽方式的掏槽效率能达到设计深度的95%以上，且适应性很强，只要对岩性了解，适当调整炮孔参数、槽腔大小和装药单耗，效果均能达到。
目前，由于广大矿山在浅孔爆破中均采用楔形掏槽方式，工人对楔形掏槽比较熟悉，本掏槽方式的布眼与楔形掏槽类似，合乎他们的习惯，很容易被工人掌握。
（2）准直眼强力掏槽的优点
准直眼强力掏槽的优点在于：
充分利用了炮孔，在主掏槽孔1-6起爆时，充分利用中心次掏槽孔7-8上部未装药的空孔效应，增强了第一次爆破效果，没有“浪费”炮孔，因此可以更有利于提高炮孔利用率；
与直眼掏槽相比，减少掏槽眼数量，扩大槽腔体积，为后续炮孔爆破提供更大的自由面和补偿空间；
孔底间距较大，不会出爆破压死现象；
准直眼微倾斜，充分利用了工作面提供的自由面，增强了爆破效果，同时其倾角比楔形掏槽的小，全断面巷道爆破时的岩石抛掷距离小，爆堆集中不易崩坏巷道里的设备和支架等。
准直眼强力掏槽充分结合了直眼掏槽和楔形掏槽各自的优点，准直眼强力掏槽中所有炮孔可以采用同等深度，中心直眼与准直眼配合，采用合理时间间隔进行分层分次爆破，易操作、效率高、成本低。
2.2周边眼爆破设计
周边眼光面爆破有许多优点：
巷道成型规整，减少掘进超欠挖量；
巷道围岩受爆破震动小，保持了围岩的完整和稳定，有利于锚喷支护；
减少炸药消耗量，降低成本。
因此，本次试验周边眼采用光面爆破技术。
光面爆破时，相邻炮眼间形成贯通裂缝并将岩石从岩体中分离，这是应力波和爆生气体共同作用的结果。
由于应力波在岩体中传播的速度远远高于其产生裂纹的传播速度，所以当应力波越过裂纹尖端后，应力波产生的径向裂纹在爆生气体的准静态压力所产生的膨胀作用下进一步扩展。
应力波自中心径向传播时，遇到辅助眼爆破产生的自由面反射成拉伸应力波，由于岩石抗拉强度较低，岩石发生拉断破坏，使得岩石从在自由面拉断破坏。
周边眼孔距E和抵抗线W是光爆的两个重要参数，其比值M=E/W、炮眼密集系数的设计应遵循一些原则。
（1）两相邻孔产生的应力波相遇造成初始裂隙之后，应力波才能到达抵抗线边缘。
考虑到雷管本身的误差以及起爆时差，实际中不可能做到两孔同时起爆，有时要靠先起爆的孔来完成，所以一般软弱岩体、中等坚硬岩体和比较坚硬岩体，孔距通常小于或等于抵抗线厚度。
（2）两相邻孔在裂隙贯通之前，应力波应到达自由面，并产生拉伸应力波。
炮眼密集系数不能太小，以保证两孔裂隙贯通前，炮孔到自由面方向的岩体已经受到一定程度的破坏。
孔距和抵抗线之间的关系，依岩性不同而变动，同时也受炮眼深和装药结构等因素的影响。
2.3崩落眼爆破设计
崩落眼眼一般垂直工作面，以掏槽眼的槽腔为自由面层层布置，并均匀地分布在被爆岩石内，以保证爆破崩落的岩石均匀为装岩创造有利的条件。
崩落眼应最大限度为周边眼的光面爆破创造条件，即提供抵抗线大致相等的光面爆破层。
实际崩落眼布置时，根据断面大小和形状调整最小抵抗线和临近系数，一般临近系数在1.2以上，眼间距600~700mm。
2.4一次起爆
目前我国煤矿井下岩巷施工大多采用钻眼爆破法，并且由于炮孔数目多，爆破设计施工不当，发爆器能力有限等原因，全断面装药一般分几次放炮，严重影响工人地身心健康，限制了施工速度，并且存在安全隐患。
本次试验使用强力200发爆器；
使用准直眼掏槽减少掏槽孔数；
使用大孔距小抵抗的方法布置崩落眼，减少崩落眼数；
并根据我们的实验室实验结果，采用密集系数为1的方式布置周边眼降低周边孔数，最终使全断面炮孔大为减少，使一次爆破称为可能。
一次起爆可以降低炮孔数量、炸药总消耗，缩短了放炮和通风的时间，提高了工时利用率，缩短了循环作业时间，提高掘进速度。
实现全断面一次爆破时，应注意以下事项。
（1）装药时，为了防止丢炮现象，要使用同厂、同批生产的雷管，检查所有雷管的电阻值，阻值控制在
0.3Ω以内。
（1）全断面采用串连联线方式。
（2）每次在放炮网络连接前，必须对母线做一次检测，保证母线电阻稳定、合理，否则可能有接地、接水等现象。
（3）每个雷管脚线都要拉开拉直，每个接头都不能接地、接水，接头上方也不准有滴水；
雷管串联后的头、尾与母线必须接紧接实，并离开地或水。
（4）整个放炮网络连接完毕后，使用电爆网络测试仪进行网络电阻测试，电阻值应接近雷管和母线总电阻的估算值；
如果电阻值过大、过小，或不稳定，需到网络中查明原因。
（5）发爆器充电时，充电时间应根据说明书和实际炮眼数进行控制。
3工程概况
本次试验地点，中煤一公司选在31处赵楼项目部。
赵楼煤矿在山东省菏泽市郓城县南赵楼乡，位于巨野煤田的中部，北距郓城县城24千米，东距巨野县城13千米，井田面积145平方千米，地质储量10.76亿吨，可采储量2.54亿吨。
兖煤菏泽能化有限公司承担开发赵楼煤矿，菏泽能化公司由兖矿集团、山东煤田地质局、济南煤矿设计院三家股东投资，兖矿控股。
赵楼矿井设计年生产能力300万吨，矿井服务年限60.1年，矿井开采前期采用中央并列通风，主井和副井井筒进风、风井回风。
矿井采用主、副、风三个立井开拓。
矿井冲击层为黄河冲击沉积物，厚度471米，主要由粘土、砂质粘土、细砂、粉砂、粗砂组成，各类砂层占整个地层的比例约为40％，砂层含水中等至较强。
井筒揭露基岩449米，地层为泥岩、粉砂岩、细砂岩、中砂岩、粗砂岩、灰岩等，含水性较强，裂隙高度发育。
赵楼项目部承担部分巷道工程的施工，试验所在巷道为一采区轨道下山和南部运输大巷及其联络巷，它们的具体工程概况如下。
3.1一采区轨道下山的工程概况
（1）巷道位置
表3-1一采区轨道下山位置
水平名称
-860水平
单位工程名称
一采区轨道下山
地面标高（m）
+45.0
井下标高（m）
起点：
-857.597
终点：
-960
地面的相对位置及建筑物
地面相对位置位于035省道和康垓村的南侧，地面为农田，无地表水及建筑物。
井下位置及掘进对地面设施的影响
该巷道位于副井西辅助运输大巷南侧、平行于辅助运输大巷，施工对地面无任何影响。
巷道方位
西东向90°
（2）巷道的技术特征
试验所在的巷道为一采区轨道下山，此巷道作为赵楼矿井一采区的主要运输系统，设计长度1542米，坡度5度。
此巷道服务年限15年，预计在2009年3月竣工。
巷道断面特征见表3-2。
表3-2一采区轨道下山上断面特征
巷道名称
断面形状
支护形式
毛宽
（mm）
毛高
净宽
净高
毛断面积
（m2）
净断面积
轨道下山
直墙半圆拱
锚网索喷
4840
4020
4600
3900
16.94
15.67
（3）地质条件
此巷道穿越的岩层由上到下依次为粉砂岩、细砂岩、泥岩、粉砂岩，岩层结构简单。
详细信息参见表3-3，岩层柱状图。
表3-3岩层柱状图
①粉砂岩：
f=2～3，平均厚约23m，黑灰色。
②泥岩：
f=5～6，平均厚约3m，灰黑色。
③粉砂岩：
f=3～4，平均厚约16m，灰白色。
④泥岩：
f=2～3，平均厚约7m，黑灰色。
本区瓦斯含量普遍偏低，瓦斯相对含量0.003m3／吨，在施工过程中以防止瓦斯集聚为重点。
煤尘：
煤尘爆炸指数一般在36～42%之间，各煤层均有煤尘爆炸危险性
煤层自燃倾向：
各煤层着火温度在329—374℃之间，还原样与氧化样着火点之差为4～34℃，2号煤层属自燃～容易自然发火煤层，三号煤、六号煤属不易自燃～自燃发火煤层。
地温：
本区的年恒温带为：
50～55m，温度18.2℃，在恒温带以下，温度随着深度的增加而逐渐增高。
非煤系地层，平均地温梯度1.85℃/100m，煤系地层平均地温梯度2.76℃/100m，全区地温梯度1.51～2.92，平均2.20℃/100m，-857.597至-960水平的岩体温度应为35℃左右。
属二级高温区，需要采取有效的降温措施。
巷道所在区域构造水文地质条件较简单。
巷道预计掘进过程中预计将揭露几个小断层：
预计断层倾角＜70°
，H=12m及倾角＜45°
，H=19m。
施工时观察施工情况，在过断层期间对顶板管理和水处理另编制专项措施，保证安全施工。
巷道预计掘进过程中无较大含水层，在掘进中可能有淋水，但对施工影响不大，施工迎头的积水靠自流排水到水沟流入临时水仓，提前做好排水沟挖砌等疏水工作。
3.2南部辅助运输大巷的工程概况
表3-4南部辅助运输大巷位置
-860水平
南部辅助运输大巷
FX7-859.117
-856.519
该巷道位于副井井底西马头门以西，施工对地面无任何影响。
东西向270°
南部辅助运输大巷为主要开拓大巷，满足整个矿井通风、运输、行人、排水，设计长度861.047米，坡度3‰。
南部辅助运输大巷的毛宽5300mm，毛高4600mm，穿过它的一条联络巷的毛宽5100mm，毛高4000mm。
两条巷道断面都为直墙半圆拱形，采用锚－网－索－喷支护形式。
（2）地质条件
该巷道穿越的岩层由上到下依次为中砂岩、三煤、细砂岩、泥岩、细砂岩、粉砂岩、泥岩中，岩层结构简单。
①中砂岩：
f=5～7，平均厚约11m，灰绿色。
②三煤：
f=2～3，平均厚约5.77m，黑色。
③细砂岩：
f=5～6，平均厚约23m，灰白色。
f=3～4，平均厚约8.19m，黑色。
⑤粉砂岩：
f=2～3，平均厚约4.7m，深色，灰白色。
瓦斯：
煤尘爆炸指数一般在36～42%之间，各煤层均有煤尘爆炸危险性。
非煤系地层，平均地温梯度1.85℃/100m，煤系地层平均地温梯度2.76℃/100m，全区地温梯度1.51～2.92，平均2.20℃/100m，-860水平的岩体温度应为35℃左右。
南部辅助运输大巷构造水文地质条件较简单巷道预计掘进过程中将揭露康垓断层：
该断层走向NE53°
，倾向143°
，倾角45°
，H=23m，施工至今断层已经揭露。
再向前施工将揭露3煤，由于3煤含瓦斯，接近3煤时要加强观测进行探放瓦斯，随时观察施工情况。
该巷道预计掘进过程中无较大含水层，揭露3煤顶板细砂岩时，可能有淋水，但对施工影响不大，施工迎头的积水靠自流排水到水沟流入临时水仓，排水沟挖砌等疏水工作已经列入规程。
4施工方案设计
4.1原施工方案
4.1.1一采区轨道下山原施工方案
（1）施工方法
一采区轨道下山采用普通钻爆法爆破，预留光爆层分次爆破的光面爆破技术。
采用正台阶分层的施工方法，施工过程中台阶长度控制在4-8m，台阶以上净高度不得小于2200mm。
施工顺序，自西向东，方位900，坡度5°
下山施工499m。
在下山掘进期间，每40mm，掘设一躲避洞，躲避洞净尺寸宽×
高＝2m×
2.4m，喷浆厚度100mm。
（2）凿岩方式
本规程所施工的巷道均采用钻爆法破岩。
打眼机具采用7655型风钻，安注顶部锚杆、锚索时使用MQT—120型锚杆钻机。
凿岩施工，先将中线引至掘进工作面，找出巷道起拱线及圆心，画出巷道轮廓线，由班长、验收员按爆破图表要求点出眼位，并用炮泥标记。
工作面准备3部风钻，钻眼时严格执行定人、定钻、定眼位、定孔数、定质量的“五定”制度。
操作人员必须集中精力，钻眼方向与巷道方向保持一致。
多台凿岩机同时作业时，杜绝上、下交叉，防止断钎伤人。
（3）爆破作业
炸药、雷管使用煤矿许用乳化炸药、毫秒电雷管1—5段。
总起爆时间不得大于130毫秒。
装药结构采用正向装药结构，起爆使用MFB—150型发爆器。
采用分次装药分次爆破，严禁一次装药分次爆破。
联线方式为串联联线。
作业规程中爆破方案（见图4-1）中，掏槽为炮孔与工作面夹角较小的楔形掏槽，周边光面爆破，全断面共布置炮眼69个，分上下台阶爆破施工。
而在实际的打眼中，通常在掏槽眼外围左右各加2个辅助掏槽眼，共73个眼左右。
有时采用全断面一次打眼，正向装药，两次连线放炮的方式。
（4）支护
巷道临时支护采用吊挂前探支架做为临时支护。
用不小于φ3吋厚壁钢管制作，长度不小于4m，相邻两条的间距为锚杆间距，前探梁用金属锚杆和吊环固定，吊环形状为梯形，采用φ18mm螺纹钢制作，采用22mm直径锚杆配套螺母与顶板锚杆连接，每根前探梁不少于2个吊环，锚固力不小于120kN/根，前探梁上方用四块规格为：
长×
宽×
厚=1200×
150×
120mm小板梁接顶。
永久支护，该巷道支护均采用锚－网－索－喷支护，支护材料为高强预应力锚杆，Φ6.5mm钢筋制作的经纬网，喷射混凝土（水泥、石子、中粗砂子）强度等级C20，锚杆间排距均为800mm，喷浆厚度120mm。
图4-1轨道下山爆破图
（5）装运岩（煤）方式
巷道掘进施工中，用P-90B型耙装机装岩，耙装机回头轮的固定位置应高出岩堆0.8～1.0m以上，回头轮挂在锚桩上，锚桩采用钢轨橛子，长度0.8—1m，耙装机用四个卡轨器固定牢固。
运输方式，施工中采用1.5吨标准矿车运输，斜巷采用绞车提升后用蓄电池电机车运输。
（6）设备及工具配备
表4－1设备及工具配备
序
号
设备工
具名称
型号规格
单位
数量
备注
1
局部通风机
FBDNo.6.3/30×
2
台
耙装机
P-90B
3
风钻
7655
部
4
备用1部
锚杆钻机
MQT-120
5
除尘风机
6
喷浆机
转IV
7
风镐
8
风泵
9
电机车
5.0T
（7）施工组织
一采区轨道下山采用“三八”制组织生产，“两掘一喷”作业方式，支护采用锚网喷方式，作业循环见表4-3。
表4-2技术经济指标表
序号
项目
单位
指标
备注
1-1断面
每循环在册人数
人
17
每循环出勤㎡人数
14
出勤率
%
85
循环进尺
m
1.7
效率
m/工
0.09
月循环次数
次
54
按30天/月计算
月进尺
80
循环率
90
炸药消耗
kg/m
22.4
10
雷管消耗
个/m
57.2
11
锚杆消耗
套/m
15
12
金属网消耗
片/m
7.7
13
水泥消耗
t/m
1.07
砂消耗
m3/m
1.61
石子消耗
1.72
表4-3循环作业图表
作业工艺流程通常如下：
检查工作面→支护巷道拱部→打上部眼→出矸→打下部眼→支护巷道帮部→第一次装药、联线→放炮→通风→检查工作面→第二次装药、联线→放炮→通风→检查工作面→支护巷道拱部→打上部眼。
掘进班在交接后按照正常工序是从出矸开始的。
巷道围岩在正常情况下，炮眼深度平均1.8米，循环进尺1.2～1.6米，循环进尺与打眼质量有很重要的关系，掏槽眼的角度和深度，其它眼的深度都影响着进尺，因此实际月进尺70米左右。
4.1.2南部运输大巷及其联络巷的原方案
南部运输大巷及其联络巷在施工方法、凿眼方法、支护、装运方式、设备及工具配备和施工组织与一采区轨道下山是相同的，只是在爆破设计上不同。
该巷道采用普通钻爆法爆破，预留光爆层分次爆破的光面爆破技术。
一采区轨道下山采用“三八”制组织生产，“两掘一喷”作业方式，支护采用锚-网-索-喷方式，作业循环、设备及工具配备参看一采区轨道下山图表。
图4-2轨道下山爆破图
作业规程中爆破方案（见图4-2）中，掏槽为炮孔与工作面夹角较小的楔形掏槽，周边光面爆破，全断面共布置炮眼103个，分上下台阶爆破施工。
而在实际的打眼中，炮眼大约90～110个。
联络巷施工前，课题组成员已经在现场指导1个多月，实际爆破炮眼布置与试验设计类
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