CN111256549A - 一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法 - Google Patents
一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法 Download PDFInfo
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Abstract
一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,即采用多重楔直深孔掏槽孔间分段微差爆破技术实现分次扩大槽腔和逐级加深槽腔,采用深孔柱状装药分段微差爆破技术解决槽腔底部鼓肚现象,该深孔掏槽爆破方法可实现大槽腔、3.0m深度槽腔,掏槽抛出大块矸石率占比小、缩短矸石抛掷距离至25~30m的效果。按照一次斜眼+六向聚能直眼Ⅰ段雷管,二次斜眼第一段+中心直眼空孔Ⅱ段雷管,二次斜眼第二段+中心直眼底部装药段+三次斜眼Ⅲ段雷管顺序起爆,形成最终掏槽槽腔,然后采用Ⅳ段雷管起爆辅助眼、崩落眼、底眼,采用Ⅴ段雷管起爆周边眼,完成全断面爆破;能够提供大槽腔,扩大自由面,提高爆破效率。
Description
技术领域
本发明属于岩石巷道爆破技术领域,特别涉及一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法。
背景技术
在各类岩石巷道(隧道)掘进中,钻爆法由于自身优势仍然占居掘进中的主要地位。在我国煤矿岩石巷道掘进中,按照炮孔深度来分,可分为:浅孔光爆(炮孔深度<1.8m);中深孔光爆(炮孔深度1.8m~2.5m);深孔光爆(炮孔深度2.5m~5.0m);超深孔光爆(炮孔深度5.0m以上)。在进行钻爆掘进时,国内煤矿中的凿岩台车钻臂绝大多数采用2.6米钎子,绝大多数煤矿岩石巷道一般进尺达到2.4米左右,使得我国煤矿岩石巷道掘进长期徘徊在中深孔爆破水平,因为现行国内经验认为中深孔掏槽在2.5米以内可以取得理想效果,超过2.5米则掏槽效率明显下降,因此,钻机设计采用2.6米钎子占绝大多数,采用3.5米钎子较少,国内采取3.5米钎子进行一次深孔爆破目前尚未得到有效解决。这主要是因为钻孔深度超过2.5米以后,掏槽爆破效果不理想造成单循环进尺难以超过2.5m,掏槽爆破技术已成为制约目前爆破工艺的关键技术。掏槽效果的好坏很大程度上决定了整个掘进爆破的效果和速度,掏槽孔布置恰当,得到的掏槽腔体积大,形成的新的自由面大,有利于提高炮眼利用率,使得炸药能量得到充分利用,并且能够有效降低抛矸距离,避免飞矸砸坏掘进工作面后方钻装设备。
目前在各类工程爆破中,虽然在深孔掏槽爆破技术中进行了斜眼、直眼、双楔形、多楔形等深孔掏槽爆破方法的探索,但对掏槽爆破等单自由垂直深孔爆破而言,由于孔底部位岩石所受的夹制作用,特别是炮孔越深其夹制作用越强,爆破后往往会出现大量残孔,以致中间出现明显的鼓肚现象,造成掏槽深度难以超过2.6m,降低了爆破效果和爆破单循环进尺,影响了掏槽效果。另外,在进行深孔爆破时,特别是岩石较硬时,为了提高掏槽效果,通常将孔布置的十分密集,装药量大,造成一次爆破时药量大,对围岩损伤破坏严重,爆破冲击波大,矸石抛掷距离远等问题。因此,如何在提高掏槽孔深、提高钻爆单循环进尺的同时,减弱掏槽爆破的振动对围岩的破坏性,降低冲击波,减小抛矸距离,是本发明要解决的问题。
发明内容
本发明的目的在于提供一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,以解决上述问题。
为实现上述目的,本发明采用以下技术方案:
一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,包括以下步骤:
步骤1,以巷道中心线为中心,用测量工具测量出掏槽孔设计位置,并做出标记;
步骤2,按照步骤1标记的位置进行掏槽区域打孔,同时在巷道轮廓线周边根据岩性软岩设置不同间距的周边眼,在周边眼以内、掏槽眼区域以外的区域,布置辅助眼、崩落眼和底眼;
步骤3,分别向掏槽孔、辅助孔、崩落孔、底眼孔和周边眼孔内装填不同段数的雷管或炸药,完成全断面炸药装填;
步骤4,全断面按照雷管段数区别采取小并联,大串联的连线方式进行连线,发爆器则通过连线网络将每个雷管通电激发点火,然后引爆各个孔内的炸药。
进一步的,步骤1具体为:
以巷道中心线为中心,用钢卷尺测量出掏槽孔设计位置,并用红漆画点做出标记,其中第一掏槽眼位于巷道中线左右两侧对称分布,左侧眼竖向间距为300mm~500mm,右侧眼竖向间距为300mm~500mm,左侧眼和右侧眼的水平间距离a为1800mm~2400mm;
第二掏槽眼对称分布于巷道中心线两侧,且在第一掏槽眼内侧,第二掏槽眼两侧水平间距离和竖向孔间距离k为500mm~900mm;
第三掏槽眼分别对称分布于第一掏槽眼外侧,其中第一半第三掏槽眼分布于第一掏槽眼外侧距离d的位置,d为200mm~400mm,第三掏槽眼竖向间距f为300mm~500mm,第三掏槽眼竖向上位于第一掏槽眼孔间连线中心位置,另一半第三掏槽眼与第一半第三掏槽眼对称分布;
第四掏槽眼对称分布于第三掏槽眼孔外侧,在竖向上分别位于第三掏槽眼孔的中心连线上,分别向外侧偏移距离c位置处,c为200mm~500mm;
第五掏槽眼位于中心线上,其中最底孔位于起拱线中心位置,然后依据最底孔位置,垂直竖向依次布第五掏槽眼,竖向间距d为500mm~900mm。
进一步的,步骤2具体为:
采用凿岩台车在标记区域打孔;其中第一掏槽眼,孔深2.0~2.4m,斜眼孔与掌子面夹角为55~75°;第二掏槽眼,孔深1.5~1.8m,采用90°直眼;第三掏槽眼,孔深3.2m,斜眼孔与掌子面夹角为75~85°;第四掏槽眼孔深3.2m,斜眼孔与掌子面夹角为75~85°;第五掏槽眼采用90°直眼。
进一步的,步骤3具体为:
1)第一掏槽眼按照孔长70%~75%连续装药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、长400mm的三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅰ段0ms延时电雷管的脚线和一根与炸药装填长度等长的煤矿用导爆索引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.8m;
2)第二掏槽眼装填一根长六向聚能管;单根管子内装填1节~2节直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.135,单孔采用一个带有Ⅰ段0ms延时电雷管的脚线,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.5m;
3)第三掏槽眼每个孔内分成两段,其中孔底装药部分为孔内第二段,装入直径32mm、400mm长三级水胶炸药,装药长度占孔长20%~25%,采用一根带脚线的Ⅲ段50ms延时电雷管和与孔底装药长度等长的导爆索;装填完孔底装药部分后,然后塞入黄泥,将孔底装药部分堵孔,堵孔长度500mm;然后装填孔内第一段,第一段炸药体采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,装药长度占孔长25%~30%,采用一根带脚线的Ⅱ段25ms延时电雷管和与第二段装药长度等长的导爆索;然后再装填黄泥封孔,黄泥封堵装填长度不小于0.5m,封堵长度一般取0.6m~1.0m;
4)第四掏槽眼按照孔长70%~75%连续装药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅲ段50ms延时电雷管的脚线和一根与炸药装填长度等长的煤矿用导爆索引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.8m;
5)第五掏槽眼在孔底装入1~2节直径32mm、400mm长三级水胶炸药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅲ段50ms延时电雷管的脚线引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.3m。
进一步的,六向聚能管长1m,六向聚能管外径37mm,内径34mm,管壁厚度1.5mm,沿管子后边均匀布置六个宽3mm的切缝,管子采用聚能爆破管材,管壁抗压强度2.5MPa以上,防静电;在掏槽眼装药完毕后,辅助眼、崩落眼、底眼、周边眼则按正常光面爆破或者聚能光面爆破设计要求进行装填,其中辅助眼、崩落眼、底眼均采用Ⅳ段75ms延时电雷管,周边眼采用Ⅴ段100ms延时电雷管。
进一步的,步骤4具体为:
全断面按照雷管段数区别采取小并联,大串联连线方式,即Ⅰ~Ⅴ段毫秒延时电雷管,按照相同段数电雷管的孔脚线并联合成一股,然后将不同段合成的脚线股串联合成一个整股,整股线通过与起爆电缆与发爆器连接,发爆器则通过连线网络将每个雷管通电激发点火,然后引爆各个孔内的炸药。
进一步的,步骤4中爆破顺序为:
首先第一掏槽眼和第二掏槽眼采用Ⅰ段0ms电雷管进行一次大楔直掏槽,第一掏槽眼构成一次大楔形,第二掏槽眼构成一次直眼聚能切缝爆破,一次掏槽中一次大楔形形成1.6~2.4m大槽腔开口,一次直眼聚能切缝爆破将开口腔部位岩石沿六个方向切缝成块;
然后,第三掏槽眼孔内的第一段炸药体采用Ⅱ段25ms雷管进行二次大楔直掏槽构成二次大楔形,二次直眼空孔部分为二次大楔形斜眼沿巷道轴向深部提供自由面,二次大楔形与二次空孔直眼进一步将槽腔扩大,形成二次槽腔;
最后,第三掏槽眼孔内的第二段炸药体、第四掏槽眼装药部分、第五掏槽眼孔底装药部分,共三部分炸药体,均采用Ⅲ段50ms构成三次大楔直掏槽爆破,(第四掏槽眼构成三次大楔形,第五掏槽眼直眼底部装药部分、第三掏槽眼孔内的第一段炸药体共同构成三次大楔直掏槽。其中第五掏槽眼直眼底部装药部分和第三掏槽眼孔内的第二段炸药体部分可共同将一次和二次破碎岩石进一步抛掷出槽腔,起到清空槽腔为辅助、崩落眼、底眼爆破提供自由面,加深槽腔底部至孔深3m位置;第四掏槽眼装药部分则将槽腔沿断面方向进一步扩大,形成最终槽腔。
与现有技术相比,本发明有以下技术效果:
本发明采用多重楔直复式掏槽孔间分段微差爆破技术实现分次扩大槽腔和加深槽腔,采用深孔柱状装药分段微差爆破技术解决槽腔底部鼓肚现象,保证槽腔深度增至3m(图1中的L值)以上,最终实现一种槽腔空间大、槽腔深度3m以上、掏槽矸石块度小、矸石抛掷距离小、冲击波小、对围岩破坏性小的岩巷深孔掏槽效果。
该深孔掏槽爆破方法可实现槽腔开口1.6m~2.2m、槽腔底部0.9m~1.5m的大槽腔,掏槽深度3.0m以上深度的深孔槽腔,掏槽抛出大块矸石率占比小,单循环进尺高(一般2.8~3.0m)、降低大块矸石率、缩短矸石抛掷距离至25~30m的效果。
附图说明
图1为本发明爆破方法主体设计图;
图2为本发明主体设计图截面图;
图3为六向聚能管截面图;
图4为六向聚能管立体图;
图5为炸药填装示意图;
图6为设计主体局部图一;
图7为设计主体局部图二;
图8为设计主体局部图三;
其中:101.1-5号孔装药段,102.11-14装药段,103.29-31号空孔段,104.29-31号孔装药段,105.19-22号孔封泥段,106.19-22号孔第一段装药,107.19-22号孔第二段装药,108.26-28号孔装药段;201.一次斜眼,202一次六向聚能直眼,203中心底部装药直眼,204.二次孔内分段斜眼,205.三次掏槽斜眼,206.辅助眼,207.崩落眼,208.周边眼,209.底眼;313.六向聚能管,314.聚能切缝;501.黄泥段,502.水炮泥,503.导爆索,504.雷管脚线,505.Ⅲ段50ms电雷管,506.Ⅱ段50ms电雷管,106.19-22号孔第一段装药,107.19-22号孔第二段装药;601.一次楔直掏槽槽腔底部鼓肚部分,602.一次楔直掏槽槽腔;701.二次楔直掏槽槽腔底部鼓肚部分,702.二次楔直掏槽槽腔;801.三次楔直掏槽槽腔底部,802.三次楔直掏槽槽腔,803.掏槽进尺L。
具体实施方式
以下结合附图对本发明进一步说明:
请参阅图1至图8,一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法:
第一步:打孔。
1)以巷道中心线为中心,用钢卷尺测量出掏槽孔设计位置,并用红漆画点做出标记,如图2所示,其中第一掏槽眼(眼位号1~10),位于巷道中线左右两侧对称分布,左侧眼(1-5号,竖向间距300mm~500mm)与右侧眼(6-10号,竖向间距300mm~500mm)水平间距离a一般取1800mm~2400mm;第二掏槽眼(眼位号11~14)掏槽眼,对称分布于巷道中心线两侧,左侧眼(11-12)和右侧眼(13-14)水平间距离和竖向孔间距离k一般取值500mm~900mm;第三掏槽眼(眼位号15~22),分别对称分布于眼位1-5号孔、6-10号孔外侧,其中15-18号孔分布于1-5号孔外侧距离d一般取值,200mm~400mm,15-18号孔竖向间距f一般取值300mm~500mm,15-18号孔竖向上位于1-5号孔间连线中心位置,19-20号孔与15-18孔对称分布,相应外侧偏移距离和竖向间距与15-18号孔相同;第四掏槽眼(眼位号23~28)对称分布于15-22孔外侧,在竖向上分别位于15-18和19-22孔的中心连线上,分别向外侧偏移距离c一般取值200mm~500mm;第五掏槽眼(眼位号29~31)位于中心线上,其中底孔31号孔位于起拱线(距离底板1200mm的水平线)中心位置,然后依据31号孔位置,垂直竖向依次布孔30、29号孔,竖向间距d一般取值500mm~900mm。
2)采用最深的凿岩台车在红漆点出的掏槽区域打孔。该凿岩台车具臂长4.7m,钻杆长3.5m,最大有效钻孔深3.2m,钻孔直径42mm~43mm,适宜岩巷断面宽度x长5.2~7.0m。如图1所示,进行打孔,其中第一掏槽眼(眼位号1~10),孔深2.0~2.4m,斜眼孔与掌子面夹角为55~75°;第二掏槽眼(眼位号11~14)掏槽眼,孔深1.5~1.8m,采用90°直眼;第三掏槽眼(眼位号15~22),孔深3.2m,斜眼孔与掌子面夹角为75~85°;第四掏槽眼(眼位号23~28)孔深3.2m,斜眼孔与掌子面夹角为75~85°;第五掏槽眼(眼位号29~31)采用90°直眼。
然后在巷道轮廓线周边根据岩性软岩设置不同间距的周边眼,在周边眼以内、掏槽眼区域以外的区域,根据需要布置辅助眼、崩落眼、底眼。
第二步:装药。
分别向掏槽孔、辅助孔、崩落孔、底眼孔、周边眼孔内装填炸药,完成全断面炸药装填。本发明专利重点涉及掏槽孔的装药步骤及装药结构:
1)首先掏槽眼(眼孔编号1-10)按照孔长70%~75%连续装药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅰ段0ms延时电雷管的脚线和一根与炸药装填长度等长的煤矿用导爆索引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.8m。
2)然后掏槽眼(眼孔编号11-14)装填一根1m长六向聚能管(见图3),六向聚能管外径37mm,内径34mm,管壁厚度1.5mm,沿管子后边均匀布置六个宽3mm的切缝,管子采用专用的聚能爆破管材,要求管壁抗压强度2.5MPa以上,防静电,单根管子内装填1节~2节直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.135,单孔采用一个带有Ⅰ段0ms延时电雷管的脚线,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.5m。
3)然后掏槽眼(眼孔编号15-22)每个孔内分成两段(见图5所示),其中孔底装药部分为孔内第二段,装入直径32mm、400mm长三级水胶炸药,装药长度占孔长20%~25%,采用一根带脚线的Ⅲ段50ms延时电雷管和与孔底装药长度等长的导爆索;装填完孔底装药部分后,然后塞入黄泥,将孔底装药部分堵孔,堵孔长度500mm;然后装填孔内第一段,第一段炸药体采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,装药长度占孔长25%~30%,采用一根带脚线的Ⅱ段25ms延时电雷管和与第二段装药长度等长的导爆索;然后再装填黄泥封孔,黄泥封堵装填长度不小于0.5m,封堵长度一般取0.6m~1.0m。
4)然后掏槽眼(眼孔编号23-28)按照孔长70%~75%连续装药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅲ段50ms延时电雷管的脚线和一根与炸药装填长度等长的煤矿用导爆索引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.8m。
5)然后掏槽眼(眼孔编号29-31)在孔底装入1~2节直径32mm、400mm长三级水胶炸药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅲ段50ms延时电雷管的脚线引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.3m。
在掏槽眼装药完毕后,辅助眼、崩落眼、底眼、周边眼则按正常光面爆破或者聚能光面爆破设计要求进行装填,其中辅助眼、崩落眼、底眼均采用Ⅳ段75ms延时电雷管,周边眼采用Ⅴ段100ms延时电雷管。
第三步:连线。
全断面按照雷管段数区别采取小并联,大串联连线方式,即Ⅰ~Ⅴ段毫秒延时电雷管,按照相同段数电雷管的孔脚线并联合成一股,然后将不同段合成的脚线股串联合成一个整股,整股线通过与起爆电缆与发爆器连接,发爆器则通过连线网络将每个雷管通电激发点火,然后引爆各个孔内的炸药。
第四步:爆破。
爆破时,按照以下爆破顺序和方法依次发生:
1)首先,掏槽眼(眼位号1~14)采用Ⅰ段0ms电雷管进行一次大楔直掏槽(即1~10构成一次大楔形,11~14构成一次直眼聚能切缝爆破),一次掏槽中一次大楔形形成1.6~2.4m大槽腔开口,一次直眼聚能切缝爆破将开口腔部位岩石沿六个方向(图4)切缝成块,采用六向聚能切缝管(图3)具有切缝顶板、切缝长度大,降低矸石块度范围大的能力,六向聚能切缝可以松动槽腔口岩石完整性,降低下部眼孔深部夹制作用,即一次掏槽(见图6)为二次掏槽提供大槽开口腔自由面,并降低二次掏槽眼的深部夹制作用。
2)然后,掏槽眼(眼位号15~22)孔内的第一段炸药体(图1中的106)采用Ⅱ段25ms雷管进行二次大楔直掏槽(即15~22孔内的第一段炸药体(图1中的106)构成二次大楔形,与29~31直眼空孔部分(图1中的106)构成二次大楔直掏槽),二次直眼空孔部分具有为二次大楔形斜眼沿巷道轴向深部提供自由面的功能,二次大楔形与二次空孔直眼进一步将槽腔扩大,形成二次槽腔(见图7)。
3)然后,掏槽眼中的眼位号15~22孔内的第二段炸药体(图1中的107)、眼位号23~28装药部分、眼位号29~31孔底装药部分,共三部分炸药体,均采用Ⅲ段50ms构成三次大楔直掏槽爆破,(眼位号23~28构成三次大楔形、9~31直眼底部装药部分、15~22孔内的第一段炸药体共同构成三次大楔直掏槽)爆破。其中9~31直眼底部装药部分和15~22孔内的第二段炸药体部分可共同将一次和二次破碎岩石进一步抛掷出槽腔,起到清空槽腔为辅助、崩落眼、底眼爆破提供自由面,同时可充分将一次和二次楔形在底部形成的鼓肚残孔清除干净(见图7中701),加深槽腔底部至孔深3m位置;而眼位号23~28装药部分则将槽腔沿断面方向进一步扩大,形成最终槽腔(见图8中801)。
进一步的:
①掏槽眼(眼位号15~22)孔内分段装药时,孔底第二段装药长度占孔长20%~25%,第一段装药长占孔长25%~30%,第一段装药长略长于第二段装药长,且第一段装药长和第二段装药长间必须采用最少500mm长黄泥将第一段封孔,并将第一段和第二段隔开,这样的作用是为了保证第一段炸药引爆后不会因为炸药爆炸直接引爆第二段炸药,二者之间距离不能小于300mm,一般取500mm,且必须用黄泥封堵、隔开,才能保证孔内分段微差爆破技术效果。
②掏槽眼(眼位号15~22)孔内分段装药时,孔底第二段装药的毫秒延时电雷管必须与第一段装药的毫秒延时电雷管时间间隔不小于20ms,一般取25ms间隔,这是因为孔内分段时,第二段要想充分利用第一段爆破后创造的新自由面,必须有第二段起爆时间滞后于第一段起爆后裂隙开始扩展的时间、裂隙开始扩展到形成一顶角为2a的漏斗状裂隙时间、自漏斗裂隙形成到破碎岩石脱离原岩体并产生一定宽度裂缝缝隙的时间所产生的三者时间的总和,才能实现第二段爆破利用第一段爆破形成的自由面,这个时间经理论计算约为20ms,因此孔内第二段装药体采用Ⅲ段50ms延时电雷管,第一段装药体采用Ⅱ段25ms延时电雷管,第二段装药体起爆时间滞后第一段装药体起爆时间25ms,大于20ms,才能满足孔内微差爆破技术要求,实现孔内微差爆破效果。
③一般中深孔爆破(爆破炮孔深度1.8m~2.5m)时,掏槽孔内装药3-4卷,不会发生管道效应引起的熄爆,孔底无残眼,爆破充分,而进入到深孔爆破(炮孔深度2.5m~5.0m)时,单个炮孔内装药长度增加,单孔装药多达5-7卷在孔内因为管道效应产生熄爆而在孔底有残药,造成孔底爆破不充分,爆破深度难以达到设计掏槽深度。为解决这一问题,掏槽孔眼号1-10号、15-28号孔均采用雷管脚线+导爆索引爆的方式,导爆索可以实现全长爆破,可有效克服管道效应,保证爆破深度达到3米。
④本发明专利较一般楔直掏槽爆破的特征之一是采用9~31直眼底部装药部分和15~22孔内的第二段炸药体采用Ⅲ段电雷管将Ⅰ段电雷管爆破产生的第一次掏槽和Ⅱ段电雷管引爆产生的第二次掏槽形成槽腔抛掷清空,特别是还具有将Ⅰ段和Ⅱ段掏槽在槽腔底部因为夹制作用产生的鼓肚部分爆破抛掷出槽腔,确保了槽腔深度不因鼓肚显现而减小。
⑤本发明专利较一般楔直混合掏槽的特征之一是掏槽爆破通过三重楔直分次爆破、逐级加深、逐级扩大槽腔,形成开口腔宽度1.6~2.4m,高度1.2~1.6m;槽腔底部宽0.9m~1.5m,高度1.9m~1.2m,扁长方形槽腔,这种槽腔有利于上部半圆拱和底板部分岩石崩落。
本发明提供的一种岩巷深孔掏槽方法,采用深孔多重楔直孔间微差爆破技术和孔内分段微差爆破技术,爆破后形成一种开口腔宽度1.6~2.2m,高度1.2~1.6m;槽腔底部宽0.9m~1.5m,高度1.9m~1.2m,扁长方形槽腔,这种槽腔有利于上部半圆拱和底板部分岩石崩落,可实现掏槽深度3.0m以上、单循环进尺高、降低大块矸石率、缩短矸石抛掷距离远的效果,并能够为第二步辅助眼、崩落眼、底眼的爆破提供自由面,保证了辅助眼、崩落眼、底眼能够爆破充分并也达到3米深,更进一步保证了周边眼爆破深度也达到3米深。该方法适用于断面宽度4.2~7.5m的岩石巷道。
实施例:
研究在皖北煤电恒源矿7-1采区运输平巷,巷道设计长度1300m,巷道起止标高–620~–850.0m。运输平巷采用直墙半圆拱形状,锚网索喷支护,毛断面宽5240mm,毛断面高4120mm,净断面宽5100mm,净断面高4050mm。围岩为白砂岩,节理、层理发育,局部地段完整,硬度系数f=10~13,属于坚硬砂岩层。
原施工方案采用钻爆法,具体做法是运输平巷全断面一次打爆破眼分组爆破,分组爆破采用分两组装药,每组一次起爆,即第一次装药爆破底板向上1.2m范围,第二次装药爆破底板上1.2m至巷顶范围。全断面打眼126个眼,其中第一次爆破眼76个,第二次爆破眼50个。爆破后单循环进尺2.5~2.6m,巷道成型很差,周边因为围岩节理和层理发育,造成凹凸交错的严重超欠挖现象,使得巷道支护时必须采取初喷,初喷量因为超挖现象单米造价增加260元,欠挖部分则需要大量人工二次扩修断面,否则难以保证断面尺寸,难以扩修部分则需人工补炮眼三次爆破成型,给巷道掘进造成极大困难。另外,每次爆破后矸石抛掷距离达45m,造成钻装机需要后移50m外,增加了设备挪移时间,降低了钻进效率,影响掘进速度。抛出矸石块度较大,单块体积1.0*1.2*1.2m块体占比20%~35%,而井下运输要求矸石块度大小不能超过40cm,否则难以从溜矸眼通过,所以需要花大量人力和时间将大块矸石采用风镐破碎成小块,增加了施工成本和人力投入。施工采取三八制,整体单循环进尺2.2~2.5m,两天三循环,每天平均进尺3.3m~3.5m,月进尺维持在70m~90m,掘进速度慢,造成采区接替紧张,生产无法按期开展。
新方案采取了本专利的岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,基于此设计了钻爆参数以及施工工艺,试验结果显示:单次掏槽深度维持在2.85~3.0m,爆破后无明显大块矸石,符合井下运输要求,抛掷矸石距离最远35m,平均25~30m,大大减小了钻状设备后移距离,节省了大量的设备挪移时间和工程量。在四六班制小班循环的施工组织管理,大大提高掘进效率,单循环进尺2.8~3.0m,两天三循环,每天平均进尺4.2m~4.5m,月进尺维持在125m~145m,月进尺较原来提高38%~207%,单米巷道进尺降低成本1146元。
Claims (7)
1.一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1,以巷道中心线为中心,用测量工具测量出掏槽孔设计位置,并做出标记;
步骤2,按照步骤1标记的位置进行掏槽区域打孔,同时在巷道轮廓线周边根据岩性软硬设置不同间距的周边眼,在周边眼以内、掏槽眼区域以外的区域,布置辅助眼、崩落眼和底眼;
步骤3,分别向掏槽孔、辅助孔、崩落孔、底眼孔和周边眼孔内装填不同段数的雷管或炸药,完成全断面炸药装填;
步骤4,全断面按照雷管段数区别采取小并联,大串联的连线方式进行连线,发爆器则通过连线网络将每个雷管通电激发点火,然后引爆各个孔内的炸药。
2.根据权利要求1所述的一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,步骤1具体为:
以巷道中心线为中心,用钢卷尺测量出掏槽孔设计位置,并用红漆画点做出标记,其中第一掏槽眼位于巷道中线左右两侧对称分布,左侧眼竖向间距为300mm~500mm,右侧眼竖向间距为300mm~500mm,左侧眼和右侧眼的水平间距离a为1800mm~2400mm;
第二掏槽眼对称分布于巷道中心线两侧,且在第一掏槽眼内侧,第二掏槽眼两侧水平间距离和竖向孔间距离k为500mm~900mm;
第三掏槽眼分别对称分布于第一掏槽眼外侧,其中第一半第三掏槽眼分布于第一掏槽眼外侧距离d的位置,d为200mm~400mm,第三掏槽眼竖向间距f为300mm~500mm,第三掏槽眼竖向上位于第一掏槽眼孔间连线中心位置,另一半第三掏槽眼与第一半第三掏槽眼对称分布;
第四掏槽眼对称分布于第三掏槽眼孔外侧,在竖向上分别位于第三掏槽眼孔的中心连线上,分别向外侧偏移距离c位置处,c为200mm~500mm;
第五掏槽眼位于中心线上,其中最底孔位于起拱线中心位置,然后依据最底孔位置,垂直竖向依次布第五掏槽眼,竖向间距d为500mm~900mm。
3.根据权利要求1所述的一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,步骤2具体为:
采用凿岩台车在标记区域打孔;其中第一掏槽眼,孔深2.0~2.4m,斜眼孔与掌子面夹角为55~75°;第二掏槽眼,孔深1.5~1.8m,采用90°直眼;第三掏槽眼,孔深3.2m,斜眼孔与掌子面夹角为75~85°;第四掏槽眼孔深3.2m,斜眼孔与掌子面夹角为75~85°;第五掏槽眼采用90°直眼。
4.根据权利要求1所述的一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,步骤3具体为:
1)第一掏槽眼按照孔长70%~75%连续装药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、长400mm的三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅰ段0ms延时电雷管的脚线和一根与炸药装填长度等长的煤矿用导爆索引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.8m;
2)第二掏槽眼装填一根长六向聚能管;单根管子内装填1节~2节直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.135,单孔采用一个带有Ⅰ段0ms延时电雷管的脚线,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.5m;
3)第三掏槽眼每个孔内分成两段,其中孔底装药部分为孔内第二段,装入直径32mm、400mm长三级水胶炸药,装药长度占孔长20%~25%,采用一根带脚线的Ⅲ段50ms延时电雷管和与孔底装药长度等长的导爆索;装填完孔底装药部分后,然后塞入黄泥,将孔底装药部分堵孔,堵孔长度500mm;然后装填孔内第一段,第一段炸药体采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,装药长度占孔长25%~30%,采用一根带脚线的Ⅱ段25ms延时电雷管和与第二段装药长度等长的导爆索;然后再装填黄泥封孔,黄泥封堵装填长度不小于0.5m,封堵长度一般取0.6m~1.0m;
4)第四掏槽眼按照孔长70%~75%连续装药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅲ段50ms延时电雷管的脚线和一根与炸药装填长度等长的煤矿用导爆索引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.8m;
5)第五掏槽眼在孔底装入1~2节直径32mm、400mm长三级水胶炸药,钻孔直径42mm,炸药采用直径32mm、400mm长三级水胶炸药,不耦合系数1.31,单孔采用一个带有Ⅲ段50ms延时电雷管的脚线引爆,正向装药,采用黄泥封孔,封孔长度不小于0.3m。
5.根据权利要求4所述的一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,六向聚能管长1m,六向聚能管外径37mm,内径34mm,管壁厚度1.5mm,沿管子后边均匀布置六个宽3mm的切缝,管子采用聚能爆破管材,管壁抗压强度2.5MPa以上,防静电;在掏槽眼装药完毕后,辅助眼、崩落眼、底眼、周边眼则按正常光面爆破或者聚能光面爆破设计要求进行装填,其中辅助眼、崩落眼、底眼均采用Ⅳ段75ms延时电雷管,周边眼采用Ⅴ段100ms延时电雷管。
6.根据权利要求4所述的一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,步骤4具体为:
全断面按照雷管段数区别采取小并联,大串联连线方式,即Ⅰ~Ⅴ段毫秒延时电雷管,按照相同段数电雷管的孔脚线并联合成一股,然后将不同段合成的脚线股串联合成一个整股,整股线通过与起爆电缆与发爆器连接,发爆器则通过连线网络将每个雷管通电激发点火,然后引爆各个孔内的炸药。
7.根据权利要求1所述的一种岩巷深孔多重楔直孔内分段微差掏槽爆破方法,其特征在于,步骤4中爆破顺序为:
首先第一掏槽眼和第二掏槽眼采用Ⅰ段0ms电雷管进行一次大楔直掏槽,第一掏槽眼构成一次大楔形,第二掏槽眼构成一次直眼聚能切缝爆破,一次掏槽中一次大楔形形成1.6~2.4m大槽腔开口,一次直眼聚能切缝爆破将开口腔部位岩石沿六个方向切缝成块;
然后,第三掏槽眼孔内的第一段炸药体采用Ⅱ段25ms雷管进行二次大楔直掏槽构成二次大楔形,二次直眼空孔部分为二次大楔形斜眼沿巷道轴向深部提供自由面,二次大楔形与二次空孔直眼进一步将槽腔扩大,形成二次槽腔;
最后,第三掏槽眼孔内的第二段炸药体、第四掏槽眼装药部分、第五掏槽眼孔底装药部分,共三部分炸药体,均采用Ⅲ段50ms构成三次大楔直掏槽爆破,(第四掏槽眼构成三次大楔形,第五掏槽眼直眼底部装药部分、第三掏槽眼孔内的第一段炸药体共同构成三次大楔直掏槽;其中第五掏槽眼直眼底部装药部分和第三掏槽眼孔内的第二段炸药体部分可共同将一次和二次破碎岩石进一步抛掷出槽腔,起到清空槽腔为辅助、崩落眼、底眼爆破提供自由面,加深槽腔底部至孔深3m位置;第四掏槽眼装药部分则将槽腔沿断面方向进一步扩大,形成最终槽腔。
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