CN112161534B - 一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法 - Google Patents

一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法 Download PDF

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Abstract

本发明提供一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，包括以下步骤：S1、设计炮孔的掏槽型式、辅助眼和周边眼的排列形式；S2、设计包括炮孔数量、炮孔间距、炮孔深度和炮孔装药量在内的爆破参数；S3、采用现有凿岩台车钻凿炮孔；S4、炮孔装药：环形掏槽眼装药系数为0.7～0.9，底眼与其相同，辅助眼装药系数为0.6～0.8，周边眼采用光面爆破形式装药，所有炮孔皆需装一卷底药和用水炮泥堵塞；S5、起爆网络：所有炮孔均采用孔底反向起爆，掏槽眼与辅助眼采用电子雷管起爆，周边眼采用导爆索起爆，随后设计起爆顺序进行起爆。本申请提供的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，具有炮孔利用率高、进尺深、爆破效果好和爆破成本低等优点。

Description

一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法
技术领域
本发明涉及矿山井下凿岩控制爆破技术领域，具体涉及一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法。
背景技术
近年来，由于国内技术发展，矿山已经大量引进凿岩台车等钻孔设备。凿岩台车钻孔效率高，节省矿山劳动力和成本，而且可使钻孔等工作全部机械化、自动化，提高采矿效率。但凿岩台车整体体积较大，在井下小断面工作时，台车摆臂难以全面展开，这就使得台车钻凿楔形孔难度较大，而其余钻凿设备效率较低，又难以保证矿山的开采效率。
本发明的发明人经过研究发现，目前井下传统控制爆破方法通常采用垂直掏槽孔，其难以掏出岩石形成较大的自由空间，从而影响后面辅助眼和周边眼的爆破效果，降低掘进进尺；同时，传统爆破方法底眼与下部充填体间距较小，底眼爆破时产生的冲击波对下部充填体造成的损害极大，并且会提高矿石的贫化率和损失率，对矿山造成极大的影响；而且，目前矿山井下常用毫秒延时导爆管雷管起爆光爆孔，难以精确控制炮孔起爆时间，影响矿岩爆破效果，爆破后常有冒顶、片帮现象，断面规整度低。
发明内容
针对现有控制爆破方法常采用垂直掏槽孔，其难以掏出岩石形成较大的自由空间，进而影响后面辅助眼和周边眼的爆破效果，同时底眼与下部充填体间距较小，底眼爆破时难以保护充填体，并且常用导爆管雷管起爆，影响矿岩爆破效果的技术问题，本发明提供一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法。
为了解决上述技术问题，本发明采用了如下的技术方案：
一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，包括以下步骤：
S1、设计炮孔的掏槽型式、辅助眼和周边眼的排列形式：
中间两个炮孔为空孔，空孔左右的两排炮孔为预定倾斜角度的微楔形孔，空孔上下的两个炮孔为垂直孔，空孔、微楔形孔和垂直孔组成掏槽眼；底眼为垂直孔且距下部充填体0.3～0.4m；顶眼和边眼以相同间距均匀布置且与岩壁间隔0.1m，顶眼、边眼和底眼组成周边眼；最后在掏槽眼和周边眼之间均匀布置辅助眼；
S2、设计包括炮孔数量、炮孔间距、炮孔深度和炮孔装药量在内的爆破参数：
S21、掏槽眼设计：掏槽眼分为两种，中间两个为掏槽空孔，装药量为2～3卷乳化炸药；掏槽空孔左右旁边的两排炮孔共六个为微楔形孔，六个微楔形孔加上掏槽空孔上下的两个垂直炮孔共八个掏槽眼，装药量均为7卷乳化炸药；炮孔间距为0.5m，掏槽眼前口间距为1.4m，掏槽眼后口间距为0.6m，所有炮孔皆需超深0.2m，超深后的炮孔深度为2.7m；
S22、辅助眼设计：辅助眼分为上下辅助眼和左右辅助眼，上辅助眼和下辅助眼皆为一排且辅助眼的间距为0.6～0.7m；左辅助眼和右辅助眼皆为两排且同排辅助眼的间距为0.5～0.6m，相邻两排辅助眼的间距为0.5～0.55m，而与微楔形孔相邻的一排辅助眼与微楔形孔间隔0.2～0.3m；所有辅助眼的炮孔深度皆为2.5m，装药量均为6卷乳化炸药；
S23、周边眼设计：边眼分为左边眼和右边眼，顶眼、左边眼和右边眼皆为一排均匀布置在掘进掌子面轮廓上，每排上的周边眼间距为0.5～0.6m，与岩壁间隔0.1m，孔深皆为2.5m，装药量均为5卷膨化硝铵炸药且每卷炸药间隔0.4～0.5m，顶眼需向上偏移预定角度，边眼需向左右各偏移预定角度；底眼为一排且以间隔为0.5～0.6m均匀布置，与下部充填体间隔0.3～0.4m，孔深皆为2.5m且垂直打孔，装药量均为7卷乳化炸药；
S3、按照上述设计，采用现有凿岩台车钻凿炮孔；
S4、炮孔装药：
八个掏槽眼构成的环形掏槽眼皆装7卷乳化炸药，底眼与环形掏槽眼相同，中间的两个掏槽眼装2～3卷乳化炸药，均采用连续不耦合装药；辅助眼装6卷乳化炸药，采用连续不耦合装药；顶眼和边眼装5卷膨化硝铵炸药，采用不连续不耦合装药，每卷炸药间隔0.4～0.5m；所有炮孔皆需装一卷底药，保证炸药安装到位，最后所有炮孔用水炮泥堵塞；
S5、起爆网络：
所有炮孔均采用孔底反向起爆，孔内安设一发电子雷管，微差起爆，起爆顺序为首先是环形掏槽眼，其次是掏槽空孔，然后是辅助眼、边眼、底眼，最后是顶眼；顶眼和边眼采用光面爆破，孔内安设一发电子雷管，并在孔内全长敷设导爆索，形成光面爆破起爆网络。
与现有技术相比，本发明提供的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，一方面采用微楔形掏槽代替常用的垂直掏槽，因而具有较好的掏槽效果，可为后续炮孔起爆形成较大的自由空间，同时可解决井下凿岩台车钻凿小断面时摆臂难以伸展的难题，提高凿岩效率；另一方面采用电子雷管和导爆索代替常规的导爆管雷管起爆，因而可精确控制炮孔起爆时间和起爆顺序，提高控制爆破效果；又一方面根据理论计算，获得底眼与底部充填体的最佳间隔范围，减小矿岩爆破时冲击波对底部充填体的损害；再一方面采用光面爆破，因而爆破效率较高，爆破后可形成较为规整的断面。因此，本方法具有炮孔利用率高、进尺深、爆破效果好和爆破成本低等优点。
进一步，所述步骤S1中采用微楔形掏槽设计的微斜孔是与水平方向呈79～81°的倾斜炮孔。
进一步，所述步骤S1中不耦合装药条件下的裂隙圈半径计算公式如下：
Figure BDA0002728264590000041
其中，σR为压碎圈与裂隙圈分界面上的径向应力，β为衰减指数，ρ0为炸药密度，Dv为炸药爆速，n为炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数，K为装药径向不耦合系数，le为装药轴向系数，α为载荷传播衰减指数，rb为炮孔半径，σtd为岩石的单轴动态抗拉强度，σcd为岩石的单轴动态抗压强度，
Figure BDA0002728264590000042
b为侧向应力系数，μd为岩石动态泊松比。
进一步，所述步骤S2中所有炮孔直径皆为42mm。
进一步，所述步骤S21中掏槽炮孔前口间距应满足：
L1≤2×(2Lcotα+d)
其中，L1为掏槽眼前口间距，L为同排掏槽眼间距，α为炮孔与工作面的夹角，d为掏槽眼后口间距。
进一步，所述步骤S21中炮孔深度的计算公式如下：
Figure BDA0002728264590000043
其中，H为炮孔深度，l为每掘进循环的计划进尺数，η为炮孔利用率。
进一步，所述步骤S23中顶眼向上偏移5°，边眼向左右各偏移5°。
进一步，所述步骤S5中，中间两个掏槽眼外的八个掏槽眼与中间两个掏槽眼之间间隔400～500ms起爆，同时顶眼和边眼的导爆索采用三角搭接，形成光面爆破起爆网络。
进一步，所述步骤S5中炮孔起爆间隔时间计算公式如下：
Figure BDA0002728264590000044
其中，W为最小抵抗线的长度，vr为裂隙发展速度。
进一步，所述步骤S5中每种炮孔起爆间隔时间为500ms。
附图说明
图1是本发明提供的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法流程图。
图2是本发明提供的所述炮孔设计正视示意图。
图3是本发明提供的所述炮孔设计剖面示意图。
图4是本发明提供的所述炮孔装药设计示意图。
图中，11、充填体；12、围岩。
具体实施方式
为了使本发明实现的技术手段、创作特征、达成目的与功效易于明白了解，下面结合具体图示，进一步阐述本发明。
在本发明的描述中，需要理解的是，术语“纵向”、“径向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”、“内”、“外”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。在本发明的描述中，除非另有说明，“多个”的含义是两个或两个以上。
请参考图1至图4所示，本发明提供一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，包括以下步骤：
S1、设计炮孔的掏槽型式、辅助眼和周边眼的排列形式：
中间两个炮孔为空孔，空孔左右的两排炮孔为预定倾斜角度的微楔形孔，空孔上下的两个炮孔为垂直孔，空孔、微楔形孔和垂直孔组成掏槽眼；底眼为垂直孔且距下部充填体0.3～0.4m；顶眼和边眼以相同间距均匀布置且与岩壁间隔0.1m，顶眼、边眼和底眼组成周边眼；最后在掏槽眼和周边眼之间均匀布置辅助眼；
S2、设计包括炮孔数量、炮孔间距、炮孔深度和炮孔装药量在内的爆破参数：
S21、掏槽眼设计：掏槽眼分为两种，中间两个为掏槽空孔，装药量为2～3卷乳化炸药；掏槽空孔左右旁边的两排炮孔共六个为微楔形孔，六个微楔形孔加上掏槽空孔上下的两个垂直炮孔共八个掏槽眼，装药量均为7卷乳化炸药；炮孔间距为0.5m，掏槽眼前口间距为1.4m，掏槽眼后口间距为0.6m，所有炮孔皆需超深0.2m，超深后的炮孔深度为2.7m；
S22、辅助眼设计：辅助眼分为上下辅助眼和左右辅助眼，上辅助眼和下辅助眼皆为一排且辅助眼的间距为0.6～0.7m；左辅助眼和右辅助眼皆为两排且同排辅助眼的间距为0.5～0.6m，相邻两排辅助眼的间距为0.5～0.55m，而与微楔形孔相邻的一排辅助眼与微楔形孔间隔0.2～0.3m；所有辅助眼的炮孔深度皆为2.5m，装药量均为6卷乳化炸药；
S23、周边眼设计：边眼分为左边眼和右边眼，顶眼、左边眼和右边眼皆为一排均匀布置在掘进掌子面轮廓上，每排上的周边眼间距为0.5～0.6m，与岩壁间隔0.1m，孔深皆为2.5m，装药量均为5卷膨化硝铵炸药且每卷炸药间隔0.4～0.5m，顶眼需向上偏移预定角度，边眼需向左右各偏移预定角度；底眼为一排且以间隔为0.5～0.6m均匀布置，与下部充填体间隔0.3～0.4m，孔深皆为2.5m且垂直打孔，装药量均为7卷乳化炸药；
S3、按照上述设计，采用现有凿岩台车钻凿炮孔，现场可根据实际情况对炮孔间距等进行调整；
S4、炮孔装药：
八个掏槽眼构成的环形掏槽眼皆装7卷乳化炸药，底眼与环形掏槽眼相同，中间的两个掏槽眼装2～3卷乳化炸药，均采用连续不耦合装药；辅助眼装6卷乳化炸药，采用连续不耦合装药；顶眼和边眼装5卷膨化硝铵炸药，采用不连续不耦合装药，每卷炸药间隔0.4～0.5m；所有炮孔皆需装一卷底药，保证炸药安装到位，最后所有炮孔用水炮泥堵塞；
S5、起爆网络：
所有炮孔(包括掏槽眼、辅助眼和周边眼)均采用孔底反向起爆，孔内安设一发电子雷管，微差起爆，起爆顺序为首先是环形掏槽眼，其次是掏槽空孔，然后是辅助眼、边眼、底眼，最后是顶眼；顶眼(即顶板)和边眼(即两帮)采用光面爆破，孔内安设一发电子雷管，并在孔内全长敷设导爆索，形成光面爆破起爆网络。
与现有技术相比，本发明提供的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，一方面采用微楔形掏槽代替常用的垂直掏槽，因而具有较好的掏槽效果，可为后续炮孔起爆形成较大的自由空间，同时可解决井下凿岩台车钻凿小断面时摆臂难以伸展的难题，提高凿岩效率；另一方面采用电子雷管和导爆索代替常规的导爆管雷管起爆，因而可精确控制炮孔起爆时间和起爆顺序，提高控制爆破效果；又一方面根据理论计算，获得底眼与底部充填体的最佳间隔范围，减小矿岩爆破时冲击波对底部充填体的损害；再一方面采用光面爆破，因而爆破效率较高，爆破后可形成较为规整的断面。因此，本方法具有炮孔利用率高、进尺深、爆破效果好和爆破成本低等优点。
作为具体实施例，图2所示为井下上向进路一步骤回采控制爆破炮孔设计正视图。其中，Ⅰ为环形掏槽眼，Ⅱ为掏槽空孔，Ⅲ为辅助眼，Ⅳ为边眼，Ⅴ为底眼，Ⅵ为顶眼；数字1～10为炮孔起曝顺序；标号11为充填体，标号12为围岩。采用现有凿岩台车钻凿炮孔时，首先在断面中心线上钻凿掏槽空孔，随后以此为基础钻凿环形掏槽眼，所有掏槽眼皆需超深0.2m，超深后的炮孔深度为2.7m，炮孔上下间距为0.5m，左右间距为0.7m；然后沿断面轮廓以0.5m为间距均匀布置顶眼和边眼及以0.55m为间距均匀布置底眼，顶眼需向上偏移一定角度，边眼则需向左右偏移一定角度；最后按照图示在掏槽眼和周边眼之间均匀布置辅助眼，排间距为0.5m，孔间距为0.55m，孔深为2.5m，所有炮孔直径皆为42mm。
作为具体实施例，请参考图3所示，所述步骤S1中采用微楔形掏槽设计的微斜孔是与水平方向呈79～81°的倾斜炮孔，由此适用于凿岩台车的小断面，掏槽效果较好。
作为具体实施例，所述步骤S1中不耦合装药条件下的裂隙圈半径计算公式如下：
Figure BDA0002728264590000081
其中，σR为压碎圈与裂隙圈分界面上的径向应力，β为衰减指数，ρ0为炸药密度，Dv为炸药爆速，n为炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数，K为装药径向不耦合系数，le为装药轴向系数，α为载荷传播衰减指数，rb为炮孔半径，σtd为岩石的单轴动态抗拉强度，σcd为岩石的单轴动态抗压强度，
Figure BDA0002728264590000082
b为侧向应力系数，μd为岩石动态泊松比。式中取σcd＝80Mpa，σtd＝10Mpa，Dv＝3200m/s，ρ0＝1000kg/m3，将这些参数和上述炮孔间距、炮孔深度、炮孔直径等参数代入计算，可知底眼与底部充填体的适宜间距为0.3～0.4m。因此，在本申请实施例中，在充填体上部0.3m处以0.55m为间距均匀布置底眼，炮孔深度为2.5m。
作为具体实施例，请参考图3所示，所述步骤S21中掏槽炮孔前口间距应满足：
L1≤2×(2Lcotα+d)
其中，L1为掏槽眼前口间距，L为同排掏槽眼间距，α为炮孔与工作面的夹角，d为掏槽眼后口间距。式中取L＝0.5m，α＝81°，d＝0.6m，代入计算可知掏槽炮孔(即微楔形孔)前口间距取1.4m为宜。
作为具体实施例，所述步骤S21中炮孔深度的计算公式如下：
Figure BDA0002728264590000083
其中，H为炮孔深度，l为每掘进循环的计划进尺数，η为炮孔利用率。同时，步骤S21中的掏槽眼共有10个，中间的两个炮孔为装少许炸药的掏槽空孔，其余炮孔皆装满炸药，炸药均采用乳化炸药。
作为具体实施例，所述步骤S23中的顶眼向上偏移5°，边眼向左右各偏移5°，由此可以提高光爆效果，形成更好的轮廓面。
作为具体实施例，图4所示为本发明所述炮孔装药设计示意图，Ⅰ号掏眼槽装7卷乳化炸药，底眼与Ⅰ号掏眼槽相同，Ⅱ号掏眼槽装2～3卷乳化炸药，Ⅲ号辅助眼装6卷乳化炸药，且都采用连续不耦合装药；顶眼和边眼装5卷膨化硝铵炸药，每卷炸药间隔0.5m，为不连续不耦合装药；所有炮孔采用孔底反向起爆，掏槽眼与辅助眼炮孔内安设一发电子雷管，微差起爆，中间两个掏槽眼外的八个掏槽眼Ⅰ-1与中间两个掏槽眼Ⅱ-2之间间隔400～500ms起爆，由此可以较好的掏出岩石，形成较大自由空间；同时顶眼和边眼采用光面爆破，其孔内安设一发电子雷管，且孔内全长敷设导爆索，要求顶眼和边眼的导爆索采用三角搭接，形成光面爆破复式起爆网络，由此可以保证顶眼和边眼同时起爆，从而提高光爆效果，形成规整的轮廓面。
作为具体实施例，所述步骤S5中炮孔起爆间隔时间计算公式如下：
Figure BDA0002728264590000091
其中，W为最小抵抗线的长度，vr为裂隙发展速度。取W＝1m，vr＝2.77m/s，将其代入式中计算可知每种炮孔起爆间隔时间为500ms为宜，爆破效果最好。
最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

Claims (10)

1.一种矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，包括以下步骤：
S1、设计炮孔的掏槽型式、辅助眼和周边眼的排列形式：
中间两个炮孔为空孔，空孔左右的两排炮孔为预定倾斜角度的微楔形孔，空孔上下的两个炮孔为垂直孔，空孔、微楔形孔和垂直孔组成掏槽眼；底眼为垂直孔且距下部充填体0.3～0.4m；顶眼和边眼以相同间距均匀布置且与岩壁间隔0.1m，顶眼、边眼和底眼组成周边眼；最后在掏槽眼和周边眼之间均匀布置辅助眼；
S2、设计包括炮孔数量、炮孔间距、炮孔深度和炮孔装药量在内的爆破参数：
S21、掏槽眼设计：掏槽眼分为两种，中间两个为掏槽空孔，装药量为2～3卷乳化炸药；掏槽空孔左右旁边的两排炮孔共六个为微楔形孔，六个微楔形孔加上掏槽空孔上下的两个垂直炮孔共八个掏槽眼，装药量均为7卷乳化炸药；炮孔间距为0.5m，掏槽眼前口间距为1.4m，掏槽眼后口间距为0.6m，所有炮孔皆需超深0.2m，超深后的炮孔深度为2.7m；
S22、辅助眼设计：辅助眼分为上下辅助眼和左右辅助眼，上辅助眼和下辅助眼皆为一排且辅助眼的间距为0.6～0.7m；左辅助眼和右辅助眼皆为两排且同排辅助眼的间距为0.5～0.6m，相邻两排辅助眼的间距为0.5～0.55m，而与微楔形孔相邻的一排辅助眼与微楔形孔间隔0.2～0.3m；所有辅助眼的炮孔深度皆为2.5m，装药量均为6卷乳化炸药；
S23、周边眼设计：边眼分为左边眼和右边眼，顶眼、左边眼和右边眼皆为一排均匀布置在掘进掌子面轮廓上，每排上的周边眼间距为0.5～0.6m，与岩壁间隔0.1m，孔深皆为2.5m，装药量均为5卷膨化硝铵炸药且每卷炸药间隔0.4～0.5m，顶眼需向上偏移预定角度，边眼需向左右各偏移预定角度；底眼为一排且以间隔为0.5～0.6m均匀布置，与下部充填体间隔0.3～0.4m，孔深皆为2.5m且垂直打孔，装药量均为7卷乳化炸药；
S3、按照上述设计，采用现有凿岩台车钻凿炮孔；
S4、炮孔装药：
八个掏槽眼构成的环形掏槽眼皆装7卷乳化炸药，底眼与环形掏槽眼相同，中间的两个掏槽眼装2～3卷乳化炸药，均采用连续不耦合装药；辅助眼装6卷乳化炸药，采用连续不耦合装药；顶眼和边眼装5卷膨化硝铵炸药，采用不连续不耦合装药，每卷炸药间隔0.4～0.5m；所有炮孔皆需装一卷底药，保证炸药安装到位，最后所有炮孔用水炮泥堵塞；
S5、起爆网络：
所有炮孔均采用孔底反向起爆，孔内安设一发电子雷管，微差起爆，起爆顺序为首先是环形掏槽眼，其次是掏槽空孔，然后是辅助眼、边眼、底眼，最后是顶眼；顶眼和边眼采用光面爆破，孔内安设一发电子雷管，并在孔内全长敷设导爆索，形成光面爆破起爆网络。
2.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S1中采用微楔形掏槽设计的微斜孔是与水平方向呈79～81°的倾斜炮孔。
3.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S1中不耦合装药条件下的裂隙圈半径计算公式如下：
Figure FDA0002728264580000021
其中，σR为压碎圈与裂隙圈分界面上的径向应力，β为衰减指数，ρ0为炸药密度，Dv为炸药爆速，n为炸药爆炸产物膨胀碰撞炮孔壁时的压力增大系数，K为装药径向不耦合系数，le为装药轴向系数，α为载荷传播衰减指数，rb为炮孔半径，σtd为岩石的单轴动态抗拉强度，σcd为岩石的单轴动态抗压强度，
Figure FDA0002728264580000022
b为侧向应力系数，μd为岩石动态泊松比。
4.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S2中所有炮孔直径皆为42mm。
5.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S21中掏槽炮孔前口间距应满足：
L1≤2×(2Lcotα+d)
其中，L1为掏槽眼前口间距，L为同排掏槽眼间距，α为炮孔与工作面的夹角，d为掏槽眼后口间距。
6.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S21中炮孔深度的计算公式如下：
Figure FDA0002728264580000031
其中，H为炮孔深度，l为每掘进循环的计划进尺数，η为炮孔利用率。
7.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S23中顶眼向上偏移5°，边眼向左右各偏移5°。
8.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S5中，中间两个掏槽眼外的八个掏槽眼与中间两个掏槽眼之间间隔400～500ms起爆，同时顶眼和边眼的导爆索采用三角搭接，形成光面爆破起爆网络。
9.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S5中炮孔起爆间隔时间计算公式如下：
Figure FDA0002728264580000032
其中，W为最小抵抗线的长度，vr为裂隙发展速度。
10.根据权利要求1所述的矿山井下上向进路一步骤回采控制爆破方法，其特征在于，所述步骤S5中每种炮孔起爆间隔时间为500ms。
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