硬岩巷道爆破法快速掘进技术课件.ppt

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1、硬岩巷道爆破法快速掘进技术,1,主要内容：一、炸药及雷管简介二、岩巷掘进钻眼爆破法研究现状三、硬岩巷道爆破法快速掘进爆破参设计四、岩石物理力学性质测试报告五、爆破法快速掘进技术实例分析六、经济效益报告,2,目 标在岩巷掘进中，破碎岩石是一项主要工序。目前国内外大量使用的破岩方法还是钻眼爆破法。因此，钻眼爆破工作的好坏，对巷道掘进速度、规格质量、支护效果以及掘进工效、成本等，都有较大的影响。巷道掘进中良好的钻眼爆破工作应该达到以下几项要求：1炮眼利用率要高，炸药和雷管的消耗量要低。2巷道断面尺寸应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的标准，巷道的方向与坡度均应符合设计规定。3对巷道围岩的震动和破

2、坏要小，以利于巷道的维护。4岩石块度和岩堆高度要适中，以利于提高装岩效率和钻眼与装岩工作的平行作业。为了获得良好的爆破效果，必须正确地布置工作面炮眼，合理确定爆破参数，选用适宜的炸药和先进爆破技术。,3,一、炸药与雷管,4,（一）、煤矿许用炸药 凡是允许在有瓦斯和可燃性煤尘爆炸危险的矿井中使用的炸药称为煤矿许用炸药。当掘进巷道通过煤系地层时，必须根据瓦斯等级使用相应安全等级的煤矿许用炸药。煤矿安全规程（2005年）第320条规定，井下爆破作业必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。,5,煤矿许用炸药的特点是对爆温、爆热、爆

3、炸产生的火焰长度及持续时间、爆炸产物中的有害气体及灼热固体颗粒等都有严格的限制。煤矿许用炸药主要有以下几种：1.添加惰性消焰剂的炸药：常用的惰性消焰剂是氯化钠（食盐）和氯化铵，用来吸收热量，降低爆温，并抑制瓦斯的链锁反应。目前，我国使用的煤矿许用炸药主要是添加食盐的硝酸铵系列炸药。,6,2.被筒炸药（sheathed explosive）:以煤矿许用炸药为药芯，外面包有由消焰剂（氯化钠、氯化钾等）做成的被筒而制成的安全性等级比原来药芯炸药高的煤矿许用炸药。,7,炸药的爆力与爆速,8,常用的煤矿许用炸药：2级煤矿许用水胶炸药：密度1.13g/cm3,药卷直径35mm，药卷质量333g，药卷长度3

4、10mm，爆速3200m/s。3级煤矿许用水胶炸药密度1.05g/cm3，药卷直径29mm，药卷质量294g，药卷长度430mm，爆速3000m/s。,9,（二）、起爆器材和起爆方法,工业炸药必须使用起爆器材才能被安全、可靠地激发爆炸。起爆器材包括：导火索、导爆索、继爆管、导爆管、雷管、起爆药柱、起爆器和起爆所需的其它用品。常用的工业炸药起爆方法可分为导火索起爆法、电力起爆法、导爆索起爆法和导爆管起爆法。,10,爆破器材,11,工业电雷管简称电雷管。,普通电雷管,12,按通电后爆炸时间的不同以及是否允许用于有瓦斯或煤尘爆炸危险的工作面，作如下分类：普通电雷管：普通瞬发电雷管普通延期电雷管煤矿许

5、用电雷管：煤矿许用瞬发电雷管 煤矿许用毫秒延期电雷管,13,电雷管结构,电雷管壳使用的材料有纸、铜、覆铜钢、铝、铁等，但煤矿许用型电雷管的管壳只允许使用纸、铜、覆铜钢等材料。,14,瞬发电雷管由火雷管和电点火元件组装而成，电点火元件由聚氯乙烯绝缘镀锌铁脚线、桥丝（直径40m的镍铬合金丝）、引火药头和塑料塞组成。,桥丝和引火头,15,16,煤矿许用电雷管,煤矿许用电雷管：允许在有瓦斯和煤尘爆炸危险的环境中使用的电雷管统称煤矿许用电雷管。煤矿许用电雷管分为瞬发和毫秒延期两种类型。,17,为确保雷管的爆炸不致引起瓦斯和煤尘的爆炸，煤矿许用电雷管在普通电雷管的基础上采取了以下措施：1为消除雷管爆炸时产

6、生的高温和火焰的引燃作用，在雷管的主装药内加入适量的消焰剂。2.为消除雷管爆炸飞散出的灼热碎片或残渣的引燃作用，禁止使用铝质管壳。3.采用铅质五芯延期体，减少了延期药用量，并能吸收燃烧热，同时具有抑制延期药燃烧残渣喷出的作用。4.采用燃烧温度低、气体生成量少的延期药。加强雷管的密封性，避免延期药燃烧时，火焰喷出管体引爆瓦斯或煤尘。5.煤矿许用毫秒延期电雷管的段别分为五段，最长延期时间不超过130ms。,18,串联的雷管数目越多，不爆的雷管（俗称“丢炮”）也越多。如果将这些丢炮再逐个通入最小发火电流，则它们又单独地都爆炸了。产生上述现象的原因在于电雷管电学性质的不均匀性。就是说，即使是同一批合格

7、产品，由于桥丝电阻、桥丝焊接质量及引火药的物理状态存在着一定的差异，各雷管之间的各项电学特性参数值都不可能完全一样，因而表现为对电具有不同的敏感度。,19,在串联情况下，当电流通过时，总是最敏感的雷管先得到足够的电能而爆炸，造成串联网路断路，此时，敏感度较低的一些雷管，还没有获得足够的能量来点燃引火药，但由于网路已断，这些雷管因不能继续获得电能而形成丢炮被遗留下来。试验表明：通过串联网路的电流越大，丢炮就越少，当电流增大至某一数值时，就不再有丢炮。能使规定发数的串联电雷管全部起爆的规定恒定直流电流称为串联准爆电流。,20,国家标准规定：对于串联连接的20发电雷管通以1.2A恒定直流电流，应全部

8、爆炸。其中的1.2A恒定直流电流就是国家标准规定的串联准爆电流，它是选用起爆电源以及进行电爆网路设计的重要依据。爆破安全规程规定：电力起爆时，流经每个雷管的电流为：一般爆破，交流电不小于2.5A，直流电不小于2A；大爆破，交流电不小于4A，直流电不小于2.5A。,21,起爆材料一般采用8号电雷管，其中有秒延期雷管和毫秒延期雷管。对巷道和立井浅孔爆破一般采用毫秒延期雷管，对中深孔爆破应采用间隔时间较长的延期雷管，它有利于提高炮眼利用率。在穿过有瓦斯、煤尘爆炸危险的地层时，必须选用毫秒延期雷管，而且最后一段的总延期时间不得超过130ms。另外，所选用的电雷管的各电阻值差不得超过0.2，否则不能使用

9、。严禁不同工厂、不同品种、不同时期的电雷管混用。,22,岩石（或其它介质）的密度同岩石（或其它介质）纵波速度的乘积，称为该岩石（或介质）的波阻抗。它的物理意义是：在岩石（或其它介质）中引起扰动使质点产生单位振动速度所必需的应力。波阻抗大，产生单位振动速度所需的应力就大；反之，波阻抗小，产生单位振动速度所需的应力就小。因此，波阻抗反映了岩石（或其它介质）对波传播的阻尼作用。炸药的密度与其爆速的乘积称作炸药的波阻抗。,23,实验表明，当炸药的波阻抗值同岩石的波阻抗值愈接近，炸药传给岩石的能量就愈多，在岩石中所引起的破碎程度也愈大。从能量观点来看，为提高炸药能量的有效利用，炸药的波阻抗应尽可能与所爆

10、破岩石的波阻抗相匹配。因此，岩石的波阻抗愈高，所选用炸药的密度和爆速应愈大。,24,二、岩巷掘进钻眼爆破法研究现状,岩巷掘进中钻眼爆破法发展的三个重要阶段以后发展的主要技术,25,岩巷全断面一次爆破,岩巷毫秒爆破技术,光面爆破技术,岩巷掘进中钻眼爆破法发展的三个重要阶段,目前岩巷掘进中钻眼爆破法仍是破岩的主要手段,爆破效果直接影响着掘进后续工序,如装岩、运输、支护等的效率和质量,从而影响着掘进速度。标志爆破技术提高发展的三个重要阶段:,26,岩巷全断面一次爆破,解放初期,我国煤矿岩巷掘进爆破是人力抱钻,打眼深度1.01.3m,瞬发雷管起爆,工作面要分34次放炮,效率很低。1953年采用秒延期雷

11、管进行全断面一次起爆试验获得成功,改变了多次放炮的落后面貌。并运用抛渣爆破,实现钻眼与装岩的平行作业,使岩巷掘进速度大幅度提高。,27,岩巷毫秒爆破技术,毫秒雷管的生产,促使在岩巷掘进中大力推广毫秒爆破技术。不仅巩固了全断面一次起爆的成果,而且推动了直眼掏槽的试验和应用。平行龟裂、螺旋掏槽、筒形掏槽等方法得到实际应用,炮眼深度加大到1.51.8m,提高了爆破效率,降低了炸药消耗,提高了循环进尺。在此条件下,实现了多台凿岩机作业和浅眼多循环的作业方式,使掘进速度得到进一步提高。围绕着提高爆破效果,相继开展了掏槽方法、合理爆破参数、合理延期间隔时间等的试验研究,巩固了毫秒爆破技术在岩巷掘进中的应用

12、,并使其成为常规的应用技术。,28,光面爆破技术,70年代初,光面爆破以其优越的爆破质量和效果在岩巷掘进中得到推广,并与锚喷支护相结合成为岩巷掘进中新的工艺系统。在煤系地层中以及在松软破碎岩层中光面爆破已成为锚喷支护的前提条件。光面爆破技术使爆破技术在新水平上得到进一步地发展。,29,以后发展的主要技术,直眼掏槽方式,中深孔爆破技术,小直径药包爆破技术,30,中深孔爆破技术,在光面爆破推广应用中,就合理炮眼深度问题从掏槽方法、装药结构、凿岩机效率及掘进循环的工时有效利用等方面进行了综合研究。研究表明:加大炮眼深度可提高工时利用率和掘进速度;但眼深又受凿岩机能力的制约,用气腿凿岩机钻眼深度超过2

13、.5m后钻速剧烈下降,眼深太大将加大钻眼时间,从凿岩机能力方面考虑以不超过2.5m眼深是较适宜的;同时,眼深还受岩层稳定程度和断面的限制。因此,在实践中,中深孔(2.02.5m)爆破应得到推广应用。,31,直眼掏槽方式,影响直眼掏槽效果的因素是炮眼间距、线装药密度、起爆时差和空眼数量4个主要参数。空眼在直眼掏槽中的作用是作为首爆炮眼的破裂导向和碎胀空间,所以大直径空眼或多空眼形式可增加掏槽效果的可靠性。空眼的多少依岩性而定。眼距是影响直眼掏槽效果最敏感的参数,选择不当易造成掏槽失败。直眼掏槽的装药属超量装药,一般是以装药长度达眼深的75%以上来控制。,32,小直径药包爆破技术,为加快岩巷掘进速

14、度,1991年煤炭部提出了“三小”工作面(小钻头、小锚杆、小药包)示范性推广项目。通过兖州兴隆庄矿、鹤壁等矿的试验和正规循环作业表明:在巷道断面12m2条件下取得了显著的技术经济效益,掘进速度各矿分别提高60%、80%和39.6%,成本降低10%30%。小直径药包爆破技术在“三小”工作面中起到了主要作用,更适合光面爆破的需要。,33,三、爆破参数设计,目标:在岩巷掘进中，目前国内外大量使用的破岩方法还是钻眼爆破法。因此，钻眼爆破工作的好坏，对巷道掘进速度、规格质量、支护效果以及掘进工效、成本等，都有较大的影响。巷道掘进中良好的钻眼爆破工作应该达到以下几项要求：1炮眼利用率要高，炸药和雷管的消耗

15、量要低。2巷道断面尺寸应符合设计要求和井巷工程施工及验收规范的标准，巷道的方向与坡度均应符合设计规定。3对巷道围岩的震动和破坏要小，以利于巷道的维护。4岩石块度和岩堆高度要适中，以利于提高装岩效率和钻眼与装岩工作的平行作业。为了获得良好的爆破效果，必须正确地布置工作面炮眼，合理确定爆破参数，选用适宜的炸药和先进爆破技术。,34,掘进工作面的炮眼，按其用途和位置可分为掏槽眼、辅助跟和周边眼三类，其起爆顺序为先掏槽眼，其次辅助眼，最后周边眼。影响炮眼布置的因素很多，主要有岩石性质和结构，巷道断面形状和大小以及炸药性能和装药量等。特别是井下地质条件往往变化很大，故工作面的炮眼布置不能一成不变，必须根

16、据具体情况进行布置或调整。根据试验研究，井巷爆破合理布孔原则是“抓两头，带中间”，即一头抓掏槽眼，一头抓周边眼的分类布孔法。“重掏心，轻扒边。”,35,主要内容,先进技术方法的提出单位炸药消耗量炮眼直径和装药直径炮眼数目炮眼深度炮眼填塞炮眼布置与起爆网络周边光面爆破设计,36,高瓦斯矿井硬岩巷道中深孔不同阶微差斜眼掏槽方法的提出,掏槽爆破技术是巷道掘进爆破的关键技术，直接关系到一茬炮的成败，必须认真进行科学、合理的技术设计。掏槽眼应根据巷道岩石的条件和巷道断面大小进行设置，通常布置在巷道中央偏下，并尽量选择有弱面的地方。掏槽眼首先爆破时，自由面和空间小，受到的夹制作用大，一般装药量较大。目前在

17、巷道掘进中常用的掏槽方式，按掏槽眼的方向可分为斜眼掏槽、直眼掏槽和混合掏槽。,37,斜眼掏槽方式,斜眼掏槽的特点是炮眼与工作面斜交。通常根据岩巷断面的大小和岩层的坚固性来确定炮眼的角度和数目，一般为68个炮眼呈对称布置，角度为6075，装药满度系数大约为0.7。垂直楔形掏槽的特点及适用条件为：1)掏槽眼相交的轴线通常为巷道的垂直中线。2)适应于巷道穿过具有垂直层理的岩层。3)一般不受地质条件的限制，通常适用于极坚硬、坚硬和中硬的均质岩层。4)因掏槽眼是倾斜的，故巷道断面一般要大于14m2，若巷道宽度小于2.8m，掏槽眼深度应小于2.0m。,38,直眼掏槽方式,直眼掏槽是指所有掏槽眼都垂直于工作

18、面，且互相平行，炮眼间距小,并留有不装药的空眼，炮眼的装药满度系数多为0.70.8。一般适用于坚硬或中等坚硬的岩石及断面较小的巷道进行中深孔和深孔爆破，便于采用凿岩台车打眼。直眼掏槽是以空眼作为自由面和岩石碎胀后的补偿空间。,39,混合掏槽方式,在断面较大、岩石较硬的巷道掘进爆破中，为确保掏槽效果，加大槽腔深度和体积，可采用混合掏槽方式。混合掏槽的炮眼布置形式很多，一般均为直眼与斜眼的混合形式，弥补斜眼掏槽深度不够与直眼掏槽槽腔体积较小的不足。一般直眼布置在槽腔内部，斜眼作垂直楔形布置，与工作面的夹角为7585为宜；斜眼眼底与直眼眼底距离大约0.2m，斜眼装药满度系数为0.70.75；直眼装药

19、满度系数为0.7左右。,40,不同阶微差斜眼掏槽方法-提出的新的掏槽方法,根据斜眼、直眼、混合掏槽眼的特点，针对高瓦斯矿井硬岩巷道岩石较坚硬的特点，不能有空眼，一个炮眼内不能有两个炮头等因素，提出中深孔不同阶微差斜眼掏槽方法。在直眼掏槽的基础上，对空眼采取措施，装12支药卷，其余长度用水炮泥和黏土炮泥封堵，起爆雷管为2段，保证在原直眼掏眼先爆的基础上，把掏槽的残岩进一步抛出，它不仅起到一般空孔的作用，而且还能把装药孔破碎的岩石，进一步破碎抛出槽外，从而大大加深掏槽的有效深度。如果岩石硬度较大，把直眼改为斜眼掏槽，角度小于正常的斜眼掏槽，保证掏槽眼能够顺利起爆，达到有效掏槽的目的，这就是不同阶微

20、差斜眼掏槽方法的实质。,41,掏槽眼在巷道位置图,42,孔内微差掏槽的基本原理,引起岩石的抗爆力重分布 采用孔内分段装药，形成孔内微差爆破。因上分段爆破后给下段爆破创造了新的自由面，导致了岩石抗爆力的重分布，如图1所示，单次起爆时，孔底最大抗爆力为fs，远大于炸药的破碎能力fe，孔内微差爆破时，孔底的最大抗爆力为fs1，fs1远小于fs，大于fe，所以采用孔内微差可实现孔底的抗爆力小于装药的破碎能力，使得有更多的爆破能量用于破碎岩石土，提高破碎岩石的深度。,43,图为岩石抗爆力沿孔深的变化,44,1一次起爆，2微差爆破 爆破漏斗特征曲线,孔内微差爆破漏斗曲线位于一次起爆漏斗曲线的右侧，爆破漏斗

21、体积及最佳深度均大于孔内一次起爆的数值，这说明孔内微差爆破可提高爆破效率，降低炸药单耗，从而减少对周围结构物的影响。,45,单位炸药消耗量,合理的单位耗药量取决于多种因素，其中主要有：岩石的物理力学性质、巷道断面大小、炸药性质和炮眼直径与深度。用理论精确计算单位耗药量是很难的，对于具体岩石条件可通过标准爆破漏斗试验来确定。计算单位耗药量的经验公式多采用如下修正的普氏公式：q=1.1 Ke(f/S)1/2,46,47,48,炮眼直径和装药直径,炮眼直径对凿岩速度、眼数、巷道成形情况和装药参数等都有影响。直径过小会影响装药和炸药稳定爆炸；过大则影响凿眼速度。一般根据药卷直径和标准钻头直径来确定炮眼

22、直径。对掏槽眼采用偶合装药时，装药直径即为炮眼直径；对周边眼采用不偶合装药时，装药直径一般指药卷直径。采用3级煤矿许用水胶炸药，掏槽眼为35mm330mm330g，周边眼为29mm430mm 294g。周边眼和辅助眼相对较多，采用小直径炮眼和小直径的药卷，可以缩短打眼时间。,49,炮眼数目,根据岩石性质、断面尺寸和炸药性质等，按炮眼的不同作用对炮眼进行合理布置，最终排列出的炮眼数即为一次爆破的总炮眼数。一般还需要实践验证后再作适当调整。炮眼数目过少，易出现大块，不利于装岩，同时巷道周边轮廓会成型差；炮眼数目过多，会导致钻眼工时和成本增加。合理的炮眼数目应当保证有较高的爆破效率，即炮眼利用率在9

23、0%以上，爆下的岩块和爆破后的巷道轮廓，均能符合施工和设计要求。,50,炮眼深度,炮眼深度直接决定每个循环的进尺量，也就是决定着掘进中钻眼和装岩等主要工序的工作量和完成各工序所需要的时间，是确定掘进循环劳动量和工作组织的主要钻爆参数，需要综合考虑施工设备、掘进任务和劳动组织等多方面因素进行优化设计。,眼深受凿岩机能力的制约,用气腿凿岩机钻眼深度超过2.5m后钻速剧烈下降,眼深太深将增加钻眼时间,从凿岩机能力方面考虑以不超过2.5m眼深是较适宜的;同时,眼深还受岩层稳定程度和断面的限制。另外，煤矿安全规程规定，炮眼深度超过lm时，封泥长度不得小于0.5m；炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于

24、1m。因此,为了使槽眼药量加大,炮眼深度不宜超过2.5m。,51,表3.3 YTP26与YT24型凿岩机的比较,钻眼设备,52,炮眼填塞,适当的填塞能保证在炮眼内炸药全部爆炸结束前减少爆生气体过早逸出，保证爆压有较长的作用时间，以充分发挥炸药的爆破作用。特别是正向起爆时，炮眼填塞的作用就更重要了。炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用黏土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮泥封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。在有瓦斯煤尘的巷道工作面，采用水炮泥，不仅可以吸收热量，降低喷出气体的温度，而且可降低粉尘产生，有利于施

25、工环境改善和爆破安全。,53,目前的巷道掘进多采用特制的黏土炮泥，填塞长度要求为：(1)炮眼深度为0.61m时，封泥长度不得小于炮眼深度的l/2；(2)炮眼深度超过lm时，封泥长度不得小于0.5m；(3)炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m；(4)光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。,54,炮眼布置与起爆网络,巷道掘进炮眼布置的方法和原则起爆顺序及时差起爆网络起爆网络的检测,55,巷道掘进炮眼布置的方法和原则,1)首先选择掏槽方式和确定掏槽眼位置，再布置周边眼，最后布置崩落眼；2)掏槽眼通常布置在巷道断面的中央偏下。除断面较大的巷道外，一般在槽眼底间不再布

26、置崩落眼；掏槽眼深度应比其它炮眼深1020%；3)周边眼布置在巷道断面的轮廓线上，通常向外(或向上)偏斜一定角度，一般为35。顶眼和邦眼一般按光面爆破要求，各炮眼尽量互相平行，眼底落在同一平面上。底眼眼口一般在巷道底板线上150200mm，眼底低于底板线100200mm；4)崩落眼以掏槽眼形成的槽洞为中心，分层均匀布置在掏槽眼和周边眼之间。布置时应根据断面大小和形状调整抵抗线和眼距，以求炮眼数目少且能均布。有时可适当调整掏槽眼位置或在掏槽眼旁增加辅助眼，以使崩落眼布置合理。崩落眼的抵抗线和眼距应根据装药直径、岩层可爆性和块度要求来确定，一般为500700mm，邻近系数在0.8左右。,56,工作

27、面上的炮眼应按掏槽眼、辅助眼、崩落眼、帮眼、顶眼、底眼的先后顺序放置段发雷管，以使先爆炮眼所形成的槽腔可作为后爆炮眼的自由面。起爆顺序的间隔时间采用毫秒延期。目前巷道掘进中，考虑抵抗线较小，一般间隔时间在1575ms之间选定，并随岩石性质、抵抗线大小而调整。在有瓦斯的巷道实现全断面一次爆破时，总延时不能超过130ms。,起爆顺序及时差,57,起爆网络,串联电爆网络:在工作面依次将相邻两个电雷管的脚线各一根互相连接起来，再将两端剩余两根脚线与爆破母线连接即可。该网络的特点是操作简便，连线速度快，不易漏接或接错，便于检查，网络所需总电流较小，适用于发爆器做电源，是煤矿井下平巷掘进最普遍采用的电爆网

28、络。缺点是网络中有一个雷管不导通或一处连接不好，会导致全部电雷管拒爆；当起爆电源不足时，可能出现较敏感电雷管先爆，而钝感雷管拒爆现象。因此，采用串联网络时，应尽量选用品质相同的电雷管，并检查整个网络导通情况。串并联起爆网络:串并联是先将电雷管分组，每组各雷管串联，然后各组再并联到爆破母线上。,58,起爆网络的检测,为确保起爆安全，杜绝拒爆现象发生，电起爆网络都需要检测。设计起爆网络时必须进行起爆网络电阻计算，起爆前要做全电阻检测，从而判断网络雷管和连接是否正常，能否全部起爆。对串联网络，爆破前，用导通器检查线路是否导通，如果导通便立即起爆。这种检测方法并不完全正确，对电爆网络应做全电阻检测。由

29、于网络中常因雷管间的短路、接头接地或湿水短路、错连或漏连等现象发生拒爆，全电阻检测才可发现这类问题。爆破母线与起爆电源或发爆器连接之前，必须测量全线路的总电阻值，如出入较大(超过5%)，禁止连线，应查找原因并排除故障后再连线。,59,周边光面爆破设计,不偶合的方法不偶合系数炮孔间距与最小抵抗装药量,60,不偶合的方法,实现不耦合装药有两种方法：一是不改变现有药卷直径(3235mm)，而加大炮眼直径；二是减小现有药包直径，采用专用小直径药卷。由于目前所采用的气腿式风钻凿岩能力较低，打大孔径炮眼的钻速和效率较低，现场难以应用，故采用小直径药卷,直径为29mm。,61,不偶合系数,可求得装药不耦合系

30、数,换算为每米装药量为,单位长度炮孔的装药长度,令,已知在不耦合装药条件下，炮眼壁上产生的冲击压力为：,62,炮孔间距与最小抵抗,炮眼密集系数多取 0.81.0，光爆效果较好。所以，合适的抵抗线为周边眼眼距的11.25倍。最小抵抗线过大，光爆层的岩石将得不到适当破碎；反之，则在反射波作用下，围岩内将产生较多的裂缝，影响围岩稳定。,63,岩石巷道一般岩层中的常用光爆参数，见下表，可供现场参考使用。,64,装药量,光面爆破装药量问题，所涉及的影响因素很多。如岩石的性质、节理裂隙的发育程度，周边眼间距、炮眼直径、炮眼长度、抵抗线大小以及炸药品种等，难于用准确的公式表达。根据实践经验确定。,65,四、

31、岩石物理力学性质测试报告,测定内容:1)力学性质：岩石的单向抗压强度、抗拉强度、弹性模量、变形模量、泊松比、摩擦角、凝聚力。2)物理性质：颗粒密度（比重）、块体密度（容重）、孔隙率。,66,试验设备,RMT岩石力学测试系统,67,68,69,70,谢谢！,71,间接拉伸试验后的试件,三轴压缩试验后的试件,72,73,74,75,76,胶带机大巷岩样综合曲线,77,11111巷岩样综合曲线,78,1211巷岩样综合曲线,79,1211巷岩样摩尔圆,80,*煤矿-630m西采区11-2轨道大巷长度为813.5m，坡度为2%3%，巷道断面为18.98m2。,五、*煤矿-630m轨道大巷爆破技术,81

32、,实施的爆破参数,82,83,84,1.掏槽眼，辅助掏槽眼，用42mm钻头打眼，药卷为35mm 3级煤矿安全炸药共66卷,21.78kg。2.辅助眼,底部眼，周边眼，水沟眼用32 mm钻头打眼，药卷为29mm 3级煤矿安全炸药共252卷,74.088kg。3.所有的装药为正向装药，注意药卷的聚能穴位置。4.毫秒电雷管一定不要装错。517,18,19,25,26,27炮眼向内倾角为85度。6周边眼口位置应在轮廓线上，眼底不宜超过轮廓线100mm处。7炮眼一定要用炮泥和水炮泥堵塞，封口炮泥长不低于500mm。8.毫秒延期电雷管段8发,段19发(雷管的脚线不低于3m),段29发,段18发,段35发。

33、9放炮警戒距离不低于200m,起爆器使用前一定要换上质量好的电池。,技术要点,85,爆破要求,(1)有下列情况之一的，严禁装药：工作面的空顶距超过要求。2)爆破地点附近20m范围内的风流中的瓦斯浓度达到1.0%。3)爆破地点附近20m范围内，矿车、矸石或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。4)炮眼内发现异常，温度骤高骤低，有瓦斯显著涌出。5)工作面供风量不足。(2)工作面放炮必须严格执行“一炮三检”制度，即装药前、放炮前、放炮后认真检查瓦斯浓度，瓦斯浓度达到1.0，严禁装药放炮。(3)封堵炮眼必须使用“三泥”，即座底泥，水炮眼、封口泥。空眼必须用黄泥填实，严格执行全断面一次爆破；炮眼的封泥长度不得

34、小于500mm。(4)放炮必须严格执行“三人连锁放炮制”和“人、牌、网”三警戒制度，警戒距离不小于100m。拨门及接近西一11-2煤层回风巷时，必须按贯通施工管理，煤层回风巷东西两侧必须设置警戒。每次装药前，迎头内外50m拉一道警戒线，闲杂人员不得入内。(5)必须采用正向装药。,86,(6)严禁套残眼打眼，打眼前工作面要打到实茬；发现瞎炮要及时处理，处理方法：A、由于联线不良造成的瞎炮，重新联线放炮。B、在距瞎炮300mm处，打一个与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药放炮。C、严禁用手拉、镐刨、压风吹的方法处理瞎炮。D、处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查炸落的矸石、收集未爆的电雷管。E、在瞎炮

35、处理完以前，严禁在该地点进行与瞎炮无关的工作。当班未处理完的瞎炮,当班放炮员、班长必须在现场与下一班放炮员、班长交代清楚。(7)放炮30分钟后，待工作面炮烟吹尽，经放炮员、瓦检员、班长共同检查工作面顶板安全情况，有无瞎炮情况，确认安全后，才能进行下一步的工作；待矸石出完后，再次检查工作面有无瞎炮，两帮的安全情况，确认安全后方可进行下一步工作。(8)放炮前后，放炮地点20米范围内的巷道要洒水灭尘。,87,六、煤矿瓦斯抽排巷爆破法快速掘进技术,88,*煤矿瓦斯抽排巷爆破法快速掘进爆破参数,89,90,七、*矿煤底板6回风大巷爆破技术 为提高循环进尺，在该巷进行爆破参数试验。,91,爆破图表 结合该

36、煤矿爆破法快速掘进技术成功的经验，根据6煤底板回风大巷的岩石条件，制定的爆破参数及图表方案如下。,雷管：1-5段毫秒延期电雷管，最后一段延时不超过130ms 炸药：3级煤矿许用水胶炸药，35mm330mm330g，29 mm430mm294g起爆器：MBF-200岩石:砂岩单轴抗压强度152.2Mpa；在围压10MPa作用下,抗压强度为220.0MPa；在围压20MPa作用下,抗压强度为250.8MPa,92,93,(1)掏槽眼，辅助掏槽眼，用42 mm钻头打眼，药卷为35mm 3级煤矿安全炸药，共66卷,19.14kg。(2)辅助眼底部眼、周边眼、水沟眼用32 mm钻头打眼，药卷为29mm

37、3级煤矿安全炸药共255卷,74.97 kg。(3)所有的装药为正向装药，注意药卷的聚能穴位置。(4)毫秒电雷管一定不要装错。(5)17,18,19,25,26,27炮眼向内倾角为85度。(6)周边眼口位置应在轮廓线上，眼底不宜超过轮廓线100mm处。(7)炮眼一定要用炮泥和水炮泥堵塞，封口炮泥长不低于500mm。(8)毫秒延期电雷管段8发,段19发(雷管的脚线不低于3.5m),段29发,段18发,段35发，其中段雷管的脚线不低于3.5 m，其它电雷管脚线不低于2.5 m。,技术要点,94,(9)放炮警戒距离为200 m，放炮警戒为三道。(10)起爆器使用前一定要换上质量好的电池。(11)连接

38、方式为串并联，按巷道断面中心线，9，10，11为左断面串联部分，16，22，49为右断面串联部分，左右断面的电雷管串联后再并联。串联后应导通并量测电阻，并联后应量测电阻并符合要求。,95,6煤底板回风大巷炮眼布置图,96,八、技术经济效益报告,高瓦斯矿井的硬岩巷道爆破施工，在煤矿安全规程规定采用三级的煤矿许用炸药，正向装药，雷管的最后一段延时不超过130ms的条件下，根据岩石的力学特性进行爆破参数的合理设计，采用斜眼不同阶微差深部掏槽爆破技术，小直径钻头钻进以节省钻眼时间，采用串并联网路，各串联电阻值基本相等，每段起爆的药量尽量相等，全断面一次起爆。通过实施巷道成型好，炮眼利用率达90%以上，

39、取得了较高经济效益。,97,2005年7月至8月在该巷道进行爆破试验，实施的方案为掏槽眼为2.2m，周边眼、辅助眼为2.0m，经过多次现场实施，考虑巷道断面太小，断面6.63m2，掏槽眼间距仅为300mm，欲把2.2m深的岩石爆出，受岩石的夹制作用太大。根据现场具体情况，8月9日制定的修订方案，效果较好，炮眼利用率达90%。1211（1）高抽巷，施工长度500m。原设计爆破参数：每循环所消耗雷管、炸药、钻头约为1362.9元，每圆班三循环，循环进尺1.4m，每米消耗共973.5元；更改后爆破参数：每循环所消耗雷管、炸药、钻头约为1362.9元，每圆班三循环，循环进尺1.8m，提高28.6%，每

40、米消耗共757元，每米差价216.5元；500m巷道节省消耗材料费为10.8万元。因循环进尺加大，工期提前约为27天，节省人工费9.7万元。采用光面爆破技术，加强施工管理，严格控制巷道爆破成型，减少巷道超挖和喷射混凝土材料及人工费用，共节省费用8.6万元。总共节省29.1万元。,*煤矿高抽巷的技术经济分析,98,煤矿西采区11-2轨道大巷长度为813.5m，2005年7月至8月在该巷道进行爆破试验，根据现场具体情况，8月9日制定的修订方案，效果较好，炮眼利用率达90%。原设计爆破参数：每循环所消耗雷管、炸药、钻头约为1424.3元，每圆班三循环，循环进尺1.2m，每米消耗共1186.9元；更改

41、后爆破参数：每循环所消耗雷管、炸药、钻头约为2032.6元，每圆班三循环，循环进尺1.9m，提高58.3%，每米消耗共1069.8元，每米差价117.1元；813m巷道节省消耗材料费为9.5万元。因循环进尺加大，工期提前约为54天，节省人工费22.5万元。通过光面爆破优化，加强施工管理，严格控制巷道爆破成型，减少巷道超挖和喷射混凝土材料及人工费用，共节省费用21.5万元。总共节省53.5万元。,*煤矿轨道大巷的技术经济分析,99,*煤矿属煤与瓦斯突出矿井，6煤底板回风大巷全长1219.86m，掘进断面为18.98m2，宽为5.3m，半圆拱高为2.65m，直墙高为1.5m，巷道穿过的岩性为坚硬的细砂岩。由于巷道在开掘前处于三向应力状态下，为了爆破参数的合理确定提供依据，进行了岩石的三轴压缩强度试验，随着围压的增大，岩石的强度在增大，在围压为20MPa时强度增大64.8%。通过实施巷道成型好，单位体积炸药消耗量2.36kg/m3，炮眼利用率达90%以上。经计算节省费用77.3万元。,*煤矿回风大巷的技术经济分析,该项目的应用，直接节省159.9万元。,100,谢谢大家!,101,