北團礦井巷工程爆破設計

馬春杰

(福建連城縣物安爆破工程有限公司， 福建 龍巖市 366200)

1 工程概況

1.1 礦床地質和構造特征

福建省連城縣北團煤礦礦區內出露地層有二疊系下統為海相沉積的灰巖為主，中下部為灰-灰黑色含燧石條帶的灰巖；上部為灰黑色灰巖夾泥灰巖、鈣質粉砂巖；頂部為灰色-深灰色硅質巖。風化后呈棱角狀碎塊的棲霞組(P1q)、巖性由深灰、灰黑色泥質巖、粉砂巖夾少量石英細砂巖組成，為一套不含煤淺海相細碎屑巖沉積，水平、波紋層理發育，含菱鐵質結核，產豐富海百合莖、腕足類、雙殼類、菊石及螺等動物化石的文筆山組(P1w)、巖性以泥巖、細粉砂巖為主，夾薄層細砂巖，含豐富的動物化石的童子巖組(P1t)、由泥巖、粉砂巖和各種粒級的砂巖或含礫砂巖組成，泥質巖及粉砂巖中普遍含菱鐵質鮞粒的二疊系上統翠屏山組(P2cp)和巖性主要為棕黃色、深灰色砂質泥巖、粉砂巖、細砂巖，局部含鈣，產腕足類動物化石的大隆組(P2d)。

北團井田已查明或基本查明落差大于30 m的斷層共24條，有南北向、東西向和北西向幾組，以正斷層為主，一般傾角較大(除F1、F5等斷層外)，另外落差小延伸長度大的斷層也不少，如F4、F17、F19等。斷層、褶皺發育對井田含煤地層、可采煤層的形態、完整性、連續性有較明顯的破壞，但對煤層的厚度影響不甚明顯。

1.2 水文地質條件

礦區為低山丘陵地形，山巒起伏，山嶺走勢南高北低，延綿長約3.5 km。東坡平緩、西坡較陡峻，最高峰“老鼠鼻”，海拔+772.30 m，侵蝕基準面上江坊村北海拔+325.0 m。主要水系為羅坊溪(不在整合區內)，自南向北流經北團井田西側，平水期日流量81200 m3。區內地形較為平緩，溝谷向四周呈放射狀，較為寬緩，有利于大氣降水及地下水的排泄。

礦區內各巖層的含水性十分不均勻，概略劃分為含水巖組和隔水巖組。本煤礦巷道揭露零星少量巖漿巖體，規模較小，一般呈巖脈狀產出，煤巷中常見淋、滴水現象，水量初見時大，以后逐漸變小，其含水性一般較差，富水性弱。

本區由于受多條斷層的切割，煤層的連續性受到一定程度的破壞,而且為地下水的運移和儲存創造了條件，使一些本來隔水或富水性弱的巖層局部變成不均勻裂隙含水帶。巷道內滴水、淋水等現象的發生大都出現在斷層破碎帶中，出水量初見時大，以后逐漸變小，雨季大，旱季小。表明這些斷層雖然含水，但導水性較差補給來源有限，不會有大的突水危害，且受大氣降水的影響。

造成本礦區各礦井充水的主要因素有大氣降水、含水巖層和老窯積水。大氣降水一般通過風化帶、裂隙帶等補給各巖層，再向深部逕流或向礦坑排泄，其補給路程和徑流條件很不一致。因本區小窯眾多，部分已廢棄，停采后極易造成老窯積水，形成隱患，對礦井開采構成較大威脅，因此要加強老窯采空區的調查，并在開采中小心接近采空積水區，以防老窯透水對礦坑造成突水危害。

2 爆破設計方案

2.1 井巷工程掘進施工方法

因本礦井巷工程的各種斷面面積均在20 m2以下，屬于小斷面開挖，結合巖體穩固性，為減少爆破開挖對圍巖的擾動，設計采用全斷面一次爆破挖成形的施工方法。

為了減少爆破對圍巖的整體性破壞, 防止超挖或欠挖，保證爆破開挖后輪廓線的平整度，優先考慮采用周邊炮眼光面爆破技術。為減少鉆孔數量和施工方便，設計采取垂直楔形掏槽方式，在確保安全施工和施工便利的前提下，盡可能加大一次循環掘進進尺量，減少掘進循環次數。

使用7655型鑿巖機配氣腿鉆眼，鉆頭直徑為38 mm，選擇藥卷直徑32 mm的煤礦許用乳化炸藥，采用煤礦許用毫秒延期電雷管串聯起爆網路。

2.2 爆破參數選擇與裝藥量計算

2.2.1 掏槽方式、角度和掏槽眼間距的確定

根據本煤礦施工設備和地質構造等條件，參照國內外類似斷面掘進經驗來選擇掏槽方式。

(1) 巷道在寬度3 m以下的井巷工程開挖，選擇一級楔形掏槽方式，掏槽炮眼4～6個，掏槽眼與作業面的夾角為65°～75°，掏槽眼底部水平間距16～20 cm，掏槽眼孔口水平距離視巷道寬而確定，掏槽眼上下之間排距40～50 cm。

(2) 巷道寬度大于3.6 m的井巷工程開挖，采取兩級掏槽方式，掏槽炮眼6～8個，一級掏槽炮眼與作業面的夾角為63°～68°，掏槽眼底部水平間距16～20 cm；二級掏槽眼與作業面的夾角為68°～75°，掏槽眼孔口水平距離視巷道寬而確定，掏槽眼上下之間垂直間距40～60 cm。

2.2.2 光面爆破參數

(1) 光面爆破炮眼直徑取d=40～42 mm。

(2) 炮眼間距：E=(8～18)d,實際施工中，一般取E=(0.50～0.60) m。

(3) 最小抵抗線：W光=(10～20)d，實際施工中，一般取W=(0.55～0.70) m。

(4) 炮孔密集系數：m=E/W光，施工中一般取0.75～0.9。

(5) 不耦合裝藥系數：n=d孔/d藥=42/32=1.31。

(6) 線裝藥密度：q=0.1～0.2 kg/m,本設計按0.2 kg/m選取。

(7) 光面炮眼裝藥量：Q光=2*(0.1～0.2)=(0.20～0.40)kg。

實際施工中要根據巖石性質和地質結構，選取合理的爆破參數。

2.2.3 光面爆破裝藥結構

為保證不使藥包沖擊破碎周邊炮眼孔壁，采取將藥卷捆綁于竹片上，各藥卷用煤礦許用低能導爆索相連，用煤礦許用非電毫秒雷管起爆。

孔口用粘土堵塞，填塞長度取0.5～0.6 m，現場根據炮孔間距和光面層厚度適時調整。

2.2.4 炮孔數量計算

炮眼總數量計算根據下列公式：

N=3.3(fS2)1/3

式中：N—炮眼孔數，個；

S—巷道掘進斷面面積。

用圖解法根據掘進斷面、巖石硬度和地質結構情況來布置炮眼。

2.2.5 炮眼深度選擇

炮眼深度根據開挖斷面大小、鉆眼設備和巖石性質來選擇，圍巖穩固時，為增加一次循環掘進進尺，炮眼深度盡量取大值。

按公式Lmax=KLB(H) 求各種開挖斷面的最大炮眼深度,其中，Lmax為最大一次掘進炮眼深度(周邊眼和輔助眼深度)，m；KL為炮眼裝填系數，參照巖石硬度和結構特性選取；B(H)為巷道的寬度(高度)，m，取斷面尺寸的最小值。經計算，求得開挖各種巷道斷面合適的最大一次掘進尺寸，參與國內外實際經驗，一次掘進的炮眼深度為1.5～2.5 m。

2.2.6 單位炸藥消耗量q值

合理確定炸藥單位消耗量是爆破施工中的重要問題，主要取決于巖石的性質、炸藥性能、斷面尺寸、爆破塊度和拋擲效果的要求。根據下列國內外爆破施工經驗，參照巷道掘進炸藥消耗定額進行選擇。

2.2.7 單個炮孔裝藥量Q

(1) 掏槽眼。根據巷道掘進爆破實踐經驗，一般比輔助炮眼多裝30%～50%的裝藥量，根據國內外巷道掘進爆破實踐經驗，一般取炮眼深度的75%～85%計算各種巷道斷面掏槽炮眼的裝藥量。

(2) 輔助眼。根據經驗取炮眼長度的45%～55%，計算各種巷道斷面掘進輔助炮眼的裝藥量。

(3) 底部眼。根據巷道掘進爆破實踐經驗，底部炮眼一般比輔助炮眼多裝藥10%～20%，一般取炮孔的55%～65%計算各種巷道斷面掘進底部炮眼的裝藥量。

(4) 周邊孔。取線裝藥密度0.15～0.25 kg/m，計算裝藥量為0.30～0.50 kg。

2.2.8 井巷工程一次掘進循環炸藥量

根據爆破體積公式：Q=q*S*L*η

式中：Q—掘進每循環裝藥量，kg。

q—單位炸藥消耗量，kg/m3,參照類似巷道開挖或現場試驗。

S—開挖斷面面積，m2;

L—炮孔深度，m;

η—炮孔利用率，一般取0.85～0.95。

實際施工中，應當根據煤礦采掘面的地質結構條件和巖石性質，酌情布置炮眼數量和裝藥量。

2.3 炮眼布置原則

(1) 掏槽眼的布置。按公式Lt=(L+0.2)/sinα計算各種開挖斷面的掏槽炮眼的深度。為使鉆眼施工方便，掏槽炮眼的中心位置選擇離底板高1.3 m處，正常條件下采取對稱布置，若有軟弱結構面或斷層，則優先考慮布置在軟弱結構面附近。

(2) 周邊炮眼和底部的布置。兩側墻邊幫和頂幫炮眼離巷道邊緣輪廓線10～15 cm，邊幫炮眼間距為55～65 cm，頂幫光面炮眼間距50～60 cm；底部炮眼離巷道底邊緣輪廓線15～20 cm，底部炮眼眼底超出底板線15～20 cm，底部炮眼間距65～75 cm。

(3) 輔助炮眼布置。底部周邊炮眼眼底離掏槽炮眼眼底距離大于80 cm時，需要布置輔助炮眼，輔助炮眼距離底部炮眼45～60 cm。側墻周邊炮眼眼底離掏槽炮眼眼底距離大于80 cm時，需要布置輔助炮眼，輔助炮眼距周邊炮眼55～70 cm。

(4) 井巷掘進斷面炮眼布置順序。掏槽炮眼→邊幫炮眼→頂部炮眼→底部炮眼→輔助炮眼。

2.4 裝藥和填塞及起爆網路

掏槽眼、輔助眼、底眼均采用連續裝藥形式,起爆雷管裝在孔底，反向起爆，堵塞長度約0.5～0.8 m。

周邊眼為光面爆破眼,一般是采用不耦合裝藥結構，堵塞長度約0.4～0.6 m。

眼口未裝藥部分需要用炮泥嚴密堵塞,炮泥材料為黃泥,濕度18%～20%。

采用煤礦許用毫秒延期電雷管串聯起爆方法，根據光面爆破的要求,炮眼內可用煤礦許用低能導爆索將各段藥卷串聯起來。

炮眼起爆順序為:掏槽眼→輔助眼→幫眼→頂眼→底眼。將所有電雷管串聯，并將起爆母線引到安全地點,用煤礦許用防爆型起爆器起爆。

3 爆破安全技術

3.1 爆破有害效應校核

因爆破點都為地下且離洞口和地面建筑物均在200 m以外，因此爆破震動、沖擊波、爆破飛石對地面建筑物的影響極小，對爆破震動、爆破飛石和爆破沖擊波造成的危害進行如下校核。

3.1.1 爆破震動安全距離校核

單響藥量按下式計算：

式中：Qmax—爆區允許一次齊爆的最大藥量，齊發爆破為總藥量，延時爆破為最大一段藥量，kg；

R—爆點距被保護建(構)筑物的最近距離，m；

v—為被保護建(構)筑物允許的震動速度；

α、k—與爆破點至被保護對象間的地形、地質條件有關的系數和衰減指數，按《爆破安全規程》分別取200，1.6；

根據爆點距不同被保護建筑物的不同距離計算最大單段藥量。

一般磚混結構房屋取v=2.0 cm/s，計算結果見下表1。

表1 最大起爆藥量計算

因煤礦掘進一次爆破總藥量控制在60 kg以下，單響藥量控制在10 kg以下，爆破引發的地震對100 m以外的建(構)筑物不會造成損壞。本煤礦爆破作業離地表最小距離200 m以外，因此爆破作業不會對地表建筑物造成損害。

3.1.2 爆破飛石的安全距離

鑒于目前國內外對井下掘進爆破沒有相應的計算公式，借鑒硐室爆破飛石計算公式計算飛石距離：

Rf=20Kfn2W

式中：Rf─飛石的安全距離

Kf─與巖石性質及地形有關的系數，Kf=1.5;

n─最大一個藥包的爆破作用指數，N≤0.75;

W─最大一個藥包的最小抵抗線，取2.5 m。

計算得出，Rf=37.5 m。

3.1.3 爆破沖擊波的影響

因井下工程爆破，采取裝藥后堵塞起爆，爆破沖擊波和噪聲很小，對100 m范圍內的設備和人員均無危害。

為確保設備與人員絕對安全，每次爆破時，設備撤離爆破點直線距離不得小于60 m，人員撤離爆破點直線安全距離不得小于200 m，有安全隔離物阻擋地點，安全距離不得小于100 m。

3.2 通風排煙

爆破后應及時通風排煙，施工通風應能提供洞內各項作業所需的最小風量，每人應供應新鮮空氣4 m3/min，采用內燃機械作業時，供風量不應小于4 m3/(min.kw)。通風設計根據巷道長度、斷面大小、施工方法、設備條件等綜合確定，礦井投產時采用分列式通風系統，根據各個井田的具體情況不同來設計通風。礦井通風方式為機械抽出式通風方式，掘進工作面采用局部通風機獨立通風。巷道掘進施工通風的風速，全斷面開挖時不應小于2.5 m3/s。

3.3 外來電的預防

外來電主要有雷電、靜電、感應電和雜散電流。井下煤礦較為突出的是靜電和供電系統意外漏電對爆破施工會帶來不安全影響。

(1) 炸藥雷管運到爆破作業面前,切斷通往爆破點的供電，爆后恢復供電，采取絕緣防爆手電筒或井下防爆礦燈照明。

(2) 施工人員不得穿化纖衣物，預防產生靜電。

(3) 手持式或其他移動通訊設備進入爆區前事先關閉。

(4) 電爆網路應順直、貼地鋪平、盡量縮小導線圈定的面積；網絡主線應和雙股或相互平行、緊貼的單股線(兩股線不超過15 cm)。

(5) 將臨近爆區的所有電力線與大地絕緣,并設置一條同所有用電設備金屬框架相連接的獨立公用回流線。

(6) 檢修所有電器及照明線路,確保接地良好,增設電路故障時的保護性斷路裝置。

(7) 爆破前，必須檢測作業面的雜散電流強度，作業面雜散電流強度超過30 mA時，應當停止爆破作業，排除雜散電流來源。

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