文章编号：１００８－７５２４（２０１３）１１－００３５－０５
四川某铁矿扇形炮孔布置形式分析与规范化研究＊
朱强，陈星明，谭宝会
（西南科技大学环境与资源学院，四川绵阳６２１０１０）
摘要：对无底柱分段崩落法扇形炮孔爆破的边界条件进行了详细分析，并针对缓倾斜中厚矿体条件下的炮排布孔
方式和爆破方式进行了优化改进及规范化研究，形成了缓倾斜中厚矿体下的扇形孔的标准布置形式，并成功应运于四
川某铁矿，取得了良好的效果。
关键词：无底柱分段崩落法；缓倾斜矿体；扇形炮孔布置
中图分类号：ＴＤ２３５．４ 文献标识码：Ａ
０ 引言
无底柱分段崩落法中扇形炮孔布置形式的优良与否直接影响到爆破效果的好坏，并对爆破后的生产有极大影响。如何规范化布置扇形炮孔，对于改善回采爆破效果，提高矿山生产率，降低生产成本有较大的实际意义。本文对扇形炮孔的爆破边界条件进行了详细分析，并对缓倾斜中厚矿体条件下ｒ的炮排布孔和爆破方式进行了优化改进及规范化研究，形成了缓倾斜中厚矿体扇形炮孔的标准布置形式，并成功应运于四川某铁矿，取得了良好的效果。
四川某铁矿主要开采对象为Ⅰ、Ⅱ矿体，矿体倾角在１０～５０°，厚度６～３０ｍ，平均厚度１１．４ｍ，矿石平均品位４６％左右。两个矿体均属缓倾斜中厚矿体，矿体下盘围岩为变质白英砂岩，中等稳固，上盘围岩为白云大理岩，不稳至中等稳固，矿体与上下盘岩石接触带区域，矿岩异常破碎。矿山主要采矿方法为无底柱分段崩落法，其主要结构参数为１０ｍ×１０ｍ（分段高度×进路间距），崩矿步距１．８ｍ。
１ 扇形炮孔爆破条件的分析
根据边界约束条件，无底柱分段崩落法扇形炮孔爆破的边界条件（图１）可分为３类：即实体岩壁边界，如图１中的ｊｋ与ｉｊ线段；由回采爆破所形成的散体边界，如图１中ｂｃ、ｅｆ与ｆｇ线段；由回采进路所形成的边界，如ｃｄ、ｄｅ、ｇｈ、ｈｉ和ａｋ线段。这３类边界对爆破的约束阻力各有差异
。
图１ 无底柱分段崩落法边界条件示意图
根据工程爆破理论，这３类约束边界中，实体岩壁边界对扇形炮孔爆破的约束力最大。该边界与炮排平面内的两个边孔位置重合，因而只要炸药量适当且有合宜的碎胀空间，就可将矿石沿着边界崩开，并在边界局部范围内形成厚度为炮孔半径３～７倍的破碎带［２］。而ｉｊ边界炮孔又有所不同，其所在部位的炮孔与部分炮孔斜交，此处的爆破夹制力最大，达不到设计预期的爆破效果，在孔底常常留有一定量的残眼。为避免这种现象，在实际工程中，尽量将这部分的炮孔深打，但应避免与邻排炮孔打透。
就回采爆破所形成的散体边界来说，根据形
＊收稿日期：２０１３－０４－２６
作者简介：朱强（１９８９－），男，西南科技大学矿业工程在读硕士，ｅ－ｍａｉｌ：ｚｈｕｑｉａｎｇ１１８８＠１２６．ｃｏｍ。
成边界条件的不同，可分为两类：一是由与边界面斜交爆破形成的边界（ｂｃ），二是由与边界重合炮孔（边孔）爆破形成的边界（ｅｆ与ｆｇ）。ｂｃ段是相邻两排炮在实体边界条件下爆破形成，在此位置孔底的夹制作用较大，
以致无法形成较为平整的边界，这也正是此处往往不能被顺利崩透而形成隔墙的原因。而ｅｆ与ｆｇ边界是由上分段排炮边
孔爆破所形成［
２］
。回采进路所形成的边界是指由上下分段回采进路所构成的边界约束条件。回采进路在开挖与回采过程中由于采动应力和原岩应力的作用，进路四周岩体径向将产生压应力和压缩变形，切向则产生拉应力和拉伸变形，当压、拉应力超过岩石的抗压、拉强度时，就会在进路四周一定范围内形成围岩裂隙带（围岩松动圈）。此外，由于岩体的自重，就松动厚度来说，巷道底板小于两帮。由于回采进路四周存在松动圈，使得进路边界部位处的夹制作用大大减小，从而所需的爆破力度也大大降低。因此，
对处于炮排内部分炮孔孔底部位的进路边界（如图１中ｃｄ，ｄｅ，ｇｈ，ｈｉ），可以适当增大孔底与进路边界之间的距离，以使炸药爆破冲力与边界约束阻力相协调，降低生产成本。对处于回采进路边界ａｋ的炮孔，在离孔口的一定的范围内，可交错装药，适当减少炮孔的药量，以避免
矿石过度粉碎［
１］
。缓倾斜中厚矿体条件下无底柱分段崩落法的炮排布置又具有自身的特殊性，因为在缓倾斜中厚矿体条件下，炮排将会布置在３个区段之中，分别是上盘区段、中间区段、下盘区段，如图２。在这３个区段中中除了中间区段外，上盘和下盘均属于矿岩混采区段，崩矿条件复杂，因此有必要对这３个不同区段的炮排布置加以研究，确定出最合理的布置方式
。
Ｌ１—上盘区段；Ｌ２—中间区段；Ｌ３—下盘区段；
Ｈ—分段高度。图２ 缓倾斜中厚矿体炮排布置的３个区段２ 矿山现行炮孔布置形式存在的问题分析
通过现场调研、分析，结合矿山设计资料，总
结出该矿在中深孔布置中存在的主要问题有：
ａ．
边孔角设计不合理。就无底柱分段崩落法来说，
炮孔的边孔角是扇形炮孔一个重要参数。若边孔角过大，会增大下一分段炮排中部炮孔的深度及凿岩难度，致使爆破后所形成的“Ｖ”形槽角度过小，从而不利于散体的流动；如果边孔角过小，
则会使边部炮孔进入散体挤压带范围之内，无法保证炮孔爆破有足够的碎胀空间，从而爆破时容易出现药壶效应，不能有效地崩落矿岩，容易形成大块矿石产生区（
图３中Ａ区）。这也是该矿２５４０分段以上大块率较高的原因之一，
此外边孔角过小还可能造成“悬顶”现象［３］
（图３）
。该矿在生产中边孔角的大小不固定，
角度各个方向，边孔的起始位置也不固定，前后排以及相邻进路的边孔角也不一致，这种情况将会导致进路间的桃形矿柱呈不规则的锯齿状，爆破后容易出现大块甚至是“悬顶”和“隔墙”事故
。
Ａ区—为大块形成区
图３ 边孔角与松动范围的关系
ｂ．炮孔的深度不足。矿山分段高度为１０ｍ，而排面中间部位的炮孔深度仅打１１ｍ左右，不能很好的达到无底柱分段崩落法中桃形矿柱的高度要求（正常情况下一般为１２～１４ｍ以上），这样极易形成悬顶并发生隔墙事故，这也是在矿山的悬顶部位看不到炮孔的原因。炮孔深度不足在国内其他使用无底柱分段崩落法的矿山也较为常见。
ｃ．扇形炮孔未能严格按照拟崩落矿层的形
状布置。正常回采进路间的桃形矿柱未能在爆破设计图中显示，这使得矿山在施工中，经常出现长
度不够或者透孔的现象。由于未按照实际崩落矿层形态设计布置炮孔，超爆、欠爆现象十分普遍。
ｄ．矿体上下盘处炮孔布置的排数没有进行规范化，随意性较大。在实际情况下，矿区在上盘
切岩过多导致贫化过大；下盘切岩过少则会导致上分段的转移矿量以及下盘残留矿量回收不足，造成矿石的损失贫化。
ｅ．炮孔在爆破时，未进行炮孔堵塞。岩石的破坏是由于炸药在爆破瞬间所释放出的大量高温高压爆轰气体照成的，若不堵塞炮孔将使大量的爆轰气体在爆破瞬间由孔口冲出，这样极大的削弱了炸药对岩体的破坏作用［４］，即出现“冲炮”现象。装药时孔口未采取交错装药，而使空口处的药量过于集中，致使爆破后后排炮孔眉线严重破坏。在排面内出现堵孔时，未能及时进行补孔，直接导致悬顶，使矿石资源损失。
ｆ．爆破管理制度不完善。由于缺乏完善的管理机制，凿岩深度往往不足，施工精度低，工人的工作责任心不强。上报数据出现“打少报多”的情况。再加上矿区的矿体较破碎，错孔、堵孔以及塌孔等现象较为普遍。爆破环节中深孔装药不到位，拟崩落矿体的顶部往往不能被有效崩落，这些问题的出现都为矿山矿石的回收带来了不利影响。
３ 炮孔布置形式的优化措施
３．１ 扇形排面边孔角的取值优化
该矿矿体属于缓倾斜中厚矿体，回采进路中扇形排面的边孔角取值为３０～３５°，根据以上爆破边界条件的分析可知，现行的边孔角角度的取值有待改进。
根据缓倾斜中厚矿体的赋存特征，提出了有利于实际生产的“不同区段、不同边孔角”的方案：ａ．中间区段（纯矿石区带）
对于矿区来讲，由于矿体属于缓倾斜中厚矿体，每一分段的起始部分位于上分段未崩落区，没有上部覆岩，爆破实际上是在上部空场的情况下进行，属于半自然松散状态爆破，其崩落矿岩的安息角一般比自然安息角大，但较挤压安息角小。经测算，空场条件下该矿区铁矿石的放矿安息角为４０～４５°左右。因此从放矿角度考虑，中间地带（纯矿石区）边孔角取４５°。
ｂ．上盘区段
如果考虑到每分段开始部分回采兼有的崩落围岩和放顶以释放地压的功能的话，４５°的边孔角崩落区至上部实体围岩的距离仅为３．０～３．５ｍ，不能有效崩透相邻的回采巷道并使采空区相互贯通，上部围岩很可能不会及时冒落。因此，每一分段初始部分（即矿体上盘与围岩交界部分）可采用３５°的边孔角。
ｃ．下盘区段
对于每一分段的最后一部分（即矿体下盘与围岩交界部分），由于其处于矿岩交界部位，特别是大部分炮孔位于下盘岩石中，爆破的主要作用是充分回收上部分段的下盘残留矿石、脊部残留矿石以及正面残留矿石和部分矿岩混杂层等，此时的边孔角可以有进一步的增大，通过增加进路间柱比重的方式减少下盘围岩崩落量，减少不必要的贫化，同时也不必担心下分段的凿岩问题，此时边孔角可以提高到６０～７０°左右，推荐按６５°设计。
因此，针对该矿山的实际情况，在同一分层的不同区段（上盘交界、中间部位及下盘交界），根据放矿管理、放顶等工作需要，分别采用３５°、４５°、６５°的边孔角，并尽快形成相关设计和施工规范。建议在中孔设计中应当使同一进路及相邻进路在同一区段中炮排的边孔角保持一致。同时建议在同一区段的相邻进路中布置炮排时尽量使炮排相互交错，这样更有利于充分利用炸药能量。３．２ 炮排排面布置的优化
根据缓倾斜矿体无底柱分段崩落法的回采特点，上盘切割槽附近的崩矿炮排布置应为矩形排面，且为了能保证后续步距的正常爆破，矩形崩矿排面高度应大于或等于分段高度＋桃形矿柱高度，否则极易由于前端的夹制作用导致悬顶事故的发生，其余区段排面则应为桃形排面，见图４
。
Ｈ－分段高度；Ｂ－进路间距；
Ｈｊ－矩形排面高度；β－边孔角；Ｈｑ－切割井（槽）高度。
图４ 回采进路炮孔崩落排面示意图３．３ 炮孔长度的优化
如果扇形炮孔的炮孔深度达不到崩矿要求，则极易发生“悬顶”和“隔墙”事故，严重影响矿石的回采。而炮孔长度过长则可能与四周散体贯穿，这样将出现炮孔两端无封的现象，极易冲泡，
不仅浪费了炸药而且不能保证爆破质量。
以１０ｍ×１０ｍ的结构参数（进路尺寸２．８ｍ×２．８ｍ）为例，矩形和桃形两个排面深度最大的炮孔长度将分别达到１４．１ｍ和１２．１ｍ左右。
炮孔长度计算举例如下：对于进路Ｈ×Ｂ＝１０ｍ×１０ｍ、巷道ａ×ｂ＝２．８ｍ×２．８ｍ结构参数并按照边孔角按４５°来布置伞形孔，中心孔的最大长度为Ｈｑ＝Ｈ－ｂ＋ｂ＋Ｂ／２－ｂ／２＝１３．１ｍ，
扣除约１ｍ的孔底到脊部坡面的距离，实际长度约为１２．１ｍ左右。而边孔长度则为Ｌ０＝（Ｂ／２－ｂ／２）ｃｏｓ４５°＝５．３ｍ。其余炮孔长度严格按照实际崩矿形态设计，炮孔深度必须满足崩矿需求。桃形排面中心炮孔长度一般应为分段高度的１．２～１．３倍，矩形排面中心炮孔大于桃形排面中心孔０．５～１．０ｍ。同时需要注意的是除边孔外，其他炮孔孔底距爆破边界（包括上分段回采巷道、脊柱坡面等）的最小距离应在０．５～１．０ｍ，以防止爆破时出现“孔底冲炮”现象。
３．４ 扇形炮孔的布置应当严格按照实际崩矿形态设计
无底柱分段崩落法的进路布置应该严格按照菱形方式布置，但在矿山实际生产存在着偏差，甚至出现上下分段进路重叠的现场，如果扇形炮孔的布置未严格按照拟崩落矿层的形状进行设计，就极易导致悬顶和隔墙事故的发生，严重影响矿山的爆破和矿石回收效果。
因此，当上下分段进路出现重叠或偏移时，应该按照进路炮排实际崩落矿岩的具体形态来设计炮排的位置及参数（见图５），特别需要注意相邻进路之间炮孔的配合，实现均衡分配药量、改善爆破效果之目的
。
图５ 进路偏移及重叠时炮孔布置示意图３．５ 崩矿步距的优化
对于１０ｍ×１０ｍ结构参数的标准扇形中深孔，根据无底柱分段崩落法的放矿研究的结果可知，矿山目前采用的１．８ｍ崩矿步距是合理的。
因此，建议矿山上盘区段和中间区段施工中按１．８ｍ的崩矿步距进行施工，
但是在矿体下盘区段中，由于拟崩落的矿石位于废石之上，因此出为了保证良好的回收效果，建议矿山适当增大崩矿步距，基本原则为：
ａ．在矿体下盘围岩接触带处，
当进路上方岩石高度不超过５ｍ时，仍旧采用１．８ｍ的崩矿步距；
ｂ．当进路上方岩石高度超过５ｍ但小于整个崩落高度的２／３时，
崩矿步距可增大到２ｍ；ｃ．当进路上方岩石高度超过整个崩落高度的２／３时，可将步距增大到２．２ｍ。
但是，在崩矿步距增大后，每排炮孔的数目也应该适当增加，保证崩矿的炸药单耗满足需求。３．６ 扇形炮孔布置的其他建议及规范
为了充分利用炸药的爆破能量，有效提高矿石的回收率，同时对扇形炮孔的孔口交错装药、前后排面炮孔尽量交错布置、
采用排内微差爆破做了相关的建议及规范，扇形炮孔布置示意图如图６
。
（图中实线为后排炮孔布置位置，虚线为前一排炮孔布置位置，１，２，３，４为起爆雷管段别。
）图６ 扇形孔布置方式示意图
在有可能的条件下，建议对炮孔进行堵塞，这样有利于充分利用炸药爆破所释放出来的能量，
改善爆破效果，提高矿石回采率。一般来说，炮孔在进行交错装药后，孔口未装药部分均应进行堵塞，而堵塞长度可根据ｌ堵＝（０．７～１．０）Ｗ进行计算，可知最短堵塞长度为１．３ｍ左右，为了使炸药能量均衡分布，最长堵塞可取３ｍ左右。但是
考虑到实际存在的困难，在堵塞试验时可对每个孔口进行０．５～１ｍ左右的简易堵塞，观察其爆破效果。
４ 现场实施效果
矿山扇形炮孔优化措施自２００９年至今实施以来，取得了明显的经济效果。从技术方面看，矿山不规范的爆破生产工艺得到了纠正。从经济效益看，该矿通过对炮排布置优化改进后，回收率提高，贫化率降低，悬顶、隔墙等生产事故减少，产率提高。初步统计，自炮排优化措施采取以来悬顶率由原来的３０％降为８％（按进路条数计算），而减少一次悬顶事故所节省的经济效益在５０万元左右。矿山的回采率也从原来的３０％～５０％提升至６０％～７０％，２５４０ｍ水平较２５５０ｍ水平，多回收矿石约１８０００ｔ，折合成品矿９０００ｔ，价值５４０万元左右；同时，减少废石量约４０００ｔ，节约出矿、运输费计选矿费用约１６万元，因此，炮排优化措施的实施仅在２５４０ｍ水平所带来的效益就达５５６万左右。可见，通过炮排优化措施可直接或间接为矿山企业带来明显的经济效益。
５ 结论
ａ．就无底柱分段崩落法来说，应将边孔设计在松动带之内。根据该矿放矿散体流动特性及矿体赋存特征，在同一分段的不同区带，即上盘交界区带、中间纯矿区带及下盘交界区带分别采用３５°、４５°、６５°的边孔角，实际应用中这３种边孔角取得了较好的爆破效果。
ｂ．保证边孔崩落面整齐，是确保本分段后续炮孔崩矿效果和下分段炮孔设计质量的有效途径，因此，在中孔设计中应当使同一进路及相邻进路在同一区段中炮排的边孔角应保持一致。同时在同一区段的相邻进路中布置炮排时尽量使炮排相互交错，这样更有利于充分利用炸药的能量。
ｃ．应根据３类边界不同的爆破约束力来确定扇形炮孔的深度，尽量使孔底方向与最小抵抗线方向的爆破阻力相协调。
ｄ．在矿山的实际生产中，上下分段的进路难免会存在一定的偏差，无法严格保证菱形布置，此时，在具体设计某一进路的扇形炮孔时，应该按照进路炮排实际崩落矿岩的具体形态来设计炮排的位置及参数，以保证矿石的回收效果。
ｅ．合理的炮孔深度能减少悬顶、隔墙事故。交错装药使炸药能量均匀分布，改善爆破效果。
ｆ．该矿无底柱分段崩落法中，扇形炮孔布置形式虽然取得了较好的爆破效果，但孔网参数，装药的耦合性以及堵孔技术有待进一步的研究。
６ 参考文献
［１］韩智勇，任凤玉，李楠．北洺河铁矿回采炮孔布置形式规范化研究［Ｊ］．中国矿业．２００８．９（６），６６－６９．
［２］李昌宁，宁新亭，任凤玉，等．崩落法回采炮孔布置形式分析与研究［Ｊ］．化工矿物与加工．１９９９．１０，４－６．
［３］任凤玉，周宗红，穆太升等．夏甸金矿中深孔爆破参数优化研究［Ｊ］．金属矿山．２００５．１１（１１），４－６．
［４］郭学彬，张继春．爆破工程［Ｍ］．北京：人民交通出版社．２００７．
［５］谭宝会，孙文勇，李金位，等．大顶山矿区悬顶成因及防治措施研究［Ｊ］．金属矿山．２０１３．０１（１），３３－３７．
Ａｎａｌｙｓｉｓ ａｎｄ ｓｔａｎｄａｒｄｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ
ｆａｎ－ｓｈａｐｅｄ ｂｏｒｅ ｌａｙｏｕｔ ｉｎ ａｎ
ｉｒｏｎ ｏｒｅ ｉｎ Ｓｉｃｈｕａｎ
ＺＨＵ Ｑｉａｎｇ，ＣＨＥＮ Ｘｉｎ－ｍｉｎｇ，
ＴＡＮ Ｂａｏ－ｈｕｉ
（Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔ ａｎｄ Ｒｅｓｏｕｒｃｅ，Ｓｏｕｔｈｗｅｓｔ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，
Ｍｉａｎｙａｎｇ Ｓｉｃｈｕａｎ ６２１０１０，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ ａｎａｌｙｚｅｄ ｔｈｅ ｂｏｕｎｄａｒｙ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ｏｆ ｆａｎｈｏｌｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｉｎ ｐｉｌｌａｒ－ｌｅｓｓ ｓｕｂｌｅｖｅｌ ｃａｖｉｎｇ ｉｎ ａｎ ｉｒｏｎ ｏｒｅ ｉｎ Ｓｉｃｈｕａｎａｎｄ ｏｐｔｉｍｉｚｅｄ，ｓｔａｎｄａｒｄｉｚｅｄ ｔｈｅ ｂｌａｓｔ ｈｏｌｅ ｌａｙｏｕｔ ａｎｄ ｂｌａｓｔｉｎｇｐａｔｔｅｒｎ ｆｏｒ ｔｈｅ ｇｅｎｔｌｙ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ｏｒｅｂｏｄｙ ｔｏ ｄｅｖｅｌｏｐ ｔｈｅ ｓｔａｎｄａｒｄｌａｙｏｕｔ ｏｆ ｆａｎ ｈｏｌｅ ｆｏｒ ｔｈｅ ｇｅｎｔｌｙ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ｏｒｅｂｏｄｙ，ｗｈｉｃｈ ｗａｓ ｓｕｃ－ｅｓｓｆｕｌｌｙ ａｐｐｌｉｅｄ ｉｎ ａｎ ｉｒｏｎ ｍｉｎｅ ｉｎ Ｓｉｃｈｕａｎ ｗｉｔｈ ｆａｖｏｕｒａｂｌｅ ｒｅ－ｓｕｌｔｓ．
Ｋｅｙｗｏｒｄｓ：ｓｕｂｌｅｖｅｌ ｃａｖｉｎｇ；ｇｅｎｔｌｙ ｉｎｃｌｉｎｅｄ ｏｒｅ ｂｏｄｙ；ｌａｙｏｕｔ ｏｆｔｈｅ ｆａｎ－ｓｈａｐ
檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯檯
ｅｄｂｏｒｅ
上期《浮选柱在低磷高镁胶磷矿选别中的工业应用》一文补正《化工矿物与加工》２０１３年第１０期《浮选柱在低磷高镁胶磷矿选别中的工业应用》一文表２日期栏中日期有误，应将其中的２０１２全部改为２０１３，即２０１２．３．０３应改为２０１３．３．０３，以此类推。
另外作者简介漏注，补正如下：作者简介：张昌化（１９６３－），男，高级工程师，主要从事选矿工程设计及磷矿深加工技术开发、咨询工作，Ｅ－ｍａｉｌ：４６９１９４８７０＠ｑｑ．ｃｏｍ，Ｔｅｌ：１３９６１３４５１１５。
水工隧洞施工 水工隧洞施工的主要内容是开挖、出渣、衬砌或支护、灌浆工作等。常用的开挖掘进方法为钻孔爆破法，也有采用掘进机直接开挖的。衬砌和支护的型式，常用现浇钢筋砼以及喷锚支护。隧洞灌浆的目的是为了加固围岩或充填衬砌与围岩之间的空隙。 钻爆法开挖掘进的施工过程为测量放线、钻孔、装药、爆破、通风散烟、安全检查与处理、装渣运输、洞室临时支护、洞室衬砌或支护、灌浆及质量检查等。同时还需要进行排水、照明、通风、供水、动力供电等辅助作业，以保证隧洞施工的顺利进行。 上述各项工作，绝大部分是在地面以下，施工场地狭窄的情况下进行的，施工干扰大，劳动条件差，施工组织复杂，安全问题突出。如果遇到不良的地质和水文地质情况，如大的断层和破碎带、大的溶洞和地下暗河、高压含水层等，将严重影响施工进度和安全。正确处理安全、质量、进度和经济的关系，采用有效的机械设备与新的施工技术，加强安全措施，严密组织施工。 第一节隧洞开挖 一.开挖方式 隧洞开挖方式有全断面开挖法和导洞开挖法两种。开挖方式的选择主要取决于隧洞围岩的类别、断面尺寸、施工机械化程度和施工水平、合理选择开挖方式对于加快施工进度，节约投资，保证施工安全和施工质量均有重要的意义。 （一）全断面开挖法
是在整个断面上一次钻爆开挖成型。在隧洞断面不大，围岩稳定性好，不需要临时支护或局部支护，又有完善的机械设备时，可采用这种开挖方式。全断面开挖上午净空面积大，个工序相互干扰小，有利于机械化作业，施工组织较简单、掘进速度快。但这种方式受到机械设备、地质条件和断面尺寸的限制。全断面开挖又分为垂直掌子面掘进和台阶掌子面掘进两种。 （二）导洞开挖法 导洞开挖法就是先开挖断面的一部分，称为导洞，然后开挖至整个设计断面。这种开挖方式，可利用导洞进一步了解和掌握地质情况，并在扩大开挖时增大爆破临空面，提高爆破效果。根据导洞与扩大部分的开挖次序，有导洞专进法和并进法两种。 根据导洞在横断面位置的不同有下导洞、上导洞、中导洞、双导洞等；1.下导洞开挖法，导洞布置在断面的下部，又称漏斗棚架法； 2.上导洞开挖法，对称顶拱掘进法，常用的“上导洞边挖边衬，先拱后墙衬砌法”。 二.导洞的形状和尺寸 导洞一般采用上窄下宽的梯形断面，这样的断面受力条件较好，也便于利用断面底角，布置风、水、电等管线。 三.炮孔布置和装药量计算 （一）炮孔布置布置在开挖面上的炮孔，按其作用不同为掏槽孔、崩落孔和周边孔等三种。 1.掏槽孔布置在开挖面中心部位，首先炮出一个小的槽穴，其作
巷道开挖爆破优化设计(爆破警戒示意图+炮孔布置图+网络敷设图+巷道断面图+装药结构图)-课程设计 巷道开挖爆破优化设计(爆破警戒示意图+炮孔布置图+网络敷设图+巷道断面图+装药结极图) 忙碌了一个多星期终于完成了爆破课程设计，说难也不难，可是自己真的做起来确实觉得到处碰壁，当初拿到题目时，脑子里真的想不出该怎么去做，应该说是 无从下手了，于是就想着老师能给我们一些范本，好参照着做，结果也没有拿到，于是自己跑到图书管寻觅着相关资料，好不容易借了3本书，一阵幸喜之后便开始翻阅，从中找到了许多有用的设计资料，就这样不会了从书上慢慢找回需要的知识，在这样的过程中终于做完了我的爆破设计。 做完设计，自己收获很多，收获的不仅是平时没有见过或者很陌生的知识，尤其 是通过自己的努力作出的成果的那种乐趣，我的设计题目是《道开挖优化爆破设计》，采用全断面一次爆破，运用光面爆破的方法进行设计。由于光面爆破能减少超挖，爆破后形成规模，以及爆破后隧道轮廓外的围岩不产生或很少产生爆破裂缝，有效保持了围岩的稳定性等特点，在隧、巷道掘进中，光面爆破已全面推广，并成为一种标准的施工方法。 光面爆破技术的关键是更好准确的确定光爆参数，包括周面眼的布置，最小抵抗线，装药系数，以及不偶合系数的确定，根据确定的参数进行布孔和装药，近而 为后来的施工开挖做准备。 通过本次设计我基本上了解到了一些爆破施工设计的方法、步骤以及注意事项。更重要的是通过这次设计，使我发现了自己以前在学习这门课程中的不足。爆破工程不是一门只注重理论的课程，事实上，一个好的爆破设计并不是单单靠书本知识就可以做出来的，它实际上是一个指导理论与实践经验的产物。在爆破过程中，安全问题的重要性随时都体现着。整个爆破环节中只要是出现一个小小的错误，都可能导致爆破的失败及危险的出现，更有可能造成人员伤亡。爆破器材的 运输、保管以及正常使用更是有着严格的规定。所以在爆破实际施工过程中，一 定要保持严谨、认真的态度，结合以往经验及实际情况进行设计施工。 通过本次设计，我进一步的认识到，实践是检验真理的标准，实践是检验我们所 学的理论知识是否完整，是否能真正用得得体的唯一方法，虽然我并没有真正去实践自己的知识，但是通过做设计这样的方法可以让我们去把错乱的知识联系 在一起，为以后更好的运用提供条件。知识永远也没有尽头，就爆破这一方面来说，还有很大一方面需要去改变和突破，以便优化设计方案，为我们今后的物质 生活提供更大帮助。 某井巷平峒开挖，其断面形状为三心拱，其宽度约为4米，最大高度约为2.8米，围岩坚固性系数为f=5~8,围岩密度为2.60t/m3,炸药单耗为0.15~0.28kg/t.每次穿 爆长度约为3。0米，则应如何进行爆破设计才能满足要求。 设计内容一、爆破参数设计：1．审题： 1.1 工程概况： 1.1.1 设计依据：井巷平峒开挖，断面为三心拱，宽度约4米，最大高度约 2.8米. 1.1.2 工程技术要求：围岩坚固系数f=5~8，围岩密度 2.60t/m3，炸药单耗为 0.15~0.28kg/t，每次穿爆长度约为3.0米。 1.1.3 技术要求：断面均匀，大块率小，超挖、欠挖符合规定要求，爆破危害小。
第9章井巷掘进爆破 9.1 平巷掘进爆破 平巷掘进爆破的特点是只有一个自由面，同时炮孔深度受到限制，一般只有1.5m-3.0m。 9.1.1 工作面和炮孔布置 平巷掘进中的炮孔，按其位置和作用的不同，分为掏槽孔、辅助孔（崩落孔）和周边孔。周边孔又可分为顶孔、底孔和帮孔（图9-1）。 平巷掘进爆破时，由于只有一个自由面，四周岩石夹制力很大，爆破条件困难，因此，掏槽孔的布置极为重要。掏槽孔的作用就是在工作面上首先造成一个槽腔作为第二个自由面，为其他炮孔爆破创造有利条件。辅助孔的作用是扩大和延伸掏槽的范围。周边孔的作用是控制平巷断面规格形状。为了提高其他炮孔的爆破效果，掏槽空应比其他炮孔加深0.15-0.25m。 9.1.1.1 掏槽孔的形式 根据巷道断面、岩石性质和地质构造等条件，掏槽孔的排列形式种类繁多，归纳起来有倾斜孔掏槽、平行空孔直线掏槽和混合式掏槽三种。 A 倾斜孔掏槽 倾斜孔掏槽的特点是掏槽孔和工作面斜交。通常分为单向单向掏槽、锥形掏槽和楔形掏槽。 （1）单向掏槽。掏槽孔排列成一行，并朝一个方向倾斜。适用
于软岩（钾盐、石膏等）或具有层理、节理、裂隙或软夹层的岩石中。可根据自然弱面存在的情况分别采用顶部掏槽、底部掏槽或侧向掏槽，掏槽孔倾斜角度依据岩石可爆性不同，取50°-70°。与此相邻的第二排孔也要作适当的倾斜，如图9-2所示。 （2）锥形掏槽。各掏槽孔以同等角度向工作面中心轴线倾斜，孔底趋于集中，但互相不贯通，爆破后形成锥形槽（见图9-3）。掏槽孔有关参数视岩石性质而定，施工中可参考表9-1选取。表中参数使用于孔深在2m以内的浅孔爆破。 表9-1 锥形掏槽主要参数 相邻炮孔间隔/m 岩石坚固性系数f 炮孔倾角/(°） 孔口间隔孔底间隔2-6 75-70 1.00-0.9 0.4 6-8 70-68 0.9-0.85 0.3 8-10 68-65 0.85-0.8 0.2 10-13 65-63 0.8-0.7 0.2 13-16 63-60 0.7-0.6 0.15 16-18 60-58 0.6-0.5 0.1 18-20 58-55 0.5-0.4 0.1 （3）楔形掏槽。楔形掏槽通常由两排或两排以上的相对称的倾斜炮孔组成，爆破后形成楔形槽。前者称为单楔形掏槽（简称楔形掏槽），后者称为双楔形（多楔形）掏槽。楔形掏槽又有垂直楔形掏槽和水平楔形掏槽之分（见图9-4）。 楔形掏槽中，每对掏槽眼间距为0.2-0.6m，孔底间距为0.1-0.2m。掏槽孔与工作面夹角为55°-75°。当岩石在中硬以上，断面大于4㎡时，可采用表9-2所列的参数。当岩石更为坚硬时，宜采用双楔形
水利水电职业技术学院 教师授课教案 课程名称：水利水电工程施工技术 200 年至200 年第学期第 38 次课
图11-2 全断面开挖机械化程序 台阶掌子掘进是将整个断面分为上下两层，上层超前于下层一定距离掘进。为了方便出渣，上层超前距离不宜超过2~3.5m，且上下层应同时爆破，通风散烟后，迅速清理上台阶并向下台阶扒渣，下台阶出渣的同时，上台阶可以进行钻孔作业。由于下台阶爆破是在两个临空面情况下进行的，可以节省炸药。当隧洞断面面积较大，但又缺乏钻孔台车等大型施工机械时，可以采用这种开挖方式。 （一）导洞开挖法 导洞开挖法就是在开挖断面上先开挖一个小断面洞（即导洞）作为先导，然后再扩大至设计要求的断面尺寸和形状。这种开挖方式，可以利用导洞探明地质情况、解决施工排水问题，导洞贯通后还有利于改善洞通风条件，扩大断面时导洞可以起到增加临空面的作用，从而提高爆破效果。 根据导洞与扩大部分的开挖次序，有导洞专进和导洞并进两种方法。导洞专进法是将导洞全部贯通后，再进行扩大部分开挖，有利于通风和全面了解地质情况，但洞施工设施一般要进行二次铺设，费工费事。除地质情况复杂外，一般不采用。导洞并进法是将导洞开挖一段距离（一般为10~15m）后，导洞与断面扩时并进。导洞开挖法一般是在工程地质条件恶劣、断面尺寸较大、不利于全断面开挖时才采用的开挖方法。 导洞开挖，根据导洞位置不同，有上导洞、下导洞、中间导洞和双导洞等不同方式。 1、上导洞开挖法 导洞布置在隧洞的顶部，断面开挖对称进行，开挖与衬砌程序如图11-3 所示。这种方法适用于地质条件较差，地下水不多，机械化程度不高的情况。其优点是安全问题比较容易解决，如顶部围岩破碎，开挖后可先行衬砌，以策安全。缺点是出渣线路需二次铺设，施工排水不方便，顶拱衬砌和开挖相互干扰，施工速度较慢。
炮眼布置图（半圆拱断面）
根据现场实际岩层硬度对炮眼个数及装药量适当增减（炮眼个数不得超过5个,装药量不超过3kg），但炮眼间距及封泥量必须符合要求。 主题：炮眼掏槽已阅：517 / 回复：0 / （楼主）一、斜眼掏槽 1.单斜掏槽：单斜掏槽适用于中硬及较软的岩层，当岩层中有松软的夹层和层理、节理与裂隙结构时，各掏槽眼应尽量垂直地穿过层理、节理和裂隙，并处于巷道中心线上，避免夹钎或崩倒支架。掏槽眼数一般为1～3个，眼距为0．3～0．6 m，与工作面的平面夹角为50 °～75 °，眼深为0．8～1．5 m，装药满度系数为0.5左右。
2.扇形掏槽：适用于软岩层中有弱面可利用的巷道。它把炮眼布置在较软的煤岩层中并成一排，炮眼向同一方向倾斜，与工作面的平面夹角一个比一个大，形成扇形。掏槽眼的方向可随软层的位置选定，一般为3～5个，眼距为0．3～0．6 m，眼深通常为1．3～2．0 m，装药满度系数为0．5左右，各槽眼利用多段延期雷管依次起爆。 3.锥形掏槽：在只有一个自由面的坚硬岩石或均质岩石中爆破时，采用锥形掏槽。锥形掏槽就是将几个掏槽炮眼的眼底，集中在一点附近，实行集中装药，一齐起爆的方法。 锥形掏槽可分为三眼或四眼锥形掏槽，掏槽呈锥形。眼数、眼深和眼距根据断面大小及岩石软硬而定。眼数一般为3～6个，多为4个。眼口左右间距为0．8～1．2 m，上、下间距为0．6～1．0 m，眼底间距为0．1～0．2 m，眼深应小于巷道高或宽的1／2，各槽眼同时起爆，为了加深掏槽深度和循环进度，可采用分段锥形掏槽。锥形掏槽因槽眼方向不易掌握，钻眼工作不方便，眼深受到限制，目前在巷道掘进中已很少使用。 4.楔形掏槽：楔形掏槽和锥形掏槽一样，都是尽量在炮眼底集中装药，使炸药爆炸时形成更大的威力把岩石爆破成抛掷漏斗，集中装药在眼底呈一条直线。槽眼对称布置，分水平楔形掏槽和垂直楔形掏槽两种，均为同时起爆。水平楔形掏槽只在水平层理发育的岩层中使用，而多数情况都使用垂直
崩落法回采炮孔布置形式分析与研究 李昌宁 宁新亭 任凤玉 康培生 (东北大学 辽宁沈阳110006) (白银有色金属公司甘肃) 摘要 通过对无底柱崩落法爆破边界条件的分析,提出了一种经济可行的回采炮孔布置方式,并在白银公司深部铜矿的炮孔施工中获得成功。 关键词 炮孔布置 边界条件 松动圈 1 前言 回采炮孔布置形式在很大程度上决定了爆破效果的好坏,从而影响着后续一系列生产效率。确定合理的炮孔布置形式并使之规范化,对改善爆破效果,提高生产效率和降低生产成本意义重大。 炮孔布置形式是指在一定的爆破参数(炮孔直径、最小抵抗线和孔底距)的条件下,布置每一排炮孔以及如何协调炮排之间的炮孔相对位置。为使炮孔布置经济合理,一要充分考虑爆破的约束条件;二要合理利用孔装炸药(柱状炸药)的爆轰力分布特性。2 爆破边界条件分析 无底柱分段崩落法的爆破边界条件如图1所示。炮排平面内的边界约束条件可分为三类:一是由回采爆破所形成的边界,如图1b 中AB 、 DE a 采场结构 b 边界条件 图1 无底柱分段崩落法的爆破边界条件与EF 线段;二是由回采进路所形成的边界,如图1b BC 、CD 、F G 、GH 线段;三是实体壁边界,如线 段HI 、I J 与KA 。这三类边界对爆破的约束阻力各不相同。2.1 实体壁边界 实体壁边界对爆破的约束力最大,但约束程度与形成过程有关。如图1b 的KA 与I J 线段与柱状药包的位置相重合,只要有适当的碎胀空间,足可将矿石沿边界崩开;而HI 线段则不然,其所在的部位爆破夹制力最大,常常不能按炮孔控制的边界崩到设计位置,而是在孔底留有一定量的残眼,这一点已在深部铜矿西部矿体1633分段得到证实。因此该部位炮孔应尽量深打,但不可与邻排炮孔打透。2.2 由爆破形成的边界 该边界还可细分为由斜交柱状药包爆破形成的边界(AB )和由平行(重合)柱状药包爆破形成的边界(DE 与EF ),前者是实体边界条件下爆破形成的,由于孔底受夹制作用往往不能形成直线型边界(图1b 中AB 为简化结果),因此该部位容易崩不透而形成隔墙。布孔时要保证孔深到位,但要防止打透孔;后者受柱状药包的爆破冲击作用,在边界处形成较为规整的破碎带,其厚度一般 为炮孔半径的3～7倍。按工程爆破理论,岩石越软,爆破冲击波强度衰减越快,粉碎带厚度越小。 ? 4?
关于积极推广中深孔爆破方法的原因,关于积极推广中深孔爆破方法的相关知识。一、全国和福建省非煤矿山安全现状简述 2004年，全国非煤矿山安全生产形势总体稳定，事故总起数和死亡总人数同比均有所下降，但重大事故上升幅度较大。非煤矿山伤亡事故的主要原因之一就是集中在违反操作规程或劳动纪律、生产场所环境不良和安全设施缺少或有缺陷上，这三种原因造成的事故起数和死亡人数分别占2004年非煤矿山事故总起数和总死亡人数的74.6%和75.3%。这反映出了我国非煤矿山安全生产基础工作还很薄弱，职工素质低，安全意识差，建设项目安全设施“三同时”工作还没有落到实处；二是多数企业自身的安全管理工作基础薄弱，安全投入不足，职工教育培训不够或流于形式，导致企业技术装备水平普遍低下，开采技术含量低，部分企业不具备基本安全生产条件，多数从业者素质低，安全意识差。 目前我省非煤矿山存在的突出问题：一是技术装备水平普遍低下，小矿多，多数矿山技术手段落后，采矿方法不规范，设施设备简陋，没有严格的安全措施。二是超层越界开采，“矿中矿”、“楼上楼”的现象仍然存在，开采秩序混乱，埋下了事故隐患。三是火工材料的管理问题较大。不少企业没有严格的火工材料管理制度。四是小矿山的排土场是重大的危险源，有的遇到大雨，极易发生溃坝事故。 因此国家安监总局和我省安监局提出今年工作重点之一就是积极推广先进技术，鼓励企业开展技术改造，提高企业技术水平，积极推广露天采石场中深孔爆破技术，努力实现露天采石场规模化、规范化开采。 二、我省非煤露天矿山爆破方式 据统计，我省非煤矿山有5000多座，采用露天开采方式的矿山约占75%，其中：开采饰面用花岗岩的矿山有1300家，主要采用低威力炸药(如黑火药)预裂爆破方式，其余矿山绝大部分采用浅眼药壶式爆破。对于采用浅眼药壶式爆破作业的矿山，现场施工普遍存在少打眼、乱打眼、多装药、乱放炮的现象，造成的后果是炮眼利用率低，岩石碎块抛掷远，爆堆不集中，周边超挖量大，成型质量差，围岩松动破坏严重，开采边坡无法控制，爆破后开采工作面坡度大，甚至出现上部岩石无法下落，开采面出现掏采现象，工作坡面角出现负角等严重违反规程规范的现象。同时，采用浅眼药壶式爆破作业，其凿岩工具一般采用普通的气腿式凿岩机(如常用的7655型和YT-24型)，炮眼深度宜控制在2.5m以内，因此开采高度应控制在6m 以下，且应分层爆采。 三、中深孔爆破方法 露天浅孔爆破特指岩土开挖、二次破碎大块时采用的炮孔直径小于50mm、深度小于5m的爆破作业。深孔爆破就是炮孔孔径大于75mm且深度在5m以上的采用延长药包的一种爆破方法。而中深孔爆破方法是介于浅孔爆破与深孔爆破之间的以专用钻凿设备钻孔作为炸药包埋藏空间一种爆破方法，其直孔径一般为50mm—350mm，孔深为5m—20m，以下简要介绍目前在我省中小型露天矿山生产实践中较为有效实用的中深孔爆破斜眼炮孔布置方式的基本参数。 孔径d：决定于钻凿设备。中小型露天矿山可采用轻型支架式潜孔钻机，其直孔径一般为75mm—100mm；孔深：一般为12m—15m； 炮孔排数：视最小工作平台宽度，(3—6)排，一般取(4—5)排；
关于TSP超前地质预报观测提前准备工作要求 根据地质预报方案及施工进展情况，及隧道地质预报技术交底要求，TSP超前探测实施需隧道承建单位提前准备工作特需注意事项及说明如下： 1、测试用电雷管，要求为瞬发电雷管，非分段、延时等毫秒微差电雷管。每次测试正常需24个，但考虑重复测试，须预备30发以备用，测试前一天或半天准备完成。 2．测试钻孔：每次须炮孔24个，接收孔2个，根据隧道掘进走向与围岩地层构造空间关系设计布孔方案（左或右方案），具体布置及施工要求见后附表，特别注意炮孔与接收器孔孔径要求。 3．测试空间：TSP是利用爆破产生的地震波源通过岩层反射来预测掌子面前方一定距离的地质情况，因此，需到掌子面至少50~60m的测试洞壁长度。 4．每次测试前一天或半天测试单位通知隧道承建单位开始准备工作，测试前1或半小时应按测试设计方案钻孔完毕。 5．测试过程孔内药包需水耦合，现场需备通水水管。 6．测试过程洞内需停工1个到1个半小时。 7．测试中需借用施工方电雷管起爆器一台。 8．水泥12公斤，锚固剂若干卷。 9．其他事项参见后附表。 百靖高速公路地质预报技术服务部 隧道名称 上章隧道 建设单位 广西百靖高速公路有限公司 施工单位 施做地点 出口右洞（右侧） 接收器孔 炮孔 施工桩号 观测系统设计 数量 2个，位于隧道左右边墙（各1个） 24个, 位于隧道左边墙(面对掌子面） 直径 Φ50mm(钻头钻孔) Φ42mm(钻头钻孔)
深度 2m 1.5m-1.7m 定向 垂直隧道轴向，下倾10°～20° 垂直隧道轴向，下倾5°～10° 高度 离地面（隧底）高0.5m 离地面（隧底）高0.5m 位置 距离掌子面约35~55m 第1个炮孔离同侧接收器孔15m，炮孔间距1m 示意图 准备工作要求 每次TSP数据采集时: ①应准备瞬发电雷管30支，防水乳化炸药4kg(φ32 药卷一包)，采集数据时作震源之用。 ②提供接收器孔附近的隧道半径、拱顶至地面（隧底）的铅直高度、两接收器孔之间的距离等数据。 ③提供接收器孔和掌子面的里程，以及两者之间的地质素描图。 ④钻孔前，应用测量器具测定接收器孔和炮孔的位置，接收器孔和炮孔应在同一平面上，并用红油漆作标记。炮点要标记序号（距离接收器最近的定义为S1）。 ⑤严格按设计要求（距离、孔深、倾角等）钻孔。 ⑥孔身要直，为避免塌孔堵孔，孔内岩屑（渣）和泥浆要用水冲出孔外。 ⑦采集数据时应切断影响数据质量的干扰源。 ⑧钻孔位置误差不应超过±5cm 地质预报单位 中冶京诚、中国京冶工程技术有限公司 通知时间 2011.8.13 施工单位现场联系人 本次探测负责人 姚磐：186******** 计划探测时间 TSP观测系统设计及准备工作要求
某铜硫矿无底柱分段崩落法中深孔爆破设计 一、工程概况： 矿体岩性为含铜黄铁矿，岩石坚固性系数f=3～5，属不稳固矿石；回采进路基本全巷道木支护。矿山采用的采矿方法为无底柱分段崩落法，分段高度为13m，分段进路间距为12m，上下分段回采巷道应严格交错布置，使回采分间成菱形，以便将上分段回采巷道间的脊部残留矿石尽量回收。回采巷道的布置形式为垂直矿体走向布置。根据-68m分段地质平面图及上个分段的巷道布置情况，回采进路布置个数为7个；分别为1#穿脉、2#穿脉、3#穿脉、4#穿脉、5#穿脉、6#穿脉、7#穿脉。采用切割平巷与切割天井联合拉槽法，即岩矿体掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，然后根据爆破需要，在适当的位置掘进切割天井；切割天井断面为2m×2m。在切割天井两侧，自切割平巷钻凿若干排平行或扇形炮孔，每排4-6个炮孔；以切割天井为自由面，一侧或两侧逐排爆破炮孔形成切割槽。 二、爆破器材的确定 采用半秒塑料导爆管雷管，粉状炸药，BQF-50型装药器装药，起爆器起爆，按设计顺序依次起爆 三、爆破参数的选择： （1）凿岩 本矿山为小型矿山，根据资料，采用FJY-24型圆盘台架配以YGZ-90型凿岩机进行凿岩，炮孔直径60mm，每根钎杆长度为0.8m。
（2）炮孔布置 炮孔布置形式为扇形，边孔角取500。最小抵抗线W常取 1.5- 2.0m。若W过小，前排孔易爆坏后排孔；过大，同排孔易爆穿，产生大块和爆破立槽。最佳的W应满足W/d=35,根据算W=35×60= 2.1m，综合考虑取2m。布置9个眼，中间一个眼，两边对称。详见爆破设计图。 表1 炮孔参数表（炮孔从左到右） （3）爆破 炸药采用粉装炸药，BQF-50型装药器装药。装药采用交错装药，孔口装药间距a=0.6—1.0w，取a=0.6w=1.2m。因为无底柱分段崩落法的爆破只有很小的补偿空间，属于挤压爆破。为了避免扇形炮孔孔口装药过于集中，装药时，除边距及中心孔装药较满外，其余各孔的装药长短。具体装药长度及装药量见表2。见爆破设计图。 表2 装药长度及装药量 爆破时采用V字形起爆，4号、5号、6号孔1段毫秒雷管最先起爆，2号、3号、7号、8号5段毫秒雷管其次，1号、9号孔9段毫秒雷边眼最后起爆。
文章编号：１００８－７５２４（２０１３）１１－００３５－０５ 四川某铁矿扇形炮孔布置形式分析与规范化研究＊ 朱强，陈星明，谭宝会 （西南科技大学环境与资源学院，四川绵阳６２１０１０） 摘要：对无底柱分段崩落法扇形炮孔爆破的边界条件进行了详细分析，并针对缓倾斜中厚矿体条件下的炮排布孔 方式和爆破方式进行了优化改进及规范化研究，形成了缓倾斜中厚矿体下的扇形孔的标准布置形式，并成功应运于四 川某铁矿，取得了良好的效果。 关键词：无底柱分段崩落法；缓倾斜矿体；扇形炮孔布置 中图分类号：ＴＤ２３５．４ 文献标识码：Ａ ０ 引言 无底柱分段崩落法中扇形炮孔布置形式的优良与否直接影响到爆破效果的好坏，并对爆破后的生产有极大影响。如何规范化布置扇形炮孔，对于改善回采爆破效果，提高矿山生产率，降低生产成本有较大的实际意义。本文对扇形炮孔的爆破边界条件进行了详细分析，并对缓倾斜中厚矿体条件下ｒ的炮排布孔和爆破方式进行了优化改进及规范化研究，形成了缓倾斜中厚矿体扇形炮孔的标准布置形式，并成功应运于四川某铁矿，取得了良好的效果。 四川某铁矿主要开采对象为Ⅰ、Ⅱ矿体，矿体倾角在１０～５０°，厚度６～３０ｍ，平均厚度１１．４ｍ，矿石平均品位４６％左右。两个矿体均属缓倾斜中厚矿体，矿体下盘围岩为变质白英砂岩，中等稳固，上盘围岩为白云大理岩，不稳至中等稳固，矿体与上下盘岩石接触带区域，矿岩异常破碎。矿山主要采矿方法为无底柱分段崩落法，其主要结构参数为１０ｍ×１０ｍ（分段高度×进路间距），崩矿步距１．８ｍ。 １ 扇形炮孔爆破条件的分析 根据边界约束条件，无底柱分段崩落法扇形炮孔爆破的边界条件（图１）可分为３类：即实体岩壁边界，如图１中的ｊｋ与ｉｊ线段；由回采爆破所形成的散体边界，如图１中ｂｃ、ｅｆ与ｆｇ线段；由回采进路所形成的边界，如ｃｄ、ｄｅ、ｇｈ、ｈｉ和ａｋ线段。这３类边界对爆破的约束阻力各有差异 。 图１ 无底柱分段崩落法边界条件示意图 根据工程爆破理论，这３类约束边界中，实体岩壁边界对扇形炮孔爆破的约束力最大。该边界与炮排平面内的两个边孔位置重合，因而只要炸药量适当且有合宜的碎胀空间，就可将矿石沿着边界崩开，并在边界局部范围内形成厚度为炮孔半径３～７倍的破碎带［２］。而ｉｊ边界炮孔又有所不同，其所在部位的炮孔与部分炮孔斜交，此处的爆破夹制力最大，达不到设计预期的爆破效果，在孔底常常留有一定量的残眼。为避免这种现象，在实际工程中，尽量将这部分的炮孔深打，但应避免与邻排炮孔打透。 就回采爆破所形成的散体边界来说，根据形 ＊收稿日期：２０１３－０４－２６ 作者简介：朱强（１９８９－），男，西南科技大学矿业工程在读硕士，ｅ－ｍａｉｌ：ｚｈｕｑｉａｎｇ１１８８＠１２６．ｃｏｍ。
炮眼布置图（半圆拱断面） 比例：1：50
根据现场实际岩层硬度对炮眼个数及装药量适当增减（炮眼个数不得超过5个,装药量不超过3kg），但炮眼间距及封泥量必须符合要求。 主题：炮眼掏槽已阅：517 / 回复：0 / （楼主）一、斜眼掏槽 1.单斜掏槽：单斜掏槽适用于中硬及较软的岩层，当岩层中有松软的夹层和层理、节理与裂隙结构时，各掏槽眼应尽量垂直地穿过层理、节理和裂隙，并处于巷道中心线上，避免夹钎或崩倒支架。掏槽眼数一般为1～3个，眼距为0．3～0．6 m，与工作面的平面夹角为50 °～75 °，眼深为0．8～1．5 m，装药满度系数为0.5左右。 2.扇形掏槽：适用于软岩层中有弱面可利用的巷道。它把炮
眼布置在较软的煤岩层中并成一排，炮眼向同一方向倾斜，与工作面的平面夹角一个比一个大，形成扇形。掏槽眼的方向可随软层的位置选定，一般为3～5个，眼距为0．3～0．6 m，眼深通常为1．3～2．0 m，装药满度系数为0．5左右，各槽眼利用多段延期雷管依次起爆。 3.锥形掏槽：在只有一个自由面的坚硬岩石或均质岩石中爆破时，采用锥形掏槽。锥形掏槽就是将几个掏槽炮眼的眼底，集中在一点附近，实行集中装药，一齐起爆的方法。 锥形掏槽可分为三眼或四眼锥形掏槽，掏槽呈锥形。眼数、眼深和眼距根据断面大小及岩石软硬而定。眼数一般为3～6个，多为4个。眼口左右间距为0．8～1．2 m，上、下间距为0．6～1．0 m，眼底间距为0．1～0．2 m，眼深应小于巷道高或宽的1／2，各槽眼同时起爆，为了加深掏槽深度和循环进度，可采用分段锥形掏槽。锥形掏槽因槽眼方向不易掌握，钻眼工作不方便，眼深受到限制，目前在巷道掘进中已很少使用。 4.楔形掏槽：楔形掏槽和锥形掏槽一样，都是尽量在炮眼底集中装药，使炸药爆炸时形成更大的威力把岩石爆破成抛掷漏斗，集中装药在眼底呈一条直线。槽眼对称布置，分水平楔形掏槽和垂直楔形掏槽两种，均为同时起爆。水平楔形掏槽只在水平层理发育的岩层中使用，而多数情况都使用垂直楔形掏槽。垂直楔形掏槽两对水平方向槽眼眼口间距为
采矿炮孔设计、施工验收管理规定 为了加强采矿炮孔的设计、施工、验收管理，提高炮孔质量，降低损失、贫化指标，确保爆破效果，提高项目部经济效益，经项目部技术会议研究决定，对采矿炮孔的设计、施工、验收颁布如下管理规定： 一、炮孔设计管理规定 1、炮孔设计的依据 ⑴采场采准、切割工程施工完之后的平面、剖面、纵投影等准确的实测图。 ⑵采场二次圈定后的地质资料，包括平面、剖面和纵投影三面图及矿量、品位等数据。 ⑶矿体、上下盘围岩和夹石的机械物理性质调查资料。 ⑷选用的凿岩设备、爆破器材。 2、炮孔设计的程序 ⑴测量人员及时向地质人员提供采场采准、切割工程施工完之后的平面、剖面、纵投影实测图。要求已掘工程全部上图，不得遗漏，比例尺1∶200。 ⑵地质人员及时将二次圈定后的矿体边界、围岩界线、断层等地质资料全部上到实测图上，同矿量、品位资料一起及时提供给采矿技术人员。 ⑶采矿技术人员接到地质图及地质资料后，必须深入现场进行详细审查，发现有误，及时通知测量、地质人员进行修正。
⑷技术设计人员依据矿岩的机械物理性质及选用的凿岩设备确定较为合理的爆破参数，依据矿体的产状、形态、品位分布情况及采切工程确定合理的回采界线，将损失、贫化降低到最低限度，最后，依据上述参数及资料绘制炮孔平面布置图。炮孔平面布置图中必须包括设计说明，设计说明必须对爆破顺序、炮孔施工顺序、施工注意事项及其它特殊情况阐述清楚，炮孔平面布置图制完后，必须经过有关部门、总工、生产副经理批复后，发至有关单位。 ⑸测量人员接到炮孔平面布置图后，首先详细审核图中有关测量数据，无误后，进行现场放线。 ⑹测量人员现场放排位时，必须遵守如下规定： ①放点前通知施工队检撬干净施工点浮石，如在放点时发现浮石应及时检撬，严禁将点放在浮石或移动物上。 ②中深孔必须按设计方位放设凿岩机中心点，同时放设凿岩机标高点，大孔必须放设水泥点，并标清排位或孔号。 ③每排在巷道两帮上放设两点，此两点必须为水泥点，并用红油漆标出排位号。 ④切割槽排位以切割井边沿最长部位为基准放设；矿房排位以设计切割崩落边为基准放设。 ⑤炮孔方位标定按设计要求，必须以导线方位为依据，用经纬仪标设。 ⑥排距控制应使用钢尺区段控制，逐排标定。 ⑦因误差累积等原因，现场需增加或减少排位时，及时和现场技
炮孔法（浅孔爆破法） 炮孔爆破法是在岩石上钻直径25-50mm，深0.5-5米的圆柱形炮孔，装延长药包进行爆破的方法。本工程除离边坡5米范围内的土石方采用预裂爆破外，其余的土石方部分采用炮孔法爆破。部分离建筑物较近的地方采用微差控制爆破，以控制爆破冲击波、震动对建筑物的影响。 本工程炮孔法破的炮孔直径为Ф46，钻孔间距2米，孔排距1.6米，梅花形布置，爆破所用炸药为2#岩石硝铵炸药，计算如下表1，在施工中结合现场情况试验调整。 爆破参数和药包经验公式说明 钻孔深度L（m）L=（1.1-1.5）H 用于坚硬岩石 L=（0.8-0.95）H 用于松软、破碎岩石 L=H=4m 用于中硬岩石 炮孔间距a（m）a=1.0-2.0）或a=(0.5-1.0)L 取a=0.5×4=2m 炮孔排距b（m）b=(0.8-1.0)a 取b=0.8×2=1.6m 抵抗线W1（m）W1=(0.4-1.0)H 取W1=0.4×4=1.6m较高的梯段或坚硬完整的岩石取小值单位耗药量q（Kg/m3）q=(0.33-0.55)(0.4+r2/24502) =0.33×(0.4+20002/24502) =0.35Kg/m3 砂岩容重r=2000Kg/m3 钻孔D（mm）D=(2-5)d=2×32=64mm 钻孔:Ф=36-46 药包量Q（Kg）Q=(0.6-0.7)q W1Ah =0.6×0.35×1.62×4 =2.69Kg 钻孔超深h（m）H=(0.15-0.35) W1 =0.24 炮孔爆破法的优点是：不需复杂钻孔设备，施工操作简单，容易掌握，炸药消耗量少，飞石距离较近，岩石破碎均匀，便于控制开挖面的形状和尺寸，可在各种复杂的条件下施工。炮孔布置为交错梅花形，依次逐排起爆，同时起爆多个爆孔采用电力起爆，导爆线路采用分段并联法。 二、预裂爆破方法 1、预裂爆破是沿设计开挖线钻一排预裂炮孔，深度较主炮孔稍深，其余为正常装药炮孔，预裂炮孔在紧靠边线主炮孔爆破之前先起爆，其时差：对坚硬岩石不少于50-80ms；中等坚硬岩石不少于80-150ms；松软岩石不少于150-200ms。其作用是沿设计开挖线预先爆开一条缝，以控制对围岩产生破坏性影响。炮孔间距一般为直径的8-12倍，靠近预裂炮孔的间距、排距和装药量应较其他主炮孔适当减少，爆破时，各孔都装药并同时引爆。 预裂爆破不仅在垂直、倾斜开挖面上得到广泛应用，在水平建基面等也取得了一定的成果，它对避免超挖、保证边坡稳定、降低成本和缩短工期都有较好的效果，因此在本次路基边坡开挖中积极采用，确保开挖后的边坡稳定、坡比一致。 2、预裂爆破质量要求 （1）预裂缝要贯通且在地表有一定开裂宽度，对于中等坚硬岩石，缝宽不宜小于1cm，坚硬岩石缝宽应达到0.5cm左右，但在松软岩石上缝宽达到1cm时，减振作用并未显著提高，在现场应结合工程地质实际情况，作试验，认真总结经验。 (2)预裂面开挖的不平整度不宜大于15cm。 （3）预裂面上的炮孔痕迹保留应不低于80%，且炮孔附近岩石不出现严重的爆破裂隙。 3、预裂爆破参数的确定 预裂爆破参数的确定，在于正确处理孔径与孔距和装药密度，不偶合系数之间的关系。（1）经验公式 炮孔间距 a=（7-12）D=12×40=480mm 其中 a—炮孔间距（mm） D—钻孔直径（mm）
关于积极推广中深孔爆破方法的原因 关于积极推广中深孔爆破方法的相关知识。 一、全国和福建省非煤矿山安全现状简述 2004年，全国非煤矿山安全生产形势总体稳定，事故总起数和死亡总人数同比均有所下降，但重大事故上升幅度较大。非煤矿山伤亡事故的主要原因之一就是集中在违反操作规程或劳动纪律、生产场所环境不良和安全设施缺少或有缺陷上，这三种原因造成的事故起数和死亡人数分别占2004年非煤矿山事故总起数和总死亡人数的74.6%和75.3%。这反映出了我国非煤矿山安全生产基础工作还很薄弱，职工素质低，安全意识差，建设项目安全设施“三同时”工作还没有落到实处；二是多数企业自身的安全管理工作基础薄弱，安全投入不足，职工教育培训不够或流于形式，导致企业技术装备水平普遍低下，开采技术含量低，部分企业不具备基本安全生产条件，多数从业者素质低，安全意识差。 目前我省非煤矿山存在的突出问题：一是技术装备水平普遍低下，小矿多，多数矿山技术手段落后，采矿方法不规范，设施设备简陋，没有严格的安全措施。二是超层越界开采，“矿中矿”、“楼上楼”的现象仍然存在，开采秩序混乱，埋下了事故隐患。三是火工材料的管理问题较大。不少企业没有严格的火工材料管理制度。四是小矿山的排土场是重大的危险源，有的遇到大雨，极易发生溃坝事故。 因此国家安监总局和我省安监局提出今年工作重点之一就是积极推广先进技术，鼓励企业开展技术改造，提高企业技术水平，积极推广露天采石场中深孔爆破技术，努力实现露天采石场规模化、规范化开采。 二、我省非煤露天矿山爆破方式 据统计，我省非煤矿山有5000多座，采用露天开采方式的矿山约占75%，其中：开采饰面用花岗岩的矿山有1300家，主要采用低威力炸药(如黑火药)预裂爆破方式，其余矿山绝大部分采用浅眼药壶式爆破。对于采用浅眼药壶式爆破作业的矿山，现场施工普遍存在少打眼、乱打眼、多装药、乱放炮的现象，造成的
逐内屯隧道爆破设计方案 一、设计原则及依据 1、设计原则 （1）遵循合同文件条款，积极响应合同文件要求； （2）指导思想：科学组织、合理安排，优质高效、快速安全； （3）遵循ISO9001质量保证体系，对施工全过程进行严格控制； （4）按照《爆破安全规程》GB6722—2011中所规定的设计内容和要求进行设计编制； （5）重视环境保护工作，做好施工现场内外的文明施工，采用减震降噪控制爆破 技术保护隧道安全及周边建筑物的安全； （6）根据隧道修建和开挖整体要求及地形地质条件，确定合理的爆破范围和爆破 方案； （7）必须保证爆破后的围岩稳定；必须保证周围环境的安全； （8）采取一系列环保措施，保证不破坏周边环境，尽量减小对附近居民正常生活、生产的影响； （9）坚持“安全第一，预防为主，综合治理”的安全生产原则，始终把安全工作 放在第一位，确保爆破施工的安全。 2、设计依据 （1）《广西崇左至靖西高速公路项目土建工程施工招标文件》、《合同协议书》； （2）《广西崇左至靖西高速公路项目两阶段施工图设计》；
（3）《公路工程施工安全技术规程》JTJ076-95、《爆破安全规程》（GB6722—2011）、《民用爆破物品安全管理条例》（国务院令第466号）、现行《公路隧道施工技 术规范》及有关的公路技术标准； （4）《广西崇左至靖西高速公路项目NO.3合同段实施性施工组织设计》 （5）第NO.3合同段所处位置的水文、气象、地质、交通及本工程的施工条件。 二、工程概况 1、隧洞概况 逐内屯隧道位于广西大新县雷平镇逐内屯北东侧约1.2公里处，隧道走向约154°，穿越灰岩山体。隧道进口端有简易村道通行，出口端距省道（S213）210米，交通较 为方便；隧道出口附近有地下暗河出口，取水较方便。隧道左线起讫桩号ZK52+227～ZK52+899，长672m，右线起讫桩号K52+211～K52+870，长659m,为分离式中长隧道。隧道左线Ⅳ级围岩72m，III级围岩580m；右线Ⅳ级围岩79m、III级围岩 560m，进口明洞各10m；地震动峰值加速度为0.05g，相应地震基本烈度位VI度。 隧道位于右偏曲线上，左洞曲线半径1520m,纵坡-1.428﹪；右洞曲线半径1750m， 纵坡-1.464﹪。隧道出口K52+837～870段33米范围内属于小净距隧道。本隧道在 K52+541处设置人行横洞1处，人行横洞和隧道轴线垂直，人行横洞相对应布置。隧 道弃渣场设置在K52+100附近的山谷，施工场地设置在隧道出口。 隧道爆破方量约为12万方。 2、工程地质条件 （1）地形地貌 隧道区属峰林地貌，山体较陡峭，溶蚀风化切割强烈，地形呈波状起伏。峰林呈东西延展。隧道穿越峰林山体。最高处高程约410.20m，进洞口端附近的岩溶凹地高程
浅孔爆破设计 1、工程概况 1.1周围环境 1.2工程量 1.3地质条件 2、设计依据和原则 2.1 设计依据 ⑴某某工程施工设计图纸。 ⑵《爆破安全规程》[GB6722-2003]； ⑶《中华人民共和国民用爆炸物品管理条例》； ⑷类似工程的施工经验。 2.2 爆破设计原则 (1)采用先进爆破技术。如采用塑料导爆管毫秒延期爆破，分段爆破，预裂爆破技术。 (2)爆破工程量大时采取自上而下，由顶部先行爆破开挖，一次爆破开挖一个台阶，严格控制单响药量和爆破规模。 (3) 采用小间距、小药量布药原则，使爆破能量均匀分布，采用松动爆破，加以有效的防护措施，避免产生飞石，降低噪声，确保周围环境安全。 (4)采用严密而有效的防护措施，严格控制各段装药量和覆盖防护措施，严格控制爆破震动强度和飞石危害，不做好防护严禁爆破作业。 (5)合理选择技术参数，精心设计、精心组织、精心施工，争取“安全、优质、高效、低耗”完成本工程。 3、爆破技术方案 按工程条件及爆破环境，确定采用分层浅孔爆破，爆破开挖直至设计深度。为了保护石碑和凉亭（国家重点文物）不受破坏，需在爆区和文物之间开挖宽2m，深4m的减震沟，在石碑和凉亭前搭排架，并对爆区实施竹笆片、沙袋等的覆盖。为控制飞石避免其落入湖中，在爆区边缘靠近湖区一侧也要搭排架，并对爆区实施竹笆片、沙袋等的覆盖。为了减少爆破对保留边坡的损坏，保持周边围岩的完整性，施工应采用严格控制周边轮廓的预裂爆破技术，使用毫秒延迟雷管，
限制最大一段装药量，以确保开挖边线的完整性。 爆区长22m，宽6.5m，高约7.5m，设计采用浅孔爆破，自上而下共分5层，即1.5m一层，根据经验，炮孔直径取40mm。 4、爆破参数设计 4.1主爆区参数设计 采用手持式凿岩机作业，孔径取40mm。每个分层开挖高度为1.5m，浅眼爆破参数的选取： ①底盘抵抗线（W） 可采用下式计算：W =（0.4～1.0）H 式中：H—分层（台阶）高度，m 计算得：W=0.6m～1.5m 根据经验和实践，取W=0.8m ②炮孔深度和超深 L=H+h h=（0.10～0.15）H 式中： L——炮孔深度，m； H——分层（台阶）高度，m； h——超深，m。 计算的： h=(0.15～0.25)m；取h=0.2m L=1.5+0.2=1.7m ③孔距（a）和排距（b） 孔距按下式计算： a=（1.0～2.0）W=0.8m～1.6m,取a=1。 排距按下式计算： b=（0.8～1.0）W=0.64m～0.8m，取b=0.7。 ④单位炸药消耗量（q） 该工程岩石坚固性系数未给出，若为中硬岩层，根据经验，浅孔松动爆破时
露天开采爆破设计
目录 1 工程概况 (1) 2 设计依据 (1) 3 爆破方案及工机具选择 (1) 4 爆破参数选择 (2) 4.1 矿石爆破参数设计与计算 (2) 4.2 岩石爆破参数设计与计算 (3) 5 炮孔布置、装药结构、起爆网路设计 (4) 5.1 炮孔布置 (4) 5.3 起爆网络设计 (5) 6 安全距离计算校核 (7) 6.1 飞石的安全距离 (7) 6.2 爆破地震安全距离计算 (7) 7 施工工艺及安全技术措施 (7) 7.1 施工流程图 (7) 7.2 施工准备 (7) 7.3 钻孔 (7) 7.4 装药 (8) 7.5 填塞 (8) 7.6 起爆网络 (8)
7.7 爆破警戒 (9) 7.8 爆后检查 (9) 7.9 盲炮处理 (9) 8 施工组织 (10) 9 主要经济技术指标 (11) 10 附图 (12) 附图一矿石爆破炮孔剖面图 (12) 附图二岩石爆破炮孔剖面图 (13)
露天开采爆破设计 1 工程概况 本深凹露天铁矿，生产规模为年产铁矿石150万吨，剥采比1.7t/t，台阶高度12m，年工作330天，两个台阶生产，每天工作2班制；矿石体重4.12吨/m3，坚固性系数f=12-16；岩石体重2.7吨/m3，坚固性系数f=8-10，松散系数为1.5。爆破点300m外有居民房屋（砖房），爆破必须考虑爆破震动对居民房屋的影响。 2 设计依据 （1）矿区地形简易平面图及有关文件资料。 （2）根据现场的实际测量及工程特点。 （3）《爆破安全规程》（GB 6722-2003）。 （4）《采矿设计手册》（矿床开采卷）2003年版。 （5）《爆破设计与施工》汪旭光 - 冶金工业出版社。 （6）《民用爆炸物品安全管理条例》国务院令第466号。 （7）安全现状评价报告。 3 爆破方案及工机具选择 由工程资料可知本爆破工程矿石爆破总工程量矿石150万吨，岩石爆破总工程量150万x1.7=255万吨，通过岩体密度进行换算可得矿石体积为36.4x104m3，岩石体积为94.4x104m3。本设计按6天爆破一次进行设计，则一次爆破的矿石工程量为6620m3，岩石工程量为17164m3。 根据爆区环境、地质结构特点及文件要求爆破台阶高度为H=12m，本设计采用深孔台阶爆破、电雷管-导爆管孔内毫秒微差起爆施工方案，垂直孔布置形式，钻孔设备选用SWD-165型一体化潜孔钻机2台，炮孔孔径为Φ165mm，钻孔效率为70-90m/台班。 炸药采用盐酸膨化硝铵炸药，粉状2号岩石乳化炸药（用于有水炮孔）、2号岩石炸药（制作起爆药包，规格：Φ32mm，L=200mm，G=0.2Kg）。