北团矿井巷工程爆破设计

马春杰

(福建连城县物安爆破工程有限公司， 福建 龙岩市 366200)

1 工程概况

1.1 矿床地质和构造特征

福建省连城县北团煤矿矿区内出露地层有二叠系下统为海相沉积的灰岩为主，中下部为灰-灰黑色含燧石条带的灰岩；上部为灰黑色灰岩夹泥灰岩、钙质粉砂岩；顶部为灰色-深灰色硅质岩。风化后呈棱角状碎块的栖霞组(P1q)、岩性由深灰、灰黑色泥质岩、粉砂岩夹少量石英细砂岩组成，为一套不含煤浅海相细碎屑岩沉积，水平、波纹层理发育，含菱铁质结核，产丰富海百合茎、腕足类、双壳类、菊石及螺等动物化石的文笔山组(P1w)、岩性以泥岩、细粉砂岩为主，夹薄层细砂岩，含丰富的动物化石的童子岩组(P1t)、由泥岩、粉砂岩和各种粒级的砂岩或含砾砂岩组成，泥质岩及粉砂岩中普遍含菱铁质鲕粒的二叠系上统翠屏山组(P2cp)和岩性主要为棕黄色、深灰色砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩，局部含钙，产腕足类动物化石的大隆组(P2d)。

北团井田已查明或基本查明落差大于30 m的断层共24条，有南北向、东西向和北西向几组，以正断层为主，一般倾角较大(除F1、F5等断层外)，另外落差小延伸长度大的断层也不少，如F4、F17、F19等。断层、褶皱发育对井田含煤地层、可采煤层的形态、完整性、连续性有较明显的破坏，但对煤层的厚度影响不甚明显。

1.2 水文地质条件

矿区为低山丘陵地形，山峦起伏，山岭走势南高北低，延绵长约3.5 km。东坡平缓、西坡较陡峻，最高峰“老鼠鼻”，海拔+772.30 m，侵蚀基准面上江坊村北海拔+325.0 m。主要水系为罗坊溪(不在整合区内)，自南向北流经北团井田西侧，平水期日流量81200 m3。区内地形较为平缓，沟谷向四周呈放射状，较为宽缓，有利于大气降水及地下水的排泄。

矿区内各岩层的含水性十分不均匀，概略划分为含水岩组和隔水岩组。本煤矿巷道揭露零星少量岩浆岩体，规模较小，一般呈岩脉状产出，煤巷中常见淋、滴水现象，水量初见时大，以后逐渐变小，其含水性一般较差，富水性弱。

本区由于受多条断层的切割，煤层的连续性受到一定程度的破坏,而且为地下水的运移和储存创造了条件，使一些本来隔水或富水性弱的岩层局部变成不均匀裂隙含水带。巷道内滴水、淋水等现象的发生大都出现在断层破碎带中，出水量初见时大，以后逐渐变小，雨季大，旱季小。表明这些断层虽然含水，但导水性较差补给来源有限，不会有大的突水危害，且受大气降水的影响。

造成本矿区各矿井充水的主要因素有大气降水、含水岩层和老窑积水。大气降水一般通过风化带、裂隙带等补给各岩层，再向深部迳流或向矿坑排泄，其补给路程和径流条件很不一致。因本区小窑众多，部分已废弃，停采后极易造成老窑积水，形成隐患，对矿井开采构成较大威胁，因此要加强老窑采空区的调查，并在开采中小心接近采空积水区，以防老窑透水对矿坑造成突水危害。

2 爆破设计方案

2.1 井巷工程掘进施工方法

因本矿井巷工程的各种断面面积均在20 m2以下，属于小断面开挖，结合岩体稳固性，为减少爆破开挖对围岩的扰动，设计采用全断面一次爆破挖成形的施工方法。

为了减少爆破对围岩的整体性破坏, 防止超挖或欠挖，保证爆破开挖后轮廓线的平整度，优先考虑采用周边炮眼光面爆破技术。为减少钻孔数量和施工方便，设计采取垂直楔形掏槽方式，在确保安全施工和施工便利的前提下，尽可能加大一次循环掘进进尺量，减少掘进循环次数。

使用7655型凿岩机配气腿钻眼，钻头直径为38 mm，选择药卷直径32 mm的煤矿许用乳化炸药，采用煤矿许用毫秒延期电雷管串联起爆网路。

2.2 爆破参数选择与装药量计算

2.2.1 掏槽方式、角度和掏槽眼间距的确定

根据本煤矿施工设备和地质构造等条件，参照国内外类似断面掘进经验来选择掏槽方式。

(1) 巷道在宽度3 m以下的井巷工程开挖，选择一级楔形掏槽方式，掏槽炮眼4～6个，掏槽眼与作业面的夹角为65°～75°，掏槽眼底部水平间距16～20 cm，掏槽眼孔口水平距离视巷道宽而确定，掏槽眼上下之间排距40～50 cm。

(2) 巷道宽度大于3.6 m的井巷工程开挖，采取两级掏槽方式，掏槽炮眼6～8个，一级掏槽炮眼与作业面的夹角为63°～68°，掏槽眼底部水平间距16～20 cm；二级掏槽眼与作业面的夹角为68°～75°，掏槽眼孔口水平距离视巷道宽而确定，掏槽眼上下之间垂直间距40～60 cm。

2.2.2 光面爆破参数

(1) 光面爆破炮眼直径取d=40～42 mm。

(2) 炮眼间距：E=(8～18)d,实际施工中，一般取E=(0.50～0.60) m。

(3) 最小抵抗线：W光=(10～20)d，实际施工中，一般取W=(0.55～0.70) m。

(4) 炮孔密集系数：m=E/W光，施工中一般取0.75～0.9。

(5) 不耦合装药系数：n=d孔/d药=42/32=1.31。

(6) 线装药密度：q=0.1～0.2 kg/m,本设计按0.2 kg/m选取。

(7) 光面炮眼装药量：Q光=2*(0.1～0.2)=(0.20～0.40)kg。

实际施工中要根据岩石性质和地质结构，选取合理的爆破参数。

2.2.3 光面爆破装药结构

为保证不使药包冲击破碎周边炮眼孔壁，采取将药卷捆绑于竹片上，各药卷用煤矿许用低能导爆索相连，用煤矿许用非电毫秒雷管起爆。

孔口用粘土堵塞，填塞长度取0.5～0.6 m，现场根据炮孔间距和光面层厚度适时调整。

2.2.4 炮孔数量计算

炮眼总数量计算根据下列公式：

N=3.3(fS2)1/3

式中：N—炮眼孔数，个；

S—巷道掘进断面面积。

用图解法根据掘进断面、岩石硬度和地质结构情况来布置炮眼。

2.2.5 炮眼深度选择

炮眼深度根据开挖断面大小、钻眼设备和岩石性质来选择，围岩稳固时，为增加一次循环掘进进尺，炮眼深度尽量取大值。

按公式Lmax=KLB(H) 求各种开挖断面的最大炮眼深度,其中，Lmax为最大一次掘进炮眼深度(周边眼和辅助眼深度)，m；KL为炮眼装填系数，参照岩石硬度和结构特性选取；B(H)为巷道的宽度(高度)，m，取断面尺寸的最小值。经计算，求得开挖各种巷道断面合适的最大一次掘进尺寸，参与国内外实际经验，一次掘进的炮眼深度为1.5～2.5 m。

2.2.6 单位炸药消耗量q值

合理确定炸药单位消耗量是爆破施工中的重要问题，主要取决于岩石的性质、炸药性能、断面尺寸、爆破块度和抛掷效果的要求。根据下列国内外爆破施工经验，参照巷道掘进炸药消耗定额进行选择。

2.2.7 单个炮孔装药量Q

(1) 掏槽眼。根据巷道掘进爆破实践经验，一般比辅助炮眼多装30%～50%的装药量，根据国内外巷道掘进爆破实践经验，一般取炮眼深度的75%～85%计算各种巷道断面掏槽炮眼的装药量。

(2) 辅助眼。根据经验取炮眼长度的45%～55%，计算各种巷道断面掘进辅助炮眼的装药量。

(3) 底部眼。根据巷道掘进爆破实践经验，底部炮眼一般比辅助炮眼多装药10%～20%，一般取炮孔的55%～65%计算各种巷道断面掘进底部炮眼的装药量。

(4) 周边孔。取线装药密度0.15～0.25 kg/m，计算装药量为0.30～0.50 kg。

2.2.8 井巷工程一次掘进循环炸药量

根据爆破体积公式：Q=q*S*L*η

式中：Q—掘进每循环装药量，kg。

q—单位炸药消耗量，kg/m3,参照类似巷道开挖或现场试验。

S—开挖断面面积，m2;

L—炮孔深度，m;

η—炮孔利用率，一般取0.85～0.95。

实际施工中，应当根据煤矿采掘面的地质结构条件和岩石性质，酌情布置炮眼数量和装药量。

2.3 炮眼布置原则

(1) 掏槽眼的布置。按公式Lt=(L+0.2)/sinα计算各种开挖断面的掏槽炮眼的深度。为使钻眼施工方便，掏槽炮眼的中心位置选择离底板高1.3 m处，正常条件下采取对称布置，若有软弱结构面或断层，则优先考虑布置在软弱结构面附近。

(2) 周边炮眼和底部的布置。两侧墙边帮和顶帮炮眼离巷道边缘轮廓线10～15 cm，边帮炮眼间距为55～65 cm，顶帮光面炮眼间距50～60 cm；底部炮眼离巷道底边缘轮廓线15～20 cm，底部炮眼眼底超出底板线15～20 cm，底部炮眼间距65～75 cm。

(3) 辅助炮眼布置。底部周边炮眼眼底离掏槽炮眼眼底距离大于80 cm时，需要布置辅助炮眼，辅助炮眼距离底部炮眼45～60 cm。侧墙周边炮眼眼底离掏槽炮眼眼底距离大于80 cm时，需要布置辅助炮眼，辅助炮眼距周边炮眼55～70 cm。

(4) 井巷掘进断面炮眼布置顺序。掏槽炮眼→边帮炮眼→顶部炮眼→底部炮眼→辅助炮眼。

2.4 装药和填塞及起爆网路

掏槽眼、辅助眼、底眼均采用连续装药形式,起爆雷管装在孔底，反向起爆，堵塞长度约0.5～0.8 m。

周边眼为光面爆破眼,一般是采用不耦合装药结构，堵塞长度约0.4～0.6 m。

眼口未装药部分需要用炮泥严密堵塞,炮泥材料为黄泥,湿度18%～20%。

采用煤矿许用毫秒延期电雷管串联起爆方法，根据光面爆破的要求,炮眼内可用煤矿许用低能导爆索将各段药卷串联起来。

炮眼起爆顺序为:掏槽眼→辅助眼→帮眼→顶眼→底眼。将所有电雷管串联，并将起爆母线引到安全地点,用煤矿许用防爆型起爆器起爆。

3 爆破安全技术

3.1 爆破有害效应校核

因爆破点都为地下且离洞口和地面建筑物均在200 m以外，因此爆破震动、冲击波、爆破飞石对地面建筑物的影响极小，对爆破震动、爆破飞石和爆破冲击波造成的危害进行如下校核。

3.1.1 爆破震动安全距离校核

单响药量按下式计算：

式中：Qmax—爆区允许一次齐爆的最大药量，齐发爆破为总药量，延时爆破为最大一段药量，kg；

R—爆点距被保护建(构)筑物的最近距离，m；

v—为被保护建(构)筑物允许的震动速度；

α、k—与爆破点至被保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数，按《爆破安全规程》分别取200，1.6；

根据爆点距不同被保护建筑物的不同距离计算最大单段药量。

一般砖混结构房屋取v=2.0 cm/s，计算结果见下表1。

表1 最大起爆药量计算

因煤矿掘进一次爆破总药量控制在60 kg以下，单响药量控制在10 kg以下，爆破引发的地震对100 m以外的建(构)筑物不会造成损坏。本煤矿爆破作业离地表最小距离200 m以外，因此爆破作业不会对地表建筑物造成损害。

3.1.2 爆破飞石的安全距离

鉴于目前国内外对井下掘进爆破没有相应的计算公式，借鉴硐室爆破飞石计算公式计算飞石距离：

Rf=20Kfn2W

式中：Rf─飞石的安全距离

Kf─与岩石性质及地形有关的系数，Kf=1.5;

n─最大一个药包的爆破作用指数，N≤0.75;

W─最大一个药包的最小抵抗线，取2.5 m。

计算得出，Rf=37.5 m。

3.1.3 爆破冲击波的影响

因井下工程爆破，采取装药后堵塞起爆，爆破冲击波和噪声很小，对100 m范围内的设备和人员均无危害。

为确保设备与人员绝对安全，每次爆破时，设备撤离爆破点直线距离不得小于60 m，人员撤离爆破点直线安全距离不得小于200 m，有安全隔离物阻挡地点，安全距离不得小于100 m。

3.2 通风排烟

爆破后应及时通风排烟，施工通风应能提供洞内各项作业所需的最小风量，每人应供应新鲜空气4 m3/min，采用内燃机械作业时，供风量不应小于4 m3/(min.kw)。通风设计根据巷道长度、断面大小、施工方法、设备条件等综合确定，矿井投产时采用分列式通风系统，根据各个井田的具体情况不同来设计通风。矿井通风方式为机械抽出式通风方式，掘进工作面采用局部通风机独立通风。巷道掘进施工通风的风速，全断面开挖时不应小于2.5 m3/s。

3.3 外来电的预防

外来电主要有雷电、静电、感应电和杂散电流。井下煤矿较为突出的是静电和供电系统意外漏电对爆破施工会带来不安全影响。

(1) 炸药雷管运到爆破作业面前,切断通往爆破点的供电，爆后恢复供电，采取绝缘防爆手电筒或井下防爆矿灯照明。

(2) 施工人员不得穿化纤衣物，预防产生静电。

(3) 手持式或其他移动通讯设备进入爆区前事先关闭。

(4) 电爆网路应顺直、贴地铺平、尽量缩小导线圈定的面积；网络主线应和双股或相互平行、紧贴的单股线(两股线不超过15 cm)。

(5) 将临近爆区的所有电力线与大地绝缘,并设置一条同所有用电设备金属框架相连接的独立公用回流线。

(6) 检修所有电器及照明线路,确保接地良好,增设电路故障时的保护性断路装置。

(7) 爆破前，必须检测作业面的杂散电流强度，作业面杂散电流强度超过30 mA时，应当停止爆破作业，排除杂散电流来源。

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