超大断面竖井深孔爆破成井技术

史秀志，邱贤阳，聂 军，李必红

（1.中南大学 资源与安全工程学院，长沙410083；2.中国有色金属建设股份有限公司，北京100029；3.国防科学技术大学 指挥军官基础教育学院，长沙410073）

超大断面竖井深孔爆破成井技术

史秀志1，邱贤阳1，聂 军2，李必红3

（1.中南大学 资源与安全工程学院，长沙410083；2.中国有色金属建设股份有限公司，北京100029；3.国防科学技术大学 指挥军官基础教育学院，长沙410073）

为实现超大断面竖井高效掘进，提出基于多孔球状药包爆破和预裂爆破的深孔爆破成井技术。首先根据竖井掘进深度大、断面大的特点，设计了导井爆破、基于预裂爆破的侧崩爆破和破顶爆破的分区爆破方案；同时根据多孔球状药包爆破漏斗理论和延时爆破降振机理，提出导井精确短延时爆破成井技术，通过理论计算确定了导井爆破同层短延时时间和层间延时时间等爆破参数；基于预裂爆破作用机理，确定了周边孔预裂爆破参数。最后将研究结果在引松供水工程超大断面竖井掘进中进行现场试验，成功爆破形成了直径20 m、高度50 m的调压井。试验结果证明了深孔爆破成井技术应用于超大断面竖井掘进的可行性，研究结果具有广泛的推广应用前景。

深孔爆破成井；超大断面竖井；预裂爆破；延时时间

1 引言

竖井（天井）在采矿工业、港口建设、机场建设、电站建设等工程中发挥着不可代替的作用，其高效掘进方法是工程建设中的一项关键技术﹝1﹞。天井掘进主要有四种方法：普通法、吊/爬罐法、机械钻井法、深孔爆破成井法。普通法和吊/爬罐爆破法掘进天井，均需要作业人员在井内经过多道繁琐而辛苦的工序，工作环境恶劣、安全性差、成本高、效率低﹝2﹞。机械钻井法虽然不需要作业人员在井内施工，工作环境好、安全，但施工机械庞大，施工准备时间长，设备购置费用高，尤其是施工机械本身还有待完善，因而应用受到限制﹝3﹞。相比之下，深孔爆破成井法具有安全性高、工期短、施工工序简单、费用低等优点，已成为天井掘进的重点推广对象﹝4-6﹞。

国内外学者对深孔爆破成井技术开展了大量研究，取得了丰硕成果。李启月等﹝7﹞提出了多孔球状药包爆破及直孔掏槽爆破两种深孔爆破成井模式，分析了一次爆破成井的技术难题，并提出相应解决措施；李金跃等﹝8﹞从孔位参数、起爆方式、分层高度等角度对球状药包爆破成井的夹制性进行了分析，并成功进行了多孔球状药包爆破一次成32 m充填井试验；李延春等﹝4，9﹞对超深孔爆破一次成井的起爆时差、起爆顺序、封堵长度和施工工艺进行了研究。综合国内外研究成果发现，深孔爆破成井大多应用于断面较小的天井掘进，未见有应用于断面积大于50 m2天井的文献报道。本文以引松供水工程调压井掘进为依托，研究采用基于预裂爆破的深孔爆破法形成超大断面竖井，结合现场施工情况设计了分区爆破方案，通过理论计算确定导井爆破延时时间参数和预裂爆破参数，采用高精度雷管实现精确短延时导井爆破和预裂爆破，确保形成光滑壁面和降低爆破振动，最终成功爆破形成直径20 m、高度50 m的调压井。

2 工程概况

吉林省中部城市引松供水工程总干线施工四标段位于吉林市岔路河至饮马河之间，线路桩号为48＋900～71＋855 m，总长度为22 955 m。在饮马河分水口之前设置直通地表的调压竖井，调压井位置如图1所示。调压竖井直径为20 m，深度为50 m，井筒形式为简单圆筒式。调压井井口处山势陡峭，植被不发育，调压井平面如图2所示。

图1 调压井位置Fig.1 Location of surge shaft

图2 调压井平面图Fig.2 Plan of surge shaft

调压井部位主要岩性为凝灰质砂岩，致密坚硬，岩石坚固系数f＝10～12，岩层稳固性较好，岩石松散系数为1.5，岩石物理力学参数见表1。

表1 岩石物理力学参数Table 1 Physical and mechanical parameters of rock

3 爆破方案与爆破规划

3.1 爆破方案

调压竖井的掘进存在地形条件复杂、施工条件差、调压井断面大（直径20 m）、掘进深度较深（50 m）的特点，这增加了其施工难度。通过比较几种常用竖井施工方法，考虑该工程对施工工期的严格要求，确定采用深孔爆破法施工调压井。

（1）在调压井底部预先开挖下部硐室，为调压井的施工创造条件。

（2）在地表采用深孔钻机由上往下钻凿贯通下部空间的深孔，炮孔一次施工完成，再由下往上进行多次爆破，从而实现安全、高效、快速形成调压井。

（3）为给主体崩落爆破提供补偿空间和自由面，在调压井的中部由下往上分层爆破形成直径为6 m的导井。

（4）为形成光滑的竖井壁面，并降低爆破振动，主体崩落爆破时在调压井轮廓线上采用预裂爆破。

（5）主体崩落爆破分为侧崩爆破和破顶爆破，根据补偿空间大小，每次爆破后在调压井内留下一定的碴量，最终爆破后爆破堆渣作为随后的支护平台，完成一定高度的支护工作后，再通过底下的隧道进行出碴，出碴量以便于后期支护工作为准，边支护边出碴，直至完成整个调压井的掘进工作。

3.2 爆破规划

调压井直径达20 m，为了保证调压井施工的安全作业，必须确保每次爆破调压井顶板的安全。调压井施工过程中安全系数最低的是最后一次破顶爆破，因此确定破顶层厚度是本次施工的关键。基于薄板理论和厚板理论，并结合三维数值模拟研究，确定破顶爆破预留层采用倒台阶状，最薄处厚度为14 m。

为确保爆破质量并有效控制爆破振动，将调压井施工分成三类五次爆破，爆破规划如图3所示。

（1）基于多孔球状药包爆破的导井爆破。中间导井主要为后续主体崩落爆破创造自由面并提供补偿空间，是后续爆破顺利进行的先决条件。由于导井深度达50 m，一次形成导井难度较大，结合国内外深孔爆破成井经验，将导井爆破分成3次进行，前两次单独进行导井爆破（图3中①和②），每次爆破高度18 m，第3次导井爆破与破顶爆破一起实施。

（2）基于周边孔预裂爆破的侧崩爆破。以中间导井为自由面进行侧崩爆破（图3中③和④），每次爆破形成倒台阶形状，以保证调压井顶板安全。每次爆破在调压井周边采用预裂爆破，以形成光滑的壁面。

（3）基于周边孔预裂爆破的破顶爆破。破顶爆破是将调压井范围内的剩余岩体爆穿，达到调压竖井设计断面，最终完成调压井的掘进。与侧崩爆破类似，破顶爆破也在调压井周边采用预裂爆破，以形成光滑的壁面。

图3 调压竖井爆破规划图Fig.3 Blasting planning of surge shaft

4 导井爆破方案

由于导井断面较大，为实现高效爆破成井的同时降低爆破振动影响，采用短延时起爆多孔球状药包爆破成井技术实施导井爆破。短延时起爆使导井同层炮孔以同一自由面共同形成爆破漏斗，虽然爆破延时时间较短，但仍然降低了单段爆破药量，因此可以有效降低爆破振动影响。

由于导井爆破的两次爆破方案类似，因此本文仅介绍第一次导井爆破方案。

4.1 炮孔布置

导井共布置4圈炮孔，均匀分布于直径分别为1.5 m，3.0 m，4.5 m，6.0 m的圆周上，每圈炮孔数量分别为5，10，15，20个，炮孔总数50个，孔距为1.0～1.2 m，孔径165 mm，如图4所示。

图4 导井炮孔布置示意图Fig.4 Arrangement diagrams of blasting holes

4.2 装药结构

导井第一次爆破分五层装药，根据爆破漏斗理论和每分层自由面宽度，确定第1分层高度为4.5 m，其中抵抗线为2.5 m，第2～4分层高度为3.6 m，其中抵抗线为2.0 m，第5分层高度为2.7 m，其中抵抗线为1.5 m。导井爆破装药结构如图5所示。

图5 导井爆破装药结构示意图Fig.5 Arrangement diagrams of charging structure

4.3 起爆网路

根据延时时间计算公式，并结合高精度雷管毫秒延时时间，确定孔延时时间为9 ms，层间延时时间为200 ms。每层爆破以5个孔为一段爆破，段间采用高精度雷管短延时起爆。为实现短延时爆破，现场采用孔外延时起爆方式，同层孔间采用9 ms高精度雷管、层间采用200 ms高精度雷管，孔内统一采用1 950 ms高精度雷管起爆，起爆网路见图6。

图6 导井爆破起爆网路示意图Fig.6 The chart of blasting network of the first pilot shaft blasting

4.4 爆破参数表

导井爆破使用直径120 mm的2#岩石乳化炸药，单个药包长度0.4 m、重量为5 kg。导井第一次爆破参数如表2所示。导井爆破单孔药量为100 kg，最大段药量125 kg，爆破总药量5 000 kg，单耗9.8 kg/m3。

表2 导井第一次爆破参数Table 2 Parameters of the first pilot shaft blasting

5 基于预裂爆破的主体崩落爆破方案

5.1 预裂爆破参数计算

预裂爆破的目的是沿调压井开挖边界密集布置炮孔，采用低猛度不耦合串状间隔装药预裂爆破模式，在前方主体崩落爆破之前起爆，形成一条介于主体爆区和调压井边界保留区之间的裂缝，以减弱主炮孔爆破对被保护岩体的破坏并形成平整轮廓面。

5.1.1 炮孔间距

炮孔间距不仅影响装药量的大小，还直接关系着预裂壁面的质量，在保证两孔之间裂开成缝的前提下，小间距的壁面质量远好于大间距的壁面质量。在爆破作用下，岩石发生断裂，断裂刚开始时，炮孔周边出现应力场。通常预裂爆破炮孔间距为：

式中：a为炮孔间距；D为炮孔直径。

5.1.2 线装药密度

预裂爆破要求炸药爆炸对孔壁岩石激起的压应力小于岩石的动抗压强度，而孔间岩石中激起的拉应力大于岩石动抗拉强度。根据岩石抗压强度、孔距和炮孔半径，线装药密度计算公式如下：

式中：QL为线装药密度，kg/m；σ为岩石极限抗压强度，MPa；a为炮孔间距，m；r为炮孔半径，m。

5.1.3 药卷直径

根据预裂爆破的设计理念，装药为不耦合结构，要求炸药爆炸产生的孔壁应力波最大值小于孔壁岩石的极限动抗压强度，但要大于极限动抗拉/剪强度，确保能够在相邻炮孔间形成裂缝，但不能破坏残留孔壁。实践证明，一般情况下，不耦合系数ξ合理取值范围为2～4，本次设计实取3，通过药卷直径计算公式：

预裂爆破炮孔直径为150 mm，可计算得预裂爆破药卷直径为50 mm。

5.1.4 预裂爆破炮孔设计

根据预裂爆破参数计算，炮孔间距为1.0 m，预裂爆破炮孔设计如图7所示。

图7 预裂孔布置示意图Fig.7 Arrangement diagrams of presplit holes

5.2 基于预裂爆破的侧崩爆破方案

两次侧崩爆破方案类似，本文仅介绍第一次侧崩爆破（即第三次爆破）方案。

5.2.1 炮孔布置

在导井外布置3圈主体崩落孔和1圈预裂孔，主体崩落孔分别布置在直径为10 m，14 m，18 m的圆圈上，孔间距2 m，每圈孔数为16个，22个，28个，第一圈崩落孔与导井边界和每圈崩落孔之间的距离为2 m，炮孔直径165 mm；预裂孔距第三圈崩落孔的距离为1 m，孔间距1 m，炮孔直径150 mm，预裂孔数为63个。侧崩爆破炮孔布置如图8所示。

图8 侧崩爆破炮孔布置示意图Fig.8 Arrangement diagrams of blasting holes

5.2.2 装药结构

侧崩爆破采用导爆索起爆孔内所有炸药，炮孔底部填塞1.5 m，主体崩落孔每装1条炸药（直径130 mm，长0.4 m，重5 kg），间隔0.3 m，预裂孔每装1条炸药（直径50 mm，长0.5 m，重1 kg），间隔0.4 m，顶部均填塞2.0 m。装药结构如图9所示。

5.2.3 起爆网路

侧崩爆破孔内统一采用长延时1 950 ms的高精度雷管，主体崩落炮孔以相邻5孔为一段，段间延时采用孔外25 ms延时雷管，由于预裂爆破孔数较多，为形成预裂缝的同时降低爆破振动，以相邻5孔为一段，段间预裂炮孔采用孔外9 ms延时雷管。不同圈的延时采用200 ms延时雷管，为了保证预裂效果，第1、2圈崩落孔起爆后，预裂孔先于第3圈崩落炮孔起爆。侧崩爆破起爆网路如图10所示。

图9 装药结构示意图Fig.9 Arrangement diagrams of charging structure

图10 侧崩爆破起爆网路示意图Fig.10 The chart of blasting network

5.2.4 爆破器材消耗

侧崩爆破装药炮孔数量129个，主体崩落孔单卷炸药5 kg，乳化炸药5 490 kg，预裂爆破单卷炸药1 kg，药量693 kg，爆破总药量6 183 kg。第一次侧崩爆破参数见表3。

表3 侧崩爆破参数Table 3 Parameters of the side collapse blasting

5.3 基于预裂爆破的破顶爆破方案

破顶爆破是导井爆破与侧崩爆破的结合，其炮孔布置和装药结构与导井爆破和侧崩爆破类似，本文不再累述。

5.3.1 起爆网路

破顶爆破孔数多，爆破网路极其复杂。首先起爆中间导井部分炮孔，起爆网路与前述导井爆破类似，之后起爆第1、2圈主体崩落孔，然后起爆预裂爆破孔，最后起爆第3圈主体崩落孔。爆破网路如图11所示。

图11 破顶爆破起爆网路示意图Fig.11 The chart of blasting network

5.3.2 爆破覆盖防护

调压井破顶爆破作业时，主要保护对象有调压井底部已经开挖成型的总干线隧道、调压井上部已经完成支护工作的边坡、距离爆源100 m的简易板房和约300 m远的民房。主要爆破危害为飞散物和爆破振动，为确保爆破作业安全，采取了如下主要防护措施：导井上方采用整体覆盖防护，主要防护措施为：先覆盖一层约50 cm厚的柴火（玉米秆），再于其上拉上横竖二道金属网（尽量连成整体），最后在其上的对应爆破位置压上砂袋（原则上压在炮孔位置），如图12所示。预裂孔上方压上1个沙袋，崩落孔上方压上3个沙袋。

5.4 爆破效果

爆破施工过程中进行了振动监测，图13为第一次导井爆破时，地表距离导井100 m处测点垂直方向的爆破振动波形，峰值振速1.59 cm/s，爆破峰值振速分布均匀，可见爆破降振效果明显。

经过5次爆破，包括2次导井爆破、2次侧崩爆破和1次破顶爆破，成功完成直径20 m、深度50 m的调压井爆破，调压竖井断面达到了设计尺寸和规格，支护后的调压竖井成井如图14所示，证明了超大断面竖井深孔爆破成井技术的可行性。

图12 爆破防护示意图Fig.12 Arrangement diagrams of blasting protection

图13 爆破振动监测结果Fig.13 Blasting vibration monitoring results

图14 调压竖井爆破后成井照片Fig.14 Blasting raising photo of surge shaft

6 结论

（1）针对调压竖井掘进存在地形条件复杂、施工条件差、调压井断面大、掘进深度较深的特点，确定了导井爆破、基于预裂爆破的侧崩爆破和破顶爆破的分区爆破方案，并结合理论分析和数值模拟确定了倒台阶状的破顶爆破预留层厚度。

（2）导井爆破采用短延时起爆多孔球状药包爆破成井方案，同层孔间采用高精度雷管实现短延时起爆，达到共同形成爆破漏斗的目的，同时有效降低了爆破振动破坏效应。

（3）为形成调压井光滑壁面，调压井掘进的侧崩爆破和破顶爆破采用周边炮孔预裂爆破方案，由于预裂爆破孔数较多，为形成预裂缝的同时降低爆破振动，预裂孔间采用高精度雷管短延时起爆。

（4）对调压井爆破的导井爆破、侧崩爆破和破顶爆破进行设计，经过5次爆破最终成功完成直径20 m、深度50 m的调压井爆破，调压竖井断面达到了设计尺寸和规格，爆破振动监测表明爆破降振效果明显，证明了超大断面竖井深孔爆破成井技术的可行性。

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Technology of deep-hole blasting in ultra-large section shaft excavation

SHI Xiu-zhi1，QIU Xian-yang1，PIE Jun2，LI Bi-hong3
（1.SchooI of Resources and Safety Engineering，CentraI South University，Changsha 410083，China；2.China Ponferrous MetaI Industry，s Foreign Engineering and Construction Co.，Ltd.，Beijing 100029，China；3.CoIIege of Basic Education，PationaI Defense University of Science and TechnoIogy，Changsha 410073，China）

In order to achieve high efficient excavation of ultra-large section shaft，the technology of shaft driving by deephole blasting with presplit blasting was put forward.In accordance with oil shaft，s character of large area and high depth，zone division blasting scheme was designed.Based on the theory of spherical charge blasting crater and vibration reduction mechanism of millisecond blasting，the surge shaft excavation by short-millisecond blasting with spherical-like charge was established.Then blasting parameters of surge shaft blasting and presplit blasting were calculated.The research results had been applied in an ultra-large section shaft excavation of water conveyance project，and a cylindrical shaft with 50 m depth and 20 m diameter was formatted successfully by deep-hole blasting.The technology of shaft driving by deep-hole blasting would have wide application prospect in the future.

Shaft excavation by deep-hole blasting；Ultra-large section shaft；Pre-splitting blasting；Millisecond time

TD235.3

A

10.3969/j.issn.1006-7051.2016.05.002

1006-7051（2016）05-0007-06

2016-05-03

国家“十二五”科技支撑计划（013BAB02B05）；中南大学中央高校基本科研业务费专项资金资助（2016zzts094）

史秀志（1966-），男，教授，博导，从事采矿工程、工程爆破等方面的教学与研究工作。E-mail：shixiuzhi@263.net