井下溜井新增支溜井的一次爆破施工方法与流程

1.本发明涉及溜井运输技术领域，尤其涉及井下溜井新增支溜井的一次爆破施工方法。


背景技术：

2.在地下矿山开采过程中，溜井作为利用矿石自重从上往下溜放搬运矿石的重要方式被广泛应用，是整个生产系统的关键工程。溜井习惯性分为主溜井和采场溜井，支溜井是用于将出矿联道与主溜井及采场溜井联通的倾角45
°
至65
°
的巷道，是溜井系统的重要组成部分。在实际采矿活动中，常需要在主溜井及采场溜井的某水平新增支溜井，以满足采场出矿需要。然而，主溜井及采场溜井因服务年限长、垂直高度大、受矿石频繁冲击等影响，其侧壁易出现垮落，在施工支溜井过程中存在很大安全风险。支溜井施工广泛采用的掘进挖方法，施工人员暴露在溜井中，施工难度大周期长，防护工作量大，成本高，安全性差，事故频发；施工人员需在支溜井与溜井贯通处作业，支溜井施工水平以上部分的溜井壁易垮落矸石，作业前需清扫溜井壁浮石，并对溜井进行锁口封闭，防护工作量大，效率低，成本高，安全性差；支溜井施工水平以下部分的溜井需倒运矸石填实，防止高处坠落，若倒运废石回填或将增加矿石贫化，若倒运矿石回填则要防止高硫矿石烧结，且矸石倒运成本高、周期长，施工效率低。
3.中国实用新型专利公开号cn214577175u公开了短斜支溜井运输系统，包括主溜井和中段溜井；其中，所述中段溜井的一端延伸至所述主溜井的一侧，并与所述主溜井之间有预留有保护间柱；并且，在所述中段溜井的靠近所述主溜井的一端的下部设置有短斜溜井，所述短斜溜井远离所述中段溜井的一端与所述主溜井相连通。其中的短斜溜井虽然也是采用爆破成型，但短斜溜井长度小于10米，且采用分次爆破，然后采用小型挖掘机进行出碴处理。该方法施工效率低、成本较高、安全性较差。因此，亟需一种适用范围更广，作业效率高，施工成本低，安全性好的支溜井施工方法。


技术实现要素：

4.本发明要解决的技术问题是现有的短斜支溜井施工效率低、成本较高、安全性较差，为此提供一种井下溜井新增支溜井的一次爆破施工方法。
5.本发明的技术方案是：井下溜井新增支溜井的一次爆破施工方法，包括以下步骤：在需新增支溜井水平的主溜井及采场溜井侧面施工一条用于出矿的出矿联道；所述出矿联道与主溜井不贯通，两者之间留岩柱，在出矿联道内底部用钻机钻凿带倾角的平行钻孔，所述平行钻孔包括位于中心的首爆孔、位于首爆孔四周的若干空孔和位于空孔外围的崩落孔，利用微差爆破技术一次爆破成支溜井。
6.上述方案中所述平行钻孔有25个，所述平行钻孔的水平倾角均为55
°
，孔间距40～45cm。
7.上述方案中所述首爆孔孔径127mm，所述空孔有6个，孔径127mm，围成一个圆形，所
述崩落孔有18个，孔径70～90mm，均匀分布在内圆、外圆和外切于外圆的正方形上，所述内圆上均匀分布有6个崩落孔，所述外圆上均匀分布有8个崩落孔，这8个崩落孔中有4个位于外圆和正方形的切点处，所述正方形的四个顶点上分布有4个崩落孔。
8.上述方案中所述微差爆破技术包括以下步骤：在首爆孔和崩落孔内连续装入多孔粒状铵油炸药，在孔底和距孔口3m处装入起爆弹，所述起爆弹内装入导爆管雷管，所述导爆管雷管堵塞长度30～40cm，首爆孔采用2段毫秒延期导爆管雷管起爆，所述内圆上有2个崩落孔采用4段半秒延期导爆管雷管起爆，其余崩落孔采用半秒延期导爆管雷管起爆2～3个孔同段起爆，相邻段次间延期一个段次。
9.上述方案中所述出矿联道的底板浇筑20cm厚混凝土地坪。
10.上述方案中所述首爆孔和空孔与主溜井贯通。
11.上述方案中所述首爆孔和崩落孔的孔底进行可靠堵塞。
12.上述方案中所述出矿联道的底部设有集水坑。
13.上述方案中所述支溜井的底部距放矿漏斗不小于5m，所述主溜井内的矿位与支溜井的底部不小于3m。
14.上述方案中所述岩柱厚度为3～4m。
15.与现有技术相比，本发明的有益效果如下：通过选择合理的布孔及爆破参数，采用微差爆破技术创造补偿空间一次完成支溜井爆破，作业人员在巷道内完成钻孔及爆破作业，始终远离溜井，解决了支溜井施工防护工作量大、效率低、安全性差等问题，提供了一种机械化程度高、劳动强度小、效率高、安全性好的支溜井施工方法。
附图说明
16.图1a为本发明的支溜井i-i剖面图；图1b为图1a的
ⅱ‑ⅱ
剖面图；图2a是现有的支溜井空孔布孔示意图；图2b是本发明的支溜井空孔布孔示意图；图3是本发明的支溜井布孔示意图；图4是本发明的支溜井装药结构示意图；图5是本发明的支溜井爆破示意图；图6是本发明的支溜井爆破效果照片；图中：1、主溜井，2、出矿联道，3、支溜井，4、支溜井钻孔，5、混凝土地坪，6、集水坑；7、矸石，8、导爆管雷管脚线，9、起爆弹，10、导爆管雷管，11、钢丝，12、炮泥，13、预制堵孔水泥块，z1～z19、装药孔，k1～k6、空孔。
具体实施方式
17.下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。
18.在需新增支溜井水平的主溜井1及采场溜井侧面施工一条用于出矿的联道，出矿联道2与溜井不贯通，通常留3～4m厚岩柱，在出矿联道内用钻机钻凿带倾角的平行钻孔，即支溜井钻孔4，利用微差爆破技术一次爆破成支溜井3，矿石溜矿角通常在45
°
至65
°
之间，为更利于下矿通常将支溜井倾角设计在50
°
至65
°
之间，作业人员在巷道内完成钻孔及爆破作业，始终远离溜井，掘进及钻孔均采用机械设备施工，机械化程度高、劳动强度小、效率高、安全性好，支溜井设计方案如图1a和1b所示。
19.本发明的核心是采用微差爆破技术创造补偿空间一次完成支溜井爆破，为此制定了研究计划，其关键步骤有：确定攻关目标，制定设计方案，将设计方案进行现场试验，根据实验效果优化设计并形成示范工艺。主要内容简述如下：一是确定攻关目标。根据支溜井倾角（50至65
°
）及岩柱厚度（3～4m）可以确定支溜井长度在10～15m之间，支溜井断面可以根据铲运机斗容确定，通常为矩形（2～3）
×
（2～3）m，因此将一次爆破形成长度15m、倾角50
°
至65
°
、断面尺寸（2～3）
×
（2～3）m的支溜井作为攻关目标。
20.二是制定设计方案。
21.（1）创造爆破补偿空间方案：选择合理的创造爆破补偿空间方案是达到预期爆破效果的前提，因此创造爆破补偿空间是实现一次爆破成支溜井的关键。采用爆破掏槽方式创造补偿空间的常用方法有斜孔掏槽、平行空孔直线掏槽、混合式掏槽，由于支溜井长度达15m，无法采用倾斜孔掏槽，而混合式掏槽施工较为复杂，因此初步选定采用平行空孔直线掏槽。根据冶金工业出版社的《放矿理论基础》，崩落矿岩产生的碎胀称为一次松散，一次松散系数为1.15～1.25，为确保矿岩爆破碎胀发生一次松散后有足够补偿空间，爆破补偿系数应大于矿岩一次松散系数，因此宜采用大直径平行空孔直线掏槽。根据理论可行、施工方便、经济合理的原则，初步选定两种大直径平行空孔直线掏槽设计方案（见图2a-2b），一种是将空孔布置在装药孔中间，另一种则将空孔布置在装药孔四周。第一种设计方案大直径孔数量少，施工效率较高，孔深增大时为避免串孔需增加孔间距导致补偿系数随之减小，补偿系数随孔深增大而减小，适用于浅孔掏槽；第二种设计方案大直径孔数量多，施工效率较低，可以通过增加空孔数量抵消孔深增大导致的补偿系数减小，补偿系数受孔深影响小，可用于较深孔掏槽，经上述综合比较，采用图2b所示的大直径平行空孔直线掏槽设计方案。（2）支溜井布孔设计方案：支溜井深度达15m，为保证钻孔之间不串通，钻孔偏斜率按1%计算孔间距不能小于30cm，补偿系数大于一次松散系数1.25，结合常用钻孔设备孔径，选取首爆孔及空孔直径127mm，崩落孔直径90mm。最终确定一次爆破成支溜井布孔设计如图3所示，共布置25个带倾角的平行钻孔，钻孔水平倾角均为55
°
，孔间距40～45cm；z1钻孔孔径127mm，为首爆孔；k1～k6钻孔孔径127mm，为不装药空孔，提供首爆孔补偿空间；z2～z19钻孔孔径90毫米，为崩落孔；支溜井断面2.5
×
2.5m，长度15m。k1～k6围成一个圆形，z2～z7围成内圆，z8～z15围成外圆，z16～z19位于正方形的四个顶点上，该正方形与外圆内切，切点为z9、z11、z13和z15。（3）支溜井爆破设计方案：z1～z19钻孔内装入连续装入多孔粒状铵油炸药，在孔底和距孔口3m处装入起爆弹9，起爆弹内装入导爆管雷管10，堵塞长度30～40cm，钢丝11一端引出钻孔外，用炮泥12两头封堵炸药，钻孔底部设有预制堵孔水泥块13，装药结构如图4所示，导爆管雷管脚线8伸入钻孔内，。z1首爆孔（即掏槽孔）通常采用2段毫秒延期导爆管雷管（ms2）起爆，首爆孔延期的目的是确保起爆前所有雷管均已点燃，保障起爆网路可
靠性；z2、z3钻孔通常采用4段半秒延期导爆管雷管（hs4）起爆，根据爆破理论试验数据表明矿岩爆破后在25mm左右破碎分离，而破碎分离矸石7在15m井内完全下落形成补偿空间耗时约2s，因此z2孔较z1孔延期时间应取2s左右；z4～z19崩落孔采用半秒延期导爆管雷管起爆，通常2～3个孔同段起爆，崩落孔有足够的爆破补偿空间，因此相邻段次间延期一个段次，爆破设计如,5所示，其中ms2表示2段毫秒延期导爆管雷管，hs4表示2段半秒延期导爆管雷管，hs5表示延期于hs4的同段的若干个2段半秒延期导爆管雷管，hs6～hs10依次类推。经验算，首爆孔（即掏槽孔）补偿系数为1.27》1.25，崩落孔补偿系数》1.3。
22.三是进行现场试验。在某矿54-1#和56-1#溜井进行了现场试验，根据试验效果进行了优化设计。56-1#溜井-850m出矿水平新增支溜井完全按上述方案进行设计，在出矿联道掘进过程中，临近溜井时施工超前探孔，确保溜井与出矿联道间的岩柱不小于3m；在钻机安装过程中发现出矿联道底板不平整对钻孔精度影响极大，因此对钻机作业范围内的出矿联道底板浇筑了20cm厚水平混凝土地坪；钻机作业过程产生的排渣水经通孔流至溜井内，存在安全隐患，因此在出矿联道内施工了集水坑6；钻孔结束后及时组织了实测，有四个崩落孔两两串通，将串孔（两孔因偏斜或裂隙联通）设计同段起爆；经现场试验，成功实现了一次爆破形成15m支溜井，支溜井与主溜井完全贯通。支溜井形成后，对支溜井进行三维形态扫描，支溜井爆破效果如图6所示，从图中可知形成后的支溜井仅有少部分的欠挖和超挖，经计算超挖量占支溜井总体积2.1%，欠挖量占支溜井总体积3.2%，超挖、欠挖量均很小，表明支溜井爆破效果好，断面规整。现场爆落矸石块度很细，因此可以考虑将崩落孔直径适当减少。54-1#溜井新增支溜井将崩落孔直径改为76mm，经现场试验，成功实现了一次爆破形成15m支溜井，支溜井断面规整，优化钻孔孔径方案得到现场验证。
23.四是优化设计，形成示范工艺。（1）在主溜井侧面采用凿岩台车施工出矿联道，联道断面及长度根据铲运机运行参数确定，钻机作业处巷道底板浇筑20cm厚水平混凝土地坪，开挖长80cm
×
宽60 cm
×
深40 cm的集水坑；（2）采用超前探眼或激光扫描方法确定溜井边界，保证出矿联道与主溜井间留3～4m厚岩柱；（3）布孔设计如图4所示，1个127mm钻孔作为首爆孔，6个127mm钻孔作为空孔，18个76mm钻孔作为崩落孔，崩落孔个数及孔位可根据溜井断面大小适当调整，鉴于55
°
水平倾角支溜井能满足绝大多数矿岩溜放要求，钻孔水平倾角均按55
°
设计；（4）校正钻机安装方位及钻杆倾角，控制钻孔进尺，及时用木塞封堵通孔孔口，保证钻孔精度避免串孔，严禁排渣水下溜井；（5）实测钻孔数据，若有串孔做好标记；（6）装药结构如图5所示，z1～z19钻孔内装入连续装入多孔粒状铵油炸药，在孔底和距孔口3m处装入起爆弹，起爆弹内装入导爆管雷管，堵塞长度30～40cm；
⑺
爆破设计如图5所示，z1首爆孔采用ms2段毫秒延期导爆管雷管，z2、z3第二响崩落孔落后首爆孔约2s采用hs4段半秒延期导爆管雷管，z4～z19崩落孔相邻段次间隔一个段次均采用半秒延期导爆管雷管，2～3个崩落孔同段，串孔必须同段。
24.本发明的关键点如下：1、采用超前探矿或激光扫描等方法确定溜井边界，出矿联道与溜井间留有3～4m岩柱，确保钻孔及爆破作业安全。
25.2、钻机作业处巷道底板浇筑20cm厚混凝土地坪，校正钻机安装方位角及钻杆倾角，控制钻孔进尺，确保钻孔精度，避免相邻钻孔贯穿。
26.3、空孔及首爆孔必须与溜井贯通，装药的通孔孔底必须进行可靠堵塞，如图5所
示。
27.4、及时用木塞堵塞通孔孔口，在出矿联道内施工集水坑，严禁排渣水下溜井，避免漏斗濮矿。
28.5、实测钻孔数据，若有串孔做好标记，串孔必须同段起爆。
29.6、验算首爆孔（掏槽孔）补偿系数，确保大于1.25。
30.7、首爆孔采用ms2段毫秒延期导爆管雷管，确保起爆前所有雷管均已点燃，保障起爆网路可靠性。
31.8、第二响炮孔采用hs4段半秒延期导爆管雷管，保证首爆孔爆落矸石有足够时间下落形成补偿空间。
32.9、确保溜井矿位距放矿漏斗不小于5m，避免爆破对放矿漏斗造成破坏；亦保证矿位在新增支溜井底部3m以下，为爆落矸石提供堆放空间。
33.本发明的有益效果是：1、一次爆破形成支溜井，爆破前出矿联道与主溜井不贯通，作业人员始终在出矿联道内施工，不需要在主溜井贯通处作业，防护工作量小，安全性好，有效解决传统掘进开挖事故频发问题。
34.2、出矿联道采用凿岩台车施工，钻孔采用无轨多功能钻机施工，机械化程度高，施工效率高，成本低，经济效益明显。
35.3、钻孔结束后一次爆破形成支溜井，支溜井不需用矸石填实，亦不需要对主溜井井壁浮石进行清扫，准备工作量小，安全性好。