顶板预裂爆破（精选8篇）
顶板预裂爆破 篇1
0 引言
随着采煤工作面的推进, 采场上覆岩层会发生变形、移动和垮落, 最终形成冒落带、裂隙带、弯曲下沉带[1]。采场上覆岩层的运移主要受关键层控制, 而采场第一关键层 (老顶) 的运移可以通过液压支架综采压力监测仪有效表现出来。以赵庄煤矿5301、5302工作面为研究对象, 通过对比采取深孔预裂爆破的工作面和未采取深孔预裂爆破的工作面老顶初次来压步距、周期来压步距, 研究老顶的活动规律。
1 采场顶板活动规律研究方法
1.1 综采压力监测仪观测方法
在5301、5302工作面上部、中部和下部布置三条测线。从机头位置到机尾位置依次为30号液压支架、60号液压支架和90号液压支架, 在此液压支架上安装综采压力监测仪, 对整个工作面进行压力监测。为及时掌握支架的工作状况, 每5 min记录数据1次。而后收集数据分析顶板活动规律, 确定5301、5302工作面直接顶初次跨落步距、老顶初次来压及周期来压的来压步距。
1.2 顶板来压判据准则的确定
以观测循环 (N) 至开切眼距离 (L) 为横坐标, 以各循环实测工作阻力P为纵坐标, 绘出支护阻力沿工作面推进方向的分布曲线[2]。
基本顶来压的判别准则, 即式 (1) :
式 (1) 中, p'为判定顶板来压的工作阻力, k N;为观测期间全部支架支护阻力时间加权平均值, k N;σp为支护阻力均方差。以实测阻力平均值 (p軈) 加其1倍~2倍均方差 (σp) 作为顶板来压的判据 (p') , 并以实测曲线中支架阻力大于p'为主, 确定顶板的来压性质、位置和顺序。判据1:;判据2:。
2 采场顶板活动规律
2.1 5301工作面未采取强制放顶处理
实测各支架工作阻力随工作面推进距离变化曲线如图1~图3所示。5302工作面基本顶初次来压步距、周期来压步距见表1。
米
2.1.1 老顶初次来压
从图1~图3可见, 老顶初次来压步距为49.7 m~51.5 m, 平均50.8 m左右。老顶初次来压呈分段局部来压, 从工作面中部向机头机尾方向扩展。
2.1.2 老顶周期来压
从图1~图3可见, 周期来压步距一般在19.3 m~27 m左右, 平均23.5 m。
由综采液压支架压力监测仪记录数据分析可知, 老顶的初次垮落步距较大, 对工作面回采和采空区顶板控制存在不利影响。使工作面漏风严重, 对于高瓦斯矿井来说, 存在一定的安全隐患。另外, 老顶突然大面积垮落对支架的冲击力较大, 支架立柱下缩量在短时间内急剧增大, 可能压坏支架[2]。因此有必要采取强制放顶方式处理顶板。
2.2 5302工作面采取强制放顶处理顶板活动规律
实测各支架工作阻力随工作面推进距离变化曲线如图4~图6所示。5302工作面基本顶初次来压步距、周期来压步距见表2。
米
2.2.1 老顶初次来压
从图4~图6可见, 老顶初次来压步距为18.4 m~25.1 m, 平均22.7 m左右。
2.2.2 老顶周期来压
从图4~图6可见, 周期来压步距一般在14 m~23.5 m左右, 平均18.2 m。
可见在赵庄煤矿5302工作面实施深孔预裂爆破后, 老顶初次来压步距明显缩短, 周期来压步距也略有缩短。至于5302工作面初次来压步距的不规律特征, 即未按照老顶初次来压呈分段局部来压的情况, 考虑可能是开切眼深孔预裂爆破装药量不同所致[3]。
3 对比分析
经过统计5301、5302工作面液压支架压力监测仪数据, 分析工作阻力分布曲线图, 反映出采场上方顶板的活动规律。通过对比5301工作面 (未采取强制放顶处理顶板) 和5302工作面 (采取强制放顶处理顶板) 的初次来压步距、周期来压步距见表3, 确定在赵庄煤矿生产条件下可否进行开切眼顶板预裂爆破技术。
米
由表3可见实施开切眼预裂爆破试验后老顶平均初次来压步距由50.8 m缩减为22.7 m。而周期来压变化不明显, 两工作面周期来压的不同可能因5301、5302工作面地质条件的差异所致。
a) 通过对比分析可见, 5302工作面实施深孔预裂爆破技术有效地减小了老顶的初次来压步距, 可有效控制初采期间大面积悬顶的问题[4];
b) 采场顶板的活动规律客观地反应在液压支架工作阻力分布曲线上面, 这对于研究顶板的活动规律, 掌握老顶的初次来压、周期来压有着重要意义。
4 结语
通过对比分析5301、5302工作面采取深孔预裂与否进行顶板活动规律的研究, 可见在深孔爆破预裂的前提下, 可以有效地缩短老顶的初次来压步距, 对坚硬顶板起到弱化作用。在今后类似地质条件下, 可以通过采取深孔爆破预裂的方法来控制坚硬顶板[5]。通过综采压力监测仪对顶板活规律的研究, 可以直观地反映出老顶的运移状态, 对采煤工作面顶板的控制有着重要的意义。
参考文献
[1]钱鸣高, 石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.
[2]戴俊.岩石动力学特性与爆破理论[M].北京:冶金工业出版社, 2002.
[3]王玉杰.爆破工程[M].武汉:武汉理工大学出版社, 2007.
[4]王开.普采工作面坚硬顶板控制及其研究[D].太原:太原理工大学, 2006.
[5]郜富平.坚硬难垮落顶板处理方式浅析[J].煤, 2012 (9) :62-63.
顶板预裂爆破 篇2
关键词：回采工作面 预裂爆破 增透 抽采瓦斯 瓦斯治理
1 概述
焦作作为一个开采历史悠久的矿区，目前主采矿井开采深度逐步加大，实测最高煤层瓦斯压力已达2.42MPa，瓦斯含量34m3/t。迄今为止，已累计发生煤与瓦斯突出350余次。煤与瓦斯突出的发生，严重威胁着煤矿的安全生产，制约着采煤工艺的进步，从根本上解除瓦斯因素的束缚，是各突出矿井所面临的紧迫任务。
突出煤层区域瓦斯治理的关键，是抽采措施的有效性。焦作矿区煤层透气性条件差，在提高煤层透气性方面进行的研究，包括提高钻孔有效影响半径和改变煤体裂隙发育状态等方面。大直径钻孔试验、变径扩孔试验等属于提高钻孔有效影响半径的方式，深孔预裂爆破则属于提高煤体裂隙发育程度的方式。提高预抽钻孔抽采效果，单纯依靠抽放时间的延长必然影响掘进施工进度，针对这一问题进一步研究钻孔增透技术是必要的。
2 预裂爆破目的
预裂爆破的目的是为了增加煤体的裂隙长度和范围，以提高透气性，减少抽放阻力，从而提高瓦斯的抽放率。因此它不仅要求在相邻孔间连线方向形成贯通裂缝，而且要求其它方向尽可能多地产生裂隙，使煤体内形成以炮孔为中心相互连通的裂隙网。
3 预裂爆破设计方案
3.1.1 施工工序
预裂爆破孔施工——装药——封孔——联线——起爆——预裂爆破效果考察。
3.1.2 爆破孔施工
施工机械：抚顺煤科院生产的ZDY—500/22S型煤矿用全液压坑道钻机。
3.1.3 爆破材料选型
①炸药选型：安徽雷鸣科化股份有限公司生产的PT437水胶炸药。
②雷管选型：鹤壁煤业集团511厂生产的煤矿许用毫秒延期电雷管，额定阻值≤6.0Ω，实测阻值3.8—4.4Ω较多，选用阻值4.0—4.2Ω。
③导爆索选型：阜新矿务局生产。
④深孔预裂管选型：淮南矿务局生产。
⑤放炮母线及长脚线选型：4×1.5mm2电缆。
3.1.4 爆破参数
①炸药
单卷炸药参数：长210mm，Φ35mm，重量0.22kg。
②引爆方法
采用单孔双回路并联引爆。
第一引爆回路：电雷管引爆；最外端一卷炸药内设置一个电雷管。
第二引爆回路：电雷管+导爆索引爆；从炸药卷里端开始敷设导爆索直至炸药卷外端，在导爆索外端绑上一个电雷管。
爆破孔内的2个电雷管采用并联方式与母线连接。
③发爆器的选择
选用MFD—200型发爆器，引爆能力200发，脉冲电压峰值2800伏，允许最大负载电阻1220Ω。爆破网路电阻为22.59Ω，发爆器准爆能力远远大于爆破网路电阻；因此，所选发爆器能够满足要求。
3.1.5 装药
爆破钻孔施工后，必须尽快要装药，装药前，孔内应保持畅通，无残留煤渣，孔内煤渣多，应用压风吹尽。
图1 装药工艺图
装药方法：用竹板上、下错步扣住药卷，药卷应依次送入，导爆索从顶端一直拉到孔口外，孔口处的药卷和导爆索安装矿用毫秒延期电雷管。脚线与电线连接，接头设置在预裂管末端，并固定一根铅丝，（故障时，拉出药卷），最后，用管子轻轻使药卷送入孔内。
3.1.6 封孔
用黄沙和黄泥进行充填。炮眼10米以外，用黄沙和黄泥封填，把黄沙送至距孔口5m处，黄泥封到孔口，黄泥要有一定的粘稠度，避免堵住炮眼。
4 预裂爆破试验考察
14121运输巷位于14采区西翼，上部为14121工作面未采区，下部为14141设计工作面，于2005年3月开始施工。14121运输巷煤层厚4.2～9.2m，平均厚度6.5m，上部软分层厚度0.7～2.5m，煤层倾角12.5°，直接顶为2.9m厚的粉砂岩，老顶为9.85m厚的砂岩，直接底为1.15m厚的碳质泥岩，巷道顶板标高—208.4m。实测煤层原始瓦斯含量在17.4m3/t，瓦斯压力1.17MPa。
14121工作面自2011年8月12日在14121工作面进行第一次预裂爆破实验，共打16个预裂孔，其中包括：切眼3个预裂孔、一横贯10个预裂孔、下风道3个预裂孔。下风道2号预裂孔装药时由于塌孔无法爆破，其它15个预裂孔都顺利进行了爆破。预裂爆破钻孔一般深度32～65m，封孔深度不小于10m，每次装药量在114～240卷。
4.1 预裂爆破参数及工艺的考察
预裂爆破孔参数：采用Φ89mm钻头施工，采用风力排渣；钻孔布置距顶板1—1.5m，布置在硬煤中，距软分层>0.2m，距抽放孔的距离>0.5m，预裂爆破孔施工方向：沿工作面走向方向，平行于抽放孔，与水平夹角0—1°，不能有负坡度，否则不便于排渣、装药。预裂爆破采用竹板捆绑装药，用沙和黄泥封孔，导爆索引爆的方式，均取得了较好的效果。
4.2 预裂爆破影响半径的考察
试验期间，分别与爆破前后测试预裂爆破孔两侧一定范围内的抽放孔的抽放参数，考察表明：预裂爆破钻孔的影响半径可达10～18m。在其影响范围内，一些钻孔抽出量成倍提高，但也有一些钻孔瓦斯浓度下降，流量升高，抽出量显著降低。
分析认为，预裂爆破孔一方面使煤体卸压，瓦斯解吸量升高，另一方面会因为爆破的作用，破坏已有钻孔的封孔段，导致其抽出量的降低。而再远一些的位置，则可能在爆炸能量的挤压作用下，裂隙发生闭合。
4.3 预裂爆破抽放效果考察
①对14121下风道的8寸孔板进行跟踪考察。
考察发现：8寸孔板的抽出量比预裂爆破前最大增加21.5%，平均增加10.9%。
②对14121下风道的3号预裂爆破钻孔附近20米的抽放钻孔进行了跟踪考察。
考察发现：预裂爆破后，爆破孔以里9.6米、11.6米处和爆破孔以外4米、8米处的钻孔抽出量减小，但其他钻孔的抽出量都是增加的；70天后，所有钻孔的抽出量都比预裂爆破前增加，百米钻孔瓦斯流量也比预裂爆破前增大。
③对一横贯以东41米不同距离处的8组钻孔进行跟踪考察。
考察发现：8组抽放钻孔的抽出量都是不断增加的，百米钻孔瓦斯流量也增大。
5 结论
通过预裂爆破，可以使得煤层瓦斯卸压、增加裂隙沟通、提高煤层的透气性，进一步减小和消除工作面在回采期间的煤与瓦斯突出危险，保证了矿井的安全生产，促进了矿区的社会稳定。
参考文献：
[1]郑福良.深孔预裂爆破技术在煤矿井下的应用，爆破1997.04.
顶板预裂爆破 篇3
关键词：循环式,浅孔,矸石垫层,工艺简单
潘一矿自1983年建矿以来,共发生过两次压架事故:1402(3)工作面和1602(3)工作面。两次事故均发生在工作面初采期间,直接顶难以垮落,采空区得不到充填,以至于老顶初次垮落时,老顶和直接顶同时切断,压力直接作用在支架顶梁上,顶板压力超过支架的工作阻力,最终导致压架。
为防止此类事故的发生,起初采用了深孔超前预裂爆破,避免了老顶大面积悬顶,但对直接顶的破坏作用不明显,坚硬直接顶的突然大面积垮落,仍是不可忽略的问题,深孔爆破打眼时间长,严重制约了生产。经过不断总结实践,潘一矿在11槽工作面成功使用了循环式浅孔预裂爆破处理煤层顶板,人为地将直接顶切断,使之能够及时冒落,形成矸石垫层,可以控制冒落面积,减弱顶板压力和冒落时产生的冲击载荷,缓和冒落时产生的风暴,避免了老塘瓦斯的突然涌出。本文以1541(1)工作面为例,介绍顶板循环式浅孔预裂爆破在现场的应用。
1 1541(1)工作面概况
1.1地质概况和采煤方法
1541(1)工作面位于东三采区四阶段,F5逆断层下盘与F35逆断层上盘之间,东部为F35逆断层,西部为F5逆断层,南部和北部为采空区;为13槽实体煤。工作面走向长1261m,倾斜长198.3m,煤层倾角3°~10°,煤厚0.4m~2.1m。工作面直接顶由下向上依次为0m~7.2m砂质泥岩,平均厚度为3.1m,0~0.5m的11~3煤;老顶为0~10.8m中细砂岩,平均厚度5.8m。
工作面走向长壁区内后退式一次采全高全部垮落综合机械化采煤法。安装135架ZZ7000/1326液压支架,支架中心距1.5m,初采期间工作面采高在2.2m。
1.2顶板动态监测仪器的安设
工作面机头机尾支架压力表分别安装在3架、133架,其他每10架安装一组支架压力表;两巷从切眼开始向外,每50m布置一个测站,每个测站上帮下帮锚杆各安设一块压力表,顶板锚杆锚索各安设一块压力表,顶板安装离层仪。
2顶板预裂爆破设计
2.1炮眼布置
炮眼采用单排眼布置,由工作面煤壁侧顶板每隔1.5m(一架液压支架)施工一个炮眼,炮眼深度2m,岩体炮眼距自由面的最小抵抗线不小于0.3m,每个炮眼装药量为2卷。炮眼角度为向下顺槽方向75°,炮眼布置图如图1所示。
2.2爆破工艺
炸药选用煤矿许用三号水胶炸药,雷管选用毫秒延期电雷管,其最后一段的延期时间不超过130ms,起爆器使用FD-200X型放炮器,联炮方式为串联。每次起爆4组,每组5个眼。工作面每推进4m,进行一次浅孔预裂爆破。爆破参数见表1。
3现场效果观测
3.1直接顶冒落情况观测工作面推进度和直接顶冒落情况见表2。
3.2工作面支架压力观测
支架支撑力的观测选在每个圆班割煤结束后6小时,直接顶活动趋于稳定,此时支架压力处于恒阻阶段。工作面每20架选取一个点测定,每个点取前后立柱的平均支撑力,连续观测,工作面支架压力观测记录如图2所示。
3.3两巷顶板和帮部载荷观测
通过对运顺2#测站(距切眼50m),轨顺28#测站(距切眼62m)观测,在运顺推进至28m时,2#测站锚杆锚索载荷明显增大,轨顺推进至35m时,28#测站锚杆锚索载荷明显增大。
4结论
(1)结合工作面支架压力变化和两巷锚杆锚索载荷可以发现,老顶在工作面推进25m~40m时初次断裂。由于对坚硬直接顶进行了循环预裂爆破,在老顶来压之前直接顶已经及时冒落严实,有效地起到了缓冲作用,缓和了老顶初次来压对工作面设备和瓦斯造成的影响。
(2)根据工作面直接顶岩性的不同,在直接顶不易及时冒落的地点,可以适当缩短循环爆破周期。
(3)循环式浅孔预裂爆破与传统预裂爆破相比,效果更为明显,大大缩短了施工时间,加快了生产进度,取得了良好的经济效益。
参考文献
[1]李振福.综采工作面初采顶板预裂爆破参数的优化[J].中州煤炭,2015,12:29-31.
[2]穆效治.顶板预裂爆破技术在煤矿综采工作面的应用研究[J].煤矿现代化,2014,06:23-24.
[3]岳彪.小孔径深浅孔爆破在大采高顶板预裂中的研究与应用[D].太原理工大学,2015.
[4]李慧斌,肖伟.综采工作面坚硬顶板预裂爆破技术的实践与探讨[J].科学技术与工程,2012,34:9313-9315+9324.
[5]李振福.综采工作面初采顶板预裂爆破参数的优化[J].中州煤炭,2015,12:29-31.
边坡预裂爆破 篇4
预裂爆破是控制开挖轮廓的控制爆破技术, 其目的是严格保护不需开挖部分免受爆震影响, 使未爆部分岩体保持原有稳定状态。预裂爆破时, 预裂孔最先起爆, 以造成阻断裂隙, 使大量破岩孔爆破时地震波不致破坏预裂孔外侧原岩。预裂爆破的关键是要形成完整的贯通预裂缝, 以有效地屏蔽主爆孔和缓冲孔的爆破扰动破坏, 但最先起爆的预裂孔是在正面无自由面的情况下起爆, 生产实践证明, 如设计不当, 预裂爆破在致密、坚硬的岩石中往往产生闭合微缝, 难以形成贯通的预裂缝;而当其在松软、破碎的岩体中起爆时, 预裂作用不是沿预裂面产生裂缝, 而是沿邻接预裂孔的裂隙、节理、弱面发展, 使结构面系破坏程度加剧, 这样预裂扰动破坏带的存在又为后爆药包 (尤其是邻接的缓冲排) 的爆破产生后冲破坏创造条件, 对边坡的威胁作用很大。
2 预裂爆破和光面爆破的差异
预裂爆破和光面爆破的不同之处:1) 预裂爆破的预裂孔起爆优先于爆区的主炮孔起爆;光面爆破的光面孔起爆在爆区的主炮孔全部起爆之后进行。2) 从爆破的岩体状态 (边界条件) 看。预裂孔起爆时, 只有一个向上的自由面;光面孔起爆时, 有两个自由面, 爆破条件改善了许多。
在国内外的实践中, 光面爆破只在巷道掘进中应用获得较满意的效果, 在其它场合应用效果不理想, 而预裂爆破在露天开挖中应用广泛, 而且获得良好的效果。
3 预裂爆破参数的确定
3.1 预裂缝的宽度
预裂缝要有足够的宽度, 能够充分反射采掘爆破的地震波, 以便控制它们对边坡的破坏作用, 通常这个宽度不小于1~2cm。
3.2 爆破基本参数控制
1) 孔径和不偶合系数, 炮孔直径的大小要根据具体的地质情况、钻孔深度、孔内情况、所用炸药种类及药包直径等进行比较选择。一般来说, 最大孔径不宜超过100mm, 同时为装药方便, 最小不宜小于45m m, 尤其当炮孔较深或孔内有水时更应如此。从爆破效果来看, 较小的孔径对获取平整的壁面较为有利。设计时应根据预裂面的质量要求高低, 合理选择炮孔直径, 既要保证炸药和孔壁一定的不藕合比, 又要考虑钻孔的总成本及综合造价, 既方便施工, 又可保证质量。炮孔间距的影响因素主要有岩石性质、地质条件、炮孔直径、炸药种类、起爆方式、预裂面的几何形状以及预裂部位的其它具体条件。
不耦合系数是衡量预裂爆破半径壁留得是否完整的一重要参数。若其值等于1则为耦合装药, 炮孔壁完全粉碎;若大于1则为不耦合装药;若其值太大, 则药卷线性药量必然太小, 相邻孔很难贯通;若其值达到最佳时, 炮孔连心线方向出现一定宽度的贯通裂缝, 半径壁预留完整, 正是预裂爆破所希望的。
不耦合系数的表达式为:D0=R0/r0
式中:D0不耦合系数
R0炮孔半径, m
r0理想装药半径, m
2) 孔距, 预裂爆破的孔距比较小, 一般是钻孔直径的7~15倍, 即a= (7一15) D, 实际取Zm, 正常生产时孔距为4rn。
3) 装药, 在普通岩石条件下, 有效的预裂爆破装药量随炮孔直径的增大而增大, 最佳装药量随矿岩的性质变化很大, 特别松软或裂隙致密的岩石需要减少药量和孔距, 具有高的动态抗拉破坏应变的完整岩石需要装药量大些。预裂炮孔通常装药至孔口约8倍孔径以下, 在裂隙致密的岩石中, 孔口不装药长度在孔径的15倍以上, 药量单耗根据实践, 取1.4kg/m。
4 技术问题及注意事项
1) 进行预裂爆破时至关重要的一点就是必须针对具体的岩石种类, 恰当的确定炮孔间距和装药量。就预裂爆破而言, 岩石的特性比对于大多数其它爆破方法, 会对爆破效果有更大的影响。因此地质情况不同预裂爆破的设计和施工就不同。
2) 爆破后的岩石缝容易沿其天然节理方向展开, 若要求预裂缝与岩石层理成垂直方向, 就必须采用间距较密的炮孔才会按预定方向出现裂缝。预裂爆破裂缝是沿着炮眼中心连线的方向形成的。炮眼本身为形成裂缝起导向作用, 故在装药炮眼之间加设不装药眼 (导向空孔) 将会改善预裂爆破的效果, 缺点是钻孔费用偏高。
3) 实践中预裂爆破可超前主爆区先行起爆, 即在主爆区尚未爆破开挖之前, 先沿设计轮廓线实施预裂爆破, 形成预裂缝, 而后逐步进行主爆区的爆破, 有些矿山超前几个月, 甚至1~2年。这样不必担心主爆孔爆破时影响边坡的问题, 可以较好的保证边坡质量。
4) 预裂爆破质量的好坏, 钻孔质量控制是关键的一环。它包括测量放样、钻孔角度控制、装药和起爆。钻孔精度 (即钻孔角度控制) 对最终的预裂效果是相当重要的, 即使是微小的偏差, 也可能产生不良的结果。
5) 由于预裂孔完全受到夹制而没有自由面, 因此预裂爆破地震波通常大于控界爆破的其它方法所产生的地震波, 空气冲击波和噪声也大。所以在地面震动很可能引起过爆或惊扰居民的地方, 或需要爆破形成长的预裂线的情况, 可以将它分成几节进行分段延时爆破, 炮眼被分成几组, 每组的炮眼用传爆线网联接, 然后再以具有一定的秒差的几段毫秒雷管起爆之。
6) 预裂爆破产生的危险飞石不容忽视, 因此需对预裂孔较好的覆盖, 覆盖材料的放置不宜距岩体表面太近, 原因在于必须给爆炸气体提供膨胀空间。
5 总结
边坡的稳定性既受地质地形条件、气候条件的影响, 又受爆破方法、爆破技术的制约。所以, 在爆破施工中如何保护边坡稳定是一个较为关键的问题。预裂爆破技术是解决高边坡开挖稳定问题的有力措施之一。
参考文献
[1]何强, 马跃华, 高文远.边坡预裂爆破的机理探讨[J].矿业快报, 2001.
顶板预裂爆破 篇5
近年来,在演马庄矿上分层开采阶段呈现了坚硬顶板初次来压前后突水概率增加的现象,坚硬顶板断裂严重影响了底板突水情况。演马庄矿典型的煤层、岩层结构是:演马庄矿煤层平均厚度为6米,覆盖与煤层上的砂岩约15米厚,煤层下方的灰岩厚度为17-20米,是强含水层与突水的主要含水岩层。
1 水文地质概况
演马庄矿主要含水层有第三、第四系冲积层含水层,二迭系砂岩含水层,富水性较强的L8、L2、O2灰岩含水层是矿区的主要水源。富水性强的L8灰岩含水层是二1煤重要的补给水源。它呈岩溶裂隙发育,8~10米厚,与二1煤底板之间相距约18.56米。处于L8灰岩与O2灰岩之间的L2灰岩含水层,平均厚约11米,它与O2灰岩和二1煤层底板之间的距离分别为20米、70~80米。L2灰岩同样是岩溶裂隙发育,断裂破碎带内一般有直径较大的溶洞和蜂窝状的溶孔;L2灰岩水位低于O2灰岩,局部约为+70米,不会过度扰动工作面开采施工。O2灰岩含水层厚400米,距二1煤层底板约100米,呈岩溶裂隙发育,富水性强,具高压水头。上、下部含水段分别为220米和70~80米,上下水段之间是50~60米厚的灰色角砾状泥灰岩,O2灰岩在井田内水位变化不大,即使枯水期的水位也不低于+81米,这使其成为二1煤最重要的含水层。
2 坚硬顶板断裂对底板破坏机理的研究
坚硬顶板断裂规律与突水规律密切相关,下面借助FLAC软件模拟回采面推进至接近老顶初次来压步距时,断顶、不断顶条件下围岩的应力状态,同时对这两种应力状态与突水危险性之间的关系进行深入探究。
2.1 数值模拟模型设计与研究
首先将平均厚度为6.58米、上分层开采厚3米的25081、27111两个作业面设定为研究对象,在作业面中间位置顺着走向取剖面,见图1是作业面走向剖面模型图。
据以往回采面的统计,老顶初次来压步距平均为46米,因此取该值作为数值计算分析断顶效果的最大步距值。切眼宽8米,上分层采高3米,下分层待采。图2为煤层顶底板周围的地层柱状图。
2.1.1 开采过程的模拟描述
(1)不断顶时的模拟过程。根据开采的近似推进速度计算平衡,计算频率10米/次,最终观察悬顶长度达到46米时平衡后的围岩应力状态。如图3。
(2)断顶条件下的模拟过程。为了对断顶与不断顶情况下分析底板应力场的差别,采用类似的模拟过程,计算平衡的位置,每10米/次,并对开采46米时平衡后的围岩应力状态进行观测,如图4所示。
2.1.2 模型尺寸及网格划分
模型尺寸:(600*360)米;
网格数:300*180=54000个;
网格单位:(2*2)米。
2.1.3 模拟计算结果分析
(1)不断顶条件下底板弹、塑性区分析。作业面由切眼处推进至46米时,不断顶的状态下作业面顶底板都出现了图5所示的剪应力区;开采面后方3~7米的部位,下分层煤体出现拉应力区,由此判定这部分下位煤体已受拉破坏;在作业面后方12米处的底板内出现了最大范围约10米的底板屈服区,受2MPa水压的影响极易发生突水问题,笔者在图6中通过虚线剪头将其潜在的通道位置标示出来。
(2)断顶条件下底板弹、塑性区分析。作业面由切眼逐步推进到46米时,提前放顶,放顶深度设定为8~10米。作业面顶板悬顶和直接顶位置在断顶状态下分别出现了拉应力和剪应力,而底板没有出现拉应力。这表明断顶后,冒落岩体能够在一定程度上阻止底板破裂(详情参见图7);作业面后方12~24米范围内的底板内出现了图8所示的最大范围约为6米的底板屈服区。由于屈服范围较小,因而导水通道不十分明显。
(3)初采阶段作业面超前支承压力分布的对比分析。图9、图10分别给出了不断顶与断顶状态下超前支承压力曲线图。两幅图中均在作业面前方约2.5米的位置出现了应力峰值。不断顶与断顶状态下的峰值分别为15MPa和12.5MPa,其中前者是原岩垂直应力的2.7倍,后者是原岩垂直应力的2.3倍。这充分说明断顶对超前支承压力峰值的出现有一定的抑止作用;初采时超前支承压力的影响范围约为18~22米。
(4)底板剪应力的对比分析。当作业面由切眼逐步推进至46米,不断顶状态下的剪应力分布形态及应力集中程度与断顶状态下非常接近,但不断定状态下剪应力的集中范围不及后者。在不断顶状态下,作业面底板处剪切力大于2MPa的范围已达11米深,大于1MPa的范围深度超过20米,这比隔水岩层还要厚(图11);底板岩体在2MPa水压的影响下极易受剪导水。若底板抗剪强度达到了1~2MPa,则说明这个施工段是高突水危险区。由此得出结论,作业面底板岩石的抗剪强度及水压条件是决定作业面是否突水的关键因素。
在断顶状态下,作业面底板剪切力大于2MPa甚至大于1MPa的范围均超过20米隔水厚度的极限,在底板2MPa的水压的影响下可能出现裂隙渗流,但是几乎不会发生大规模的突水(图12)。
2.2 预裂坚硬顶板对底板突水的控制效果
为了检验断顶与否与底板突水的关系,在演马庄矿类似25081和27111作业面条件的多个作业面进行了坚硬顶板提前断顶试验,发现没有断顶作业面老顶初次来压期间出水量一般大于100m3/h,而断顶后的出水量一般小于30m3/h,证明了提前断顶大大减少了底板的破坏,减轻了突水的危害。根据现场观察,当进入下分层开采后,由于上分层采空区冒落矸石和沉降岩层的压力,限制了底板的变形,同时,由于上分层开采过程中的疏水降压作用,基本没有出现突水灾害。
3 小结
通过研究演马庄矿坚硬顶板运动对底板应力场的作用,得到了对坚硬顶板提前断顶处理能够大大减小底板的破坏深度、从而减轻突水危险性的结论,经过多个作业面的实际观测,证明了断顶后大幅度降低了老顶初次来压期间的出水量,起到了较好的防止突水的效果。
摘要：针对演马庄矿突水原因复杂多变的现状,采用岩层运动和矿山压力理论,运用数值计算的方法,结合在演马庄矿25081和27111工作面的实际模拟,对比了不断顶、断顶条件下顶底板超前应力的模拟状态。研究结果表明,对坚硬顶板进行提前断顶处理,能够有效减少底板的破坏深度,从而减轻突水危险性。证明了断顶后大幅度降低了老顶初次来压期间的出水量,起到了较好的防止突水的效果。
关键词：底板,数值计算,突水,煤矿安全
参考文献
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[6]韩立亮,王谦源,李光辉.青岛地铁上覆岩层岩体力学参数研究[J].价值工程,2010(13).
高边坡深孔预裂爆破施工技术 篇6
关键词：边坡,开挖,预裂,爆破,施工
1 工程概况
思林水电站坝址位于思林粮站至穿洞间的两扇岩附近。两岸山体雄厚, 为50～70°陡坡, 基本呈对称“V”型, 枯水期河面高程364m左右, 水面宽70～120m, 水深20～30m, 汛期涨幅可达25m左右。
本标边坡开挖包括左坝及通航建筑物边坡开挖, 通航建筑物边坡开挖水平厚度15～35m, 均为垂直边坡, 马道高差为15m一个台阶, 总共9层台阶;左坝肩设计开挖边坡为1:0～1:1不等, 总计6层台阶, 台阶高度15m。开挖后边坡均进行锚杆或锚喷支护处理, 左坝肩及通航建筑物边坡开挖总量为48.75万m3。
2 爆破方案选择
按照正常的爆破方法, 该处爆破方案可选择小钻浅眼爆破及深孔松动控制爆破。因该段边坡开挖高度大部分均在40～60m范围, 山高坡陡, 考虑小钻浅眼爆破虽然能有效控制飞石, 减少边坡超欠挖, 但施工时间太长且不经济, 起爆次数过多且该段山体表面覆盖土基本在60cm左右, 机械根本无法上到山坡上清理表层土, 人工清理山坡土耗工耗时。而深孔法的单位耗药量和单位爆落岩体所耗钻孔工作量较小, 深孔法多用于采料及基坑开挖, 且多采用松用爆破。预裂爆破是一种常用于大劈坡和开挖深槽控制设计边线的爆破。它的特点是在开挖区爆破前, 根据岩石特点, 沿设计开挖线先炸出一条宽1～4cm的裂缝面。这个缝面可以将爆破开挖区传来的冲击波能量削减70%, 减轻保留区的震动, 切断爆区裂缝向保留区扩展, 保证设计边坡的稳定和平整。经过认真分析并结合现场实际情况, 确定选择深孔松动及边坡预裂控制爆破, 在边坡开挖轮廊线上布置一排预裂孔以有效控制边坡坡度及超欠挖。既可加快施工速度, 又可保证爆碴粒径以作路基填料用。
3 施工机具选择
确定了采用深孔松动加预裂爆破施工方法, 根据现场实际情况, 先用YQ-100型潜孔钻机, 钻孔直径为100mm, 一旦开挖宽度达到一定宽度, 则以液压钻钻孔为主。爆破后石碴采用大型挖机进行翻碴, 河床处进行挖装出碴, 潜孔钻架用人工抬至山上。
4 爆破设计
4.1 台阶高度的确定
根据选择的钻机型式以及设计中要求的碎落台高度确定爆破时最上面的一层台阶高度为5.5～9m, 再往下的每层台阶高度均为10m。
4.2 爆破参数选择
深孔松动预裂控制爆破在边坡处采用预裂孔, 先于主炮孔起爆在边坡处形成2～3cm的预裂缝, 对于主炮孔要合理划分梯段。合同要求梯段高度为7～10m, 边坡要求平滑稳定。所以为实现一次性成型爆破采用深孔松动预裂控制爆破。合理炮孔采用梅花形布置。
4.2.1 预裂孔
钻孔倾角为1:0.5, 线装药密度q=0.4～0.6 (kg/m) , 采用不偶合装药。
(1) 最小抵抗线W取2.5m。
(2) 炮孔间距a取值时, 对于最上面一层台阶均根据实际爆深进行调整, 对爆深在5～7m的孔距取1.6m, 对爆深为7m以上的孔距取2m。
(3) 装药量Q= (0.12～2.1) L, L为预裂深度, 装药量要在现场试验。
单孔装药量, 线装药密度Qx=q·a·w
式中:q———松动爆破单耗药量, kg/m3;
a———同排相邻两孔中心距, m。
(4) 堵塞长度。由于不允许有飞石, 所以堵塞长度取h0= (0.7～1.0) W
式中:W———最小抵抗线, m。
(5) 超钻。超钻是为了克服底板阻力 (即岩层的夹制作用) , 使爆破后不留根坎。在一般情况下, 梯段高度越大, 坡面角越小, 底板抵抗线越大, 岩石越坚硬, 则需要的超钻深度越大。
超钻深度并不是一个很严格的参数, 但要保证各梯段爆破孔底应落在同一高度上。这样才能保证爆破底部岩面基本平整, 有利于下一层开挖爆破。据实际情况:
垂直深孔:超钻深h= (0.15～0.33) W1
倾斜深孔:超钻深h= (0.3～0.5) W
式中:W1———底板抵抗线, m。
W———最小抵抗线, m。
4.2.2 主炮孔
沿线路布置一列炮孔叫主炮孔, 炮孔间距为a= (1.6m或2m) 。
4.2.3 副炮孔
在距主炮孔b (1.4m或1.74m) 处再布置一列炮孔叫副炮孔。主、副炮孔孔深基本相同。
4.2.4 装药结构 (见图1、图2)
4.2.5 起爆网络 (见图3)
1排———预裂孔用5段非电导爆管;
2排———主爆深孔与辅助孔用3段非电导爆管;
3排———主爆深孔与辅助孔用5段非电导爆管;
4排———主爆深孔与辅助孔用7段非电导爆管。
采用塑料导爆管孔外内微差起爆技术, 为保证每个炮孔的准爆性, 现场施工时对实施爆破用的器材进行严格检查并进行试爆, 以确定最佳的爆破方案。
4.2.6 炮孔堵塞
堵塞长度与最小抵抗线, 钻孔直径和爆破区环境有关, 当不允许有飞石时, 堵塞长度取30～35倍的钻孔直径;容许有飞石时, 堵塞长度可以取钻孔直径的20～25倍。在干孔中堵塞物可以用细砂土、粘土或凿岩石的岩粉。防止混进石块砸断起爆网络。堵塞过程中要不断检查起爆网路, 防止因堵塞损坏起爆网路而引起拒爆。
4.2.7 爆破材料
塑料导爆管、分段非电导爆管、火雷管、导爆索、导火索、2#硝铵炸药。
5 爆破效果分析
采用深孔预裂爆破, 爆破的效果完全达到预期的目的。不仅全面改善了爆破质量, 而且还改善了爆破技术经济指标, 同时也降低了工程的总成本。爆破时降低了爆破的有害效应, 减少了后冲、后裂和侧裂、降低了爆破地震、噪声、冲击波和飞石的危害。没有出现欠挖及超挖现象, 而且增加了预留边坡的稳定性。并在上述前提下, 使钻孔、装载、运输和机械破碎等后续工序发挥高效率, 减少了二次破碎数量, 使其工程成本达到最佳。
6 深孔预裂爆破施工注意事项
(1) 施工前, 必须准确测定出设计边坡线和预裂孔的位置;施工中要切实掌握好钻孔的方向、角度和深度, 各预裂孔应相互平行, 孔底应落在同一水平面上;预裂孔的角度应与设计边坡坡度一致。
(2) 预裂孔及主、副炮孔的装药量应根据计算装药量先做试验, 以求得合理的装药量及装药集中度。
(3) 在确定的爆破危险区边界设置明显的标志, 建立警戒线、警戒信号, 在危险区入口或附近道路设置标志并派专人看守, 防止人、畜、公路及建筑设施等受到危害和损失。
(4) 在施工中加强对边坡坡度的检测, 随着开挖进度及时修整边坡, 以免因边坡坡度控制不严而造成路基断面的偏差。
(5) 在有危及建筑物安全时要进行必要的防护措施。
7 小结
顶板预裂爆破 篇7
铜川焦坪矿区的4-2#煤层是该矿区的优质煤炭资源和主要开采煤层,煤质优良。该煤层煤体强度高,坚固性系数f达到2~3以上,结构较为复杂,属于坚硬煤层。由于顶煤不能及时垮落和充分破碎,严重地制约了综放工作面回采率的提高,直接影响了矿井生产效益,有效解决顶煤垮落破碎问题成为焦坪矿区综放开采中的重大技术难题。笔者在探讨爆破工艺参数的基础上,利用数值模拟技术分析不同炮孔间距对坚硬顶煤预裂爆破的影响并得出合理的炮孔布置间距,为顶煤预裂爆破弱化方案的设计提供了理论依据。
1 坚硬顶煤的人工辅助破坏方法比较
综采放顶煤开采中,顶煤充分破碎是实现放顶煤开采的必要条件[2]。坚硬难冒顶煤依靠矿山压力的作用不能及时垮落和充分破碎,必须对其采取一定的人工辅助破坏措施,其基本方法有2大类:一类是在采场支承压力的作用之后,通过人工辅助破坏顶煤措施直接使顶煤及时垮落并破碎到放煤所要求的块度,主要是工作面内向顶煤钻眼爆破法、煤壁注水法等;另一类是在采场支承压力的作用之前,通过人工辅助破坏顶煤措施改变顶煤的整体力学特征和结构,使其经过支承压力和支架反复支撑破坏作用后能及时垮落,并破碎到放煤所要求的块度,主要是预先爆破弱化法、超前注水软化方法等。
分析比较可以看出,煤层注水有软化煤体作用,然而坚硬煤体一般湿润性和渗透性较差,注水比较困难,单纯注水软化坚硬顶煤的作用明显不够;爆破直接破碎顶煤方法,从施工工艺和安全角度都不能满足坚硬特厚顶煤综采工作的破碎要求。因此,焦坪矿区坚硬特厚顶煤应该采用预裂爆破弱化的人工辅助破坏措施。
2 预裂爆破主要工艺参数
2.1 炸药
在进行爆破时,为充分利用炸药能量,防止瓦斯和煤尘爆炸,应使炸药波阻抗与煤体的波阻抗相匹配。在保证威力的前提下,选用 “高爆力、低猛度”的炸药。
2.2 线装药密度
合理的线装药密度,要综合考虑爆炸能量的有效利用率、炮孔速度以及对顶煤破碎块度的要求。
2.3 炮孔深度
随着炮孔深度的增加,炮孔的装药难度也迅速增加。根据目前的爆破技术经验,顶煤弱化爆破的炮孔深度一般应在50 m以内。
2.4 封孔长度及方式
合理封孔长度与炮孔直径、煤体强度、炸药爆炸威力以及装药长度等多种因素有关。根据大量经验,顶煤预裂弱化爆破时,选用较潮湿的黄土封堵炮孔比较合理和方便。
2.5 起爆方式
为防止拒爆、殉爆,提高爆破效果,采用电雷管引爆导爆索,导爆索再引爆炸药的引爆方式,临爆前接好雷管并推入孔内,再用黄土封堵后起爆。
3 预裂爆破弱化数值模拟分析
在确定主要爆破工艺参数的基础上,为保证安全,提高爆破效果和质量,需要合理地布置炮孔。
3.1 炮孔排距
炮孔排距b可参考下式计算:
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式中:σc为煤体抗压强度,MPa;q(x)为工作面前方支承压力分布函数,其峰值q(x)=kγH,其中k为应力集中系数,γ为上覆岩层平均容重,H为煤层埋深;km为顶煤破碎修正因子,km≤1.0。
实际炮孔排距参考上式计算结果和有关经验确定:
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3.2 炮孔间距
3.2.1 软件原理
FLAC( Fast Lagrangian Analysis of Continua)是美国Itasca Consulting Group Inc.开发的基于拉格朗日差分法的一种研究动力学较好的数值分析方法,其原理是在确定研究区域的几何形状后,首先将该区域进行离散化处理,将之划分为若干个网格单元,各网格单元之间通过节点连接,当某个节点受到荷载作用后,由节点的应力和外力变化以及时间步长Δt用虚功原理求得节点的不平衡力,然后将不平衡力重新分配作用在节点上,进行下一步迭代过程,直到失衡力足够小或节点位移趋于平衡为止,其求解过程如图1所示。
3.2.2 FLAC模拟不同炮孔间距的预裂爆破效果
铜川矿区玉华煤矿1415工作面所采煤层为中下侏罗纪延安组地层4-2#煤层,煤质脆、易碎,节理裂隙不够发育。该工作面开采煤层厚度10~11 m,工作面上的运输巷、回风巷、高位巷均沿煤层走向平行布置;高位巷与回风巷内错10 m布置,沿煤层顶板掘进,留1.1~1.3 m厚顶煤;运输巷、回风巷均沿煤层底板掘进。以1415工作面前期区段回风平巷为例,相关预裂爆破工艺参数如表1所示。
采用正交各向异性弹性本构模型,对炮孔间距为1.5 m的预裂弱化爆破进行数值模拟,其最大主应力云图、最小主应力云图、水平方向位移云图、水平方向应力云图、塑性区示意图、剪应力云图分别如图2—7所示。
4 预裂弱化爆破效果分析
通过数值模拟分析方法,对1415综放工作面上1.5~3.0 m不同孔间距的预裂爆破参数分别进行数值计算和正交筛选,对比分析不同炮孔间距下的应力场、位移场和塑性范围,可以获得1.8~2.4 m爆破弱化作用分布比较均匀,对工作面正常生产,特别是两道内的正常工作影响很小,能取得较好的预期效果。由于弱化爆破受炮孔深度的限制,为保证工程质量,便于施工,在1415工作面B-B剖面前方60 m的位置需布置1条倾向顶煤弱化爆破工艺巷,走向顶煤弱化爆破的炮孔深度均为50 m。1415工作面顶煤预先爆破炮孔布置平面示意图如图8所示。
5 结语
现场试验表明,理论设计的玉华煤矿特厚煤层采用预裂爆破参数合理,符合实际工程情况。利用
数值模拟技术确定坚硬顶煤预裂爆破参数是一种科学可行的数值分析方法,实践表明,确定的主要工艺参数比较合理,顶煤破碎达到了预期效果,为一些原认为不能、或不宜采用综放开采的矿井开始坚硬特厚煤层综采放顶煤开采提供了科学的理论参考和宝贵的施工经验,具有一定的理论意义和现实意义。
参考文献
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水平预裂爆破法在施工中的应用 篇8
1.1 施工难点
1.1.1 在钻孔前，要填好施工平台，根据钻机滑架水平升高后的稳定性，确定施工平台距预裂孔的高度为1.5～2米为宜，宽度为3米左右。如果高度大于2米，施工时钻机的滑架抬太高，钻机的重心不稳，加上钻工在换钻杆时对钻机的影响，容易造成钻机在钻孔过程中出现飘钻或交叉等现象；高度小于1.5米，施工平台的宽度增加，不经济；
1.1.2 钻机在钻孔前，要检查钻机的油缸是否漏油，如果油缸漏油，在施工过程中，油缸卸载造成滑架失去支撑力，容易出现飘钻现象。
1.1.3 钻机在钻孔时，滑架必须支撑在稳定的岩石上，与钻机两个履带板形成三角形，稳定性好。如果钻机在施工过程中出现滑架移位，容易出现交叉或飘钻等现象。
1.2 施工重点
1.2.1 钻孔过程中技术员要严格控制，钻机出现滑钻或滑架移位等现象，必须立即停止钻孔，重新对位后方可钻孔。
1.2.2 爆破孔和水平预裂孔同时施工时，在地质条件复杂、岩石破碎，容易塌孔的部位，先钻爆破孔后钻水平预裂孔，防止水平预裂孔出现塌孔。
1.2.3 预裂孔钻孔数量不超过50个，钻孔深度不超过15米。
2、生产性爆破试验
为取得更加合理的钻爆参数，在左平台进行生产性爆破试验。试验分4个区，即：分层爆破开挖为I区，水平预裂爆破辅以垂直浅孔梯段爆破为II～Ⅳ区，每个区各设1组声波孔，每组3孔，孔距为3米，呈等边三角形，对各区进行爆前爆后声波测试。爆后效果分析：II区和III区均能取得较好的预裂效果，平整度基本控制在±15cm之内，半孔率在98%以上，爆前爆后波速衰减不明显，影响深度在12cm之内。I区较II～Ⅳ区相比波速衰减明显，影响深度达50cm，施工进度缓慢，平整度较差。结合基岩开挖的工期紧等因素，最终确定采用水平预裂爆破辅以垂直浅孔梯段爆破法开挖保护层，各项爆破参数基本以ⅡI区为准，在以后的施工中根据岩石的实际情况进行调整。
3、参数选取
3.1 水平预裂孔参数选取
3.1.1
孔径和药卷直径根据我国水利工程边坡预裂爆破一般采用孔径为90～l10mm的施工经验，并结合生产性试验的钻孔机具和坝基开挖现有的钻孔机具，选用CM351潜孔钻为水平预裂孔的主要钻孔机具，钻孔直径为巾90，相应药卷直径为32mm。
3.1.2 钻孔间距。
钻孔间距a和钻孔直径D的关系可用间距系数n来表示：a-n D;n值的大小决定着钻孔的数量，n值过大，不能保证预裂缝的形成，影响预裂效果；n值过小，将增加钻孔数量，不经济，并且影响施工进度，根据经验一般认为n值取7～12较合适。根据钻孔直径D的大小选择药卷直径d，不耦合系数e是指钻孔直径与药卷直径的比值，可用e-D/d表示。用于水平预裂爆破的药卷直径为32mm，钻孔直径为90mm, e值取2.81。
3.1.3 钻孔深度。
采用CM351钻机钻孔时，钻孔深度≤15m为宜。
3.1.4 线装药密度。
根据坝基的岩性，参照其它水利工程的施工经验，并经生产性试验和多次对不同岩石、岩石强度、施工部位预裂孔间距总结，不断调整线装药密度，最终确定线装药密度为280～300g/m。
31.5堵塞长度。
经过多次实践证明，孔口部分不装药的长度，以控制孔口药包爆炸时不致产生爆破漏斗为限。孔口堵塞长度对水平预裂面的效果有很大影响，堵塞长度过短，爆破时气体逸出，不易形成预裂缝或预裂缝宽度不够；堵塞长度过长，在孔口附近部位易残留水平炮孔。在金安桥水电站坝基开挖实际施工中堵塞长度根据爆破效果进行不断调整，一般取80～150cm为宜，岩石均匀完整，取小值，否则取大值。炮孔堵塞物用粘土和细砂拌和，其粒度不大于30mm，含水量15%～20% (一般以手握紧能使之成型，松手后不散开，且手上不沾水迹为准) 。药卷安放后应立即进行堵塞，首先塞入纸团或塑料泡沫，以控制堵塞段长度 (预裂孔口预留0.8m～1.5m) ，然后用木炮棍分层压紧捣实，每层以10cm左右为宜，堵塞中应注意保护好导爆索。
3.2 爆破孔参数选取
3.2.1 孔径和药卷直径。
根据坝基开挖现有的钻孔设备，选用CM351潜孔钻机、D7液压钻机作为钻孔机具，钻孔直径为90mm、76mm，药卷直径为60mm。
3.2.2 钻孔间距。
参照垂直梯段爆破的经验和生产性试验，采用CM351潜孔钻机或D7液压钻机钻孔时，间距一般为2.5～2.0m，排距2.5-2.0m，岩石均匀完整的部位间择距为2.5m，岩石破碎、裂隙较多的部位为2m。
3.2.3 钻孔深度。
钻孔深度视保护层厚度而定，但必须控制钻孔底部在距建基面0.5～0.8m处终孔。
3.2.4 单位耗药量。
根据坝基各平台岩性特点，单位耗药量q值控制在0.40～0.45kg/m3范围内。爆破参数的确定原则，根据钻孔机具的性能、岩石性质，并参照以往的工程经验选定其基本参数，施工中根据爆破效果不断进行调整和修正。
4 水平预裂与一般边坡预裂的区别
一般边坡预裂爆破是在无限体中进行的，底部夹制作用较大，而水平预裂爆破是在2.0-3.0m厚的有限体中进行，类似于光面爆破，底部夹制作用小。水平预裂孔在爆破施工过程中，为方便施工，根据钻孔深度的不同，将确定的线装药密度均匀分布在孔内，孔底60cm范围内装药密度适当增加一倍，孔口堵塞长度以下50cm适当减小一半药量。
5 施工工艺及技术要求
5.1 施工准备。
进入保护层厚度范围内钻孔作业前，首先进行测量放点，以确定水平预裂和浅孔梯段爆破的作业范围，并用红油漆标明水平预裂孔的开孔高程线，水平预裂开孔高程线以上80cm处为浅孔梯段爆破孔的孔底高程。浅孔梯段爆破孔布孔完成后，进行测量放样，测定高程，由工程技术员逐孔标示孔深。
5.2 钻孔作业。
水平预裂、浅孔梯段爆破孔可同时作业。水平预裂孔利用已填好的3m宽的平台作为钻机施工作业面。预裂孔钻孔时，钻机准确对位后用水平尺校准，放慢开口速度，达到一定深度后，再次校核水平度和方位，符合要求时再加快速度。水平预裂孔开孔误差要求不大于10cm，浅孔梯段爆破孔的孔底高程误差不大于20cm。浅孔梯段爆破孔钻孔时要根据逐孔标示的孔深，技术员严格控制钻孔深度和方向，装药前由技术员逐孔进行测量，合格后方可装药。钻孔完毕后，要对钻孔孔位、孔深和孔斜进行认真检查，并作好记录，对不满足设计要求的孔，必须进行补钻 (欠深) 或充填 (超深) 。为防止保护层开挖过程中，破坏已经成型的开挖边坡，在水平预裂孔的两端设置空孔达到限裂要求。
5.3 装药联网。
坝基保护层开挖采用2#岩石硝铵或乳化炸药，导爆索或导爆管传爆，毫秒微差雷管起爆，孔内全部采用MS15段装药，孔外采用MS5和MS3段进行延时，双发火雷管起爆。垂直浅孔梯段爆破孔一般采用自孔底向上连续装药和间隔两种装药结构。起爆顺序沿抵抗线最小的方向依次分段起爆，控制最大一段起爆药量小于100kg。水平预裂孔采用间隔不耦合装药，采用竹片绑扎，导爆索串联+32mm乳化药卷间隔装药；炸药按设计的线装药密度，均匀地绑扎在导爆索和竹皮上，以起固定药串的作用，竹皮一侧靠保留边坡一方，以减弱爆破对边坡的影响
参考文献
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