毕业设计外文文献(矿建专业)

爆破在岩巷掘进中的应用爆破在岩巷掘进中的应用及井巷支护及井巷支护 作者 作者 J Tronvoll A Skjarstenin E Papamichos 摘要 摘要 本文主要研究爆破技术在岩巷掘进中如何破岩及其应用问题 根据破 岩理论和炮眼装药的方法 进而研究如何控制爆破技术 达到光面爆破要求 在爆破掘进后如何进行井巷支护 各种先进的支护材料被广泛应用于支护作业 当中 从而大大提高掘砌速度 保证施工质量 缩短井巷施工工期 关键词关键词 破岩理论 光面爆破 井巷支护 喷射混凝土 1 1 爆破在岩巷掘进中的应用爆破在岩巷掘进中的应用 1 1 破岩理论破岩理论 破岩是用爆破的方法把煤 矿石或岩石破碎 以便于大部分物料的块度小 到便于装载 处理和运输 碎块不要小到不便于装运 也不要大到需要手工破 碎或二次爆破 这样的破岩才算最佳 为了破岩 必须用直接或间接的方式向岩石施加能量 能量的大小取决于 岩石的性质和装药系统的类型 破岩的能量在以下三个主要机理内被消耗掉 1 形成新的表面 破岩能量 2 摩擦 塑性 3 传播弹性波能 装药的方法决定破碎某种已知岩石时上述三方面的相对比例和所消耗的能 量 无约束时岩石拉伸破坏所消耗的能量最少 在破岩过程中如岩石受到较高 的压应力场的约束时 破岩能量需要有所增加 用机具传递能量使岩石或矿石 破碎的方法 对于决定破岩效率至为重要 为了设计出最好的破岩机具和最佳 的破岩系统 需要尽可能地弄清楚岩石性质是如何影响破岩的 岩石的强度受到周围环境的影响 其中最重要的因素是 1 约束力 2 空隙中的流体压力 3 温度 4 加压的速度 约束力的增加 如随着高地表深 度的增加或在破岩机具的作用下而使其增加 使严石的强度增加 随着孔隙流 体压力增加 岩石的视强度就降低 因为它减弱了约束力的作用 虽然孔隙流 体的化学作用对岩石的强度有影响 仅和约束力作用比较 除少数几种岩石外 一般都比较小 岩石温度的增加使岩石的强度降低 但这种效应非常小 因为 采矿的时候周围温度变化小 加压的速度增加 使岩石强度显著增加 岩石具有影响其破碎方式的方向性 这体现在岩石的结构上 包括集合岩 石组分的结构或形状以及岩石的物理特性或机械特性岩石的结构不仅与矿物组 分的方向及其薄弱面有关 而且与其非连续性 微观裂隙和孔隙 的构造有关 在现场 节理和层理对破岩有很大影响 人们经常综合利用岩石 的物理性质 密度 压痕 硬度 磨蚀硬度 孔隙度 和机械性质 来谋取更好 的破岩效果 1 2 炮眼装药方法炮眼装药方法 炮眼装药的方式可根据所采用的炸药是药卷或散装而有所不同 最古老的 装药方法是用炮棍装药 这种方法至今仍广泛使用 在过去二十年中 压风装 药器已被采用 这些装药器既提高装药效率 同时又改进装药密度 因此炮眼 的利用率较高 近几年来采用了半自动装药器 主要用于井下作业 装填散装 药的压风装药器也已大规模地投入使用 就浆状炸药而论 已发明了一些专用 的泵送方法 这种方法对于大孔径炮眼的装药能力实际上是很高的 炮棍必须用木或塑料做成 但炮棍与钻孔相比不能做得太粗 因为这在装 药作业中有可能捅坏和损坏导火索或电雷管脚线 用炮棍装药时 若想装填得 好 那么一次只能装填并捣实一个药卷 装药时雷管必须送到炮眼中的准确位 置 压风装药器在瑞典已使用了大约二十年 第一种装药器由几节铝管连接而 成并用 42 磅 英寸 2的压风把药卷吹入炮眼 后来这种装药管由专门设计的经 抗静电处理的塑料软管所代替 一台装药器包括脚踏阀 带风管的减压阀 分 风管 连接管和装药软管 半自动装药器可连续装填药卷 其装药速度与软管装药速度相同 这种半 自动装药器不用阀门 而是让药卷通过一个位于两个闸门之间的气室 装药时 装药钦管中的风压不变 半自动装药器的装药能力比普通的装药器高得多 散装炸药一般为硝铵炸药 铵油炸药 需要专用装药器 有两种不同的装 药器 压力罐式装药器和注药器 压力罐式装药器特别适用装填结晶的销铵炸 药 其装药能力较高 注药器的操作是用一个喷射器经 很软管把炸药吸出 然后再通过这根装药软管将炸药吹入炮眼入 还有一些由压力罐和注药器组合 的装药器 装填铵油炸药的装药软管必须能导电 其电阻最小为 1 千欧米 最 大为 30 千欧米 奈特罗诺贝尔 硝化诺贝尔 公司曾创造一项专用泵送炸药的工艺 它包括 一台直接把炸药泵入炮眼的槽车 向大直径炮眼装药时其装药能力极高 1 3 控制爆破控制爆破 控制爆破用于减少巷道超挖和使围岩震裂减至最小程度 摔制爆破的四种 基本方法是 轮廓线钻眼法 预裂爆破法 缓冲爆破法和光面爆破法 轮廓线钻眼法 是最早的控制爆破法 这种方法是沿巷道 最终 轮廓线打 一排紧密相邻的钻眼 形成一个有利于破碎的薄弱面 布在轮廓线上的钻眼直 径为 2 英寸或 3 英寸 眼距通常相当于 2 4 个炮眼直径 不装药 靠近轮廓线 钻眼的炮眼 起装药量及眼距均比其他炮眼小 轮廓线眼的最大深度大约为 30 英尺 由于轮廓线钻眼法的最后一排眼不爆破 因而对岩壁的破坏最轻 预裂爆破 有时又称为预剪切爆破 是在巷道的轮廓线上钻一排炮眼 其 直径一般为 2 至 4 英寸眼距为炮眼直径的 6 12 倍 显然市场上可买到柱状装药 所需的小直径药卷和专用的连接器 但一般仍采用直径为 l 11 英寸的代那 买特药卷 间隔装药 药卷间隔为 1 2 英尺 以导爆线串系起来 在松软岩层 中 要求眼距小 些 装药量少一些 眼底 2 3 英尺处的装药量略比其余部分 要多一些 单个药卷之间及其周围是否充填炮泥可随意确定 孔口 2 3 英尺处 不装药 但要充填炮泥 预裂爆破的深度受炮眼排列的限制 最大深度约为 50 英尺 预裂炮眼比邻近主炮眼先起爆 以形成有利于主炮眼爆破的裂面 预裂 爆破中在邻近主炮眼爆破之前很难判断其效果 因此建议预裂的超前距离不要 太大 预裂爆破很少在井下使用 缓冲爆破法是沿岩道轮廓线钻一排直径为 2 6 英寸的炮眼 眼中装入均匀 分布的小药卷 完全堵满炮泥 起爆顺序与预裂爆破不同 要在主炮眼起瀑之 后周边眼才爆破 炮眼的最小抵抗线 光爆层厚度 略大于眼距 可利用楔子把 药卷固定在眼中靠近爆破自由面一侧 以减少爆破对岩壁的损坏 这种方法的 装药方式与预裂爆破法相似 因为钻大直径炮眼容易准直 所以缓冲爆破法采 用大直径炮眼时一次爆破深度以达一百英尺 但缓冲爆破在井下很少使用 光面爆破法就是井下的缓冲爆破法 巷道周边的密集炮眼的光爆层厚度 周 边眼的抵抗值 与眼距之比 L 接近 1 5 1 周边眼中装上分布均匀的小药卷 光面爆破与缓冲爆破的区别在于 1 除炮眼口外 药卷不用充填炮泥 2 周 边眼在一茬炮眼中最后一段起爆 虽然药往中也可采用间隔物 间隔装药 但 最常用的是柱状装药 孔底装药量稍多一些 炮眼均填以炮泥 以防止 在延期 爆破中 光爆炮眼爆轰时将药包带出 光面爆破减少巷道的超挖 增强围岩稳定 性并减少支护量 但比普通方法需要多钻一些周边眼 各种控制爆破方法可结合使用 在松软岩石中 有时需要轮廓线钻眼方法 与预裂法或缓冲爆破法结合使用 当采用缓冲爆破法时 有时需要在转角处用 预裂法爆破 1 4 岩巷爆破岩巷爆破 最常用的岩巷掘进方法是三个工序的循环作业 1 钻炮眼 装炸药和爆破 2 装岩 将爆破的岩堆装运出去 3 安装支架 支护刚掘出的巷道 敷设接长轨道 风管和电缆 为下个 循环作好准备工作 简而言之 岩巷爆破的基本原则是 把岩体上一部分岩石破碎下来 当装 走爆落的岩石后 巷道按正确的方向前进 其断面尽可能地接近设 计断面 炮眼布置设计要做到 便于钻跟 耗用炸药最少 爆破后所形成的巷道断 面尽可能接近设计要求 一组炮眼由掏槽眼 扩槽眼 辅助眼和周边眼组成 掏槽眼最重要 掏槽 眼的作用是为炮眼组的其他炮眼提供一个自由面 便于爆破 常用的两种掏槽方式是斜角眼掏槽和直眼掏槽 这两种掏槽方式可以联合 组成其他各种掏槽方式 在较大断面巷道中 斜角眼掏槽比直眼掏槽优越 因 为炮眼数目少掏 每掘进一英尺巷道所需炸药量少 其缺点是 v 形掏槽有可 能抛出大块岩块 楔形掏槽或 v 型掏槽内成对的斜角炮眼在底部相遇或接近相遇组成 楔形掏 糟可由一个或几个 v 型槽构成垂直或水平楔形掏槽 对于深度较大的炮眼或难 于爆破的岩石 可采用复式楔形掏槽 较小的掏槽称为小槽 它适用于小断面 巷道 大直径掏槽直眼在大断面巷道中可为良好的扩槽创造条件 采用直眼掏槽 炮眼组的深度可比斜眼掏槽大一些 因为每茬炮的进度增加了 证明其更为经 济 直眼掏槽的槽眼要平行 眼距要适当 其深度要比其他炮眼深 1 2 1 英尺 一般有一个或一个以上槽眼 大直径眼 不装药 为其他装药槽眼提供自由面 槽眼间距 布置及装药槽眼可采用各种组合形式 井下巷道掘进中炮眼布置有无数种 甚至在同一巷道中 随着岩石性质的 变化也要改变炮眼布置 对任何一组炮眼来说 重要的因素是爆破顺序 一般 来说 炮眼引爆的顺序应使每个炮眼或一组炮眼随前一响炮眼所形成的自由面 爆破 每茬炮的深度取决于整个掘进循环和巷道的断面尺寸 一般规律是 一 茬炮的深度不要超过巷道最小断面尺寸太多 炮眼布置要使爆破下来的岩石堆 的形状及位置有利于更有效地装运和循环作业 对用需用密集支架的巷道 炮 眼布置要能够预防破坏 2 井筒及巷道的支护井筒及巷道的支护 2 1 井筒的支护井筒的支护 在国外 很少使用砖 料石和铸铁井壁 从前 几乎全用木支架 但现在混 凝土和金属井壁使用量日增 井壁的选择决定于围岩和水的条件 井筒的形式 和材料的费用 1 木支架 直到最近 大多数方形的井筒还在用框形木支架支护井帮和 分成隔间 所用木料的尺寸和框距取决于所遇到的岩层情况 木支架缺点是 费用高 强度低 寿命短 易引起火灾 在膨胀性岩层中 木支架损坏得慢 警告时间长 在大多数情况下 开始凿井时浇灌一个混凝土锁口以固定支架 为井筒木支架提供良好的基础 木框架一般用挂钩挂在上面的框架上 框架就 位后插入支柱 拉紧挂钩 在井筒周围铺上背板 2 金属支护 有时用金属支架代替木支架 通常与木背板配合使用 木背 板可快速而高效地插入金属支架的翼缘中 金属支架若设计恰当其安装的速度 和准确度均比木支架高 因为安装时金属支架可能螺栓连接 并且排列很整齐 3 混凝土井壁 现在 原形混凝土井壁使用日益广泛 例如 在南非几乎 100 的井筒采用圆形混凝土井壁 而且几乎所有井筒毫无例外地达到最高的凿 井速度 除了凿井速度快外 还有许多其它优势 圆形混凝土井壁做井筒 指甲其强度系数最高 风流特性最好 与任何井壁形式相比其维护量最小 混 凝土井壁容易拆除并改装成另一种提升布置方式 或改为风井而不影响围岩状 态 这类井筒对涌水的控制或封堵容易的多 与大多数其他类型相比 这种井 筒的事故较少 万一发生事故 修复也容易得多 在某些特殊的情况下 也采 用方形或椭圆形混凝土做井壁的井筒 尽管方形井筒的成本与圆形或椭圆形相 仿 但其强度不如圆形或椭圆形井筒 椭圆形井筒具有良好的强度系数 需要 分开风流时采用这种形状 但起凿井费用比圆形的高 4 喷浆或喷射混凝土井壁 有一些井壁采用喷浆或喷射混凝土井壁 这类 井筒的罐道一般用锚杆固定 如果井筒完成后并能不需要罐道 那么凿井时可 采用钢丝绳罐道 2 2 巷道支护巷道支护 过去 框形或多节木支架是大家熟悉的唯一支护井下巷道的方法 随着坑 木的减少 宽翼缘型的出现 钢材 作为一种结构支护材料 迅速的取代了坑 木 最近锚喷支护也列入矿山实用支护方式 不论锚杆还是喷射混凝土 包括 喷浆及喷混凝土在内 一英尺巷道的支护费用一般比金属支架要低 有时两者 同时采用 其费用也比金属支架省 1 金属支架 金属支架通常由两节组成 每节包括一条棚腿和半截拱 同样 两节相对立好之后 在拱顶用螺栓对接 金属支架的尺寸取决于岩石的性质和 地压 一般地说 小断面巷道采用 4 英寸或 5 英寸金属支架 间距为 1 5 4 英 尺 中断面巷道采用 5 6 英寸金属支架 间距为 1 5 4 英尺 大断面巷道采 用 6 8 英寸金属支架 间距 2 5 英尺 对于全部采用锚喷支架的工程 只是在 断层和严重破碎或软岩地带才需用金属支架 根据需要 金属棚子还必须铺以 木档块及木背板 一个标准掘进班组架设一架金属棚子 需时 20 40 分钟 2 锚杆支架 现在通用的能张紧的锚杆有许多多种 其主要区别在于 拧 紧螺帽使锚杆张紧之前 在孔内固定锚头的胀圈结构的不同 最适合某种岩石 的锚头形式要经常做试验来确定 软钢金属锚杆的直径至少应为 1 英寸 长度 应为 10 英尺 巷道断面要足以允许使用这样长的锚杆 安装锚杆时应认真 研究岩石节理的规律 锚杆的布置要大致均匀有规律 使锚杆张紧之后能与围 岩构成一个相似的拱形结构 以承受作用在巷道上的外部压力 在起拱线以上 整个巷道顶板锚杆的平均间距在最小约 12 平方英尺 根 最大 25 或 25 以上平 方英尺 根之间变化 由普通掘进班组安装锚杆时 一个标准掘进班组通常在 30 至 40 分钟内可安装锚杆 一个小时也许只能平均安装两根 3 喷射混凝土 喷射混凝土或喷浆 这种把混凝土或砂浆直接喷到拱形巷道 顶板岩石表面的方法正迅速地被公认是一种效率高而又经济的巷道支护方式 只要喷上的混凝土能附着相当时间达到初凝强度而不陷落 此方法在各类软 硬岩石或硬土上均可用 有许多促凝剂可到初凝 混凝土的喷射厚度为 2 6 英 尺 干法喷射的效果通常比湿法好 因为可以喷 得厚一些 可以采用较大粒 度的骨料 最大为 0 75 英寸 每台喷嘴的小时生产率较高 一个小时达 5 立 方码 喷射混凝土在经济上常具备的优点之一是可在装岩的同时 向巷道顶 板喷混凝土 从而缩短完成整个 循环 所需用的时间 木支架 掘进中也许需要支护巷道顶板和两帮的支架 传统的方法通常是掘进时先架设 临时木支架 然后换成永久支架或衬砌 永久支架也可用坑木 坑木作永久支架时应该很好地晾干并用防腐蚀剂处理 木支架不用专用的工具 或设备就能方便地就地加工很快地架好 通过局部不良地层掘进时 用木材作 临时支架 容易截割和加工 适应各种需要 木棚是由几根坑木构成 横截巷道断面的支架 小断面巷道最常用的是三个构 件组成的棚子 由一根顶梁 横梁或棚梁 架在两个棚腿上组成 棚腿倾斜度 是每英尺 1 1 5 英寸 这样的斜度除非侧压力太大及底板松软 一般能防止棚 腿底部向里推移 棚腿一般为硬木 圆形 小头的最小直径为 5 英寸 顶梁最 小厚度一般为 5 英寸 宽度 6 8 英寸 背板一般厚 2 英寸 两帮和顶板上可 铺也可不铺背板 在膨胀岩层中两棚腿底部一般有 偏坡底撑 以防止棚腿移动 底板易隆起的地 方 可采用反拱支架 巷道的悬顶 或顶板 如果做成拱形往往比较稳定 特 别是在宽巷道中更是如此 只有顶板需要支护而两帮坚硬的地方 可以省去棚 腿 拱梁则固定在起拱线处的梁窝中 支架木料的尺寸和棚架间距取决于巷道 的断面和所需承受的压力 在膨胀岩层中 背板不要铺得太密 相邻背板之间 应留一定间距 以释放低压 装设木支架的常规工序和速度主要取决于支架在工作面后面应保持多近的 距离 如果每进一个循环需要立即支护 那么架设支架就成为掘进循环的一部 分 爆破后的第一道工序是撬落顶板上的浮石 在松软的地层中 利用前探梁 滑梁或类似的装置以支护最后一架棚子前面的顶板 以便装岩时保护工人 一 个循环的矸石装完后 就架设新棚子 必要时用楔子固定并装上背板 并为新 的循环安装好凿岩机 这种工序显然会减慢掘进速度 但是除非岩层条件太差 需要才用前探板桩法或其他方法 一般坑木可标准化 并采用常规作业 作业 开始之前 将所有材料和器材运到工作面 可加快速度 工人应携带整架棚子 角楔 木楔 背板和工具进入工作面 支护工作落后于工作面过远的地方 一 般需要专业支架队 利用适当的工作台进行支架工作 可不影响掘进工作 如 果采用移动式工作台 其台面有几架棚子长 其高度又能让矿车从底下通过 则对掘进工作会有好处的 设计巷道支护一直被视为一个非常复杂的事情 从的角度来看 工程 并 已在很大程度上已沦为实证配方 巴顿等人 1974 年 和 bieniawski 1974 年 表示 已提供了良好的效果下类似的地质条件 许多工地工程师认为 实证分析的收敛性是足够的管理挖掘一条隧道 不那么 在意更精密的分析方法 aftes 2002 年 和 graziani 等人 2005 年 不过 模型 可证明是非常有用的 在取得更深入的了解的互动关系岩体和 支持 以优化设计 难度设计的支持隧道是一个后果是以下几个方面 知识不足的行为 在地面条件下与开挖隧道 数据不足 对自然应力状态的地面 它是一个三维问题 它是有必要予以分析的互动关系 支持和地面附近向前进面子 时间依赖的反应 由于流变学特性的地面必须加以考虑 SHAFT AND DRIFT EXCAVATION BY BLASTING AND SHAFT SUPPORT J Tronvoll A Skjarstenin E Papamichos IKU Petroleum Research N 7034 Trondheim Norway ABSTARACT This paper makes a study of the blasting technology in rock heading to the rocks and their application in question according to the theory of rock and borehole charging method and then we study how to control the blasting technology To achieve smooth blasting requirements How after sinking support In blasting tunneling various kinds of advanced supporting materials are widely used in support of homework Which greatly improve dug build by laying bricks or stones speed to ensure construction quality shorten the construction period alley KEYWORDS Broken rock theory smooth blasting Alley of supporting sprayed concrete 1 APPLICATION OF BLASTING IN SHAFT AND DRIFT EXCAVATION 1 1 FRAGMENTATION Fragmentation is the breaking of coal ore or rock by blasting so that the bulk of the material is small enough to load handle and transport Fragmentation would be at its best when the debris is not smaller than necessary for handling and not so large as to require hand breaking or secondary blasting Energy must be supplied to rock by direct or indirect means to fragment that rock and the type of loading system Fragmentation energy is consumed by the main mechanisms 1 creation of new surface area fracture energy 2 friction plasticity and 3 elastic wave enegy dispersion The loading method determines the relative proportions and the amount of energy consumed in fragmenting a given rock type Unonfined tensile failure consumes the least energy with an increasing a mount of energy required as the rock is more highly confined within a compressive stress field during fragmentation The way energy is applied by tools to cause rock or mineral fragmentation is important in determining fragmentation efficiency To best design fragmentation tools and optimize fragmentation systems it would be desirable to know how rock properties influence breakage The strength of rock is influenced by the environmental conditions imposed on the rock Those of most importance in rock are 1 confining pressure 2 pore fluid pressure 3 temperature and 4 rate of load application Increase in confining pressure as with increasing depth beneath th earth s surface or under the action of a fragmentation tool causes an increase in rock strength Apparent rock strength decreases as porc fluid pressure increases since it decreases the effect of confining pressure Although chemical effects of pore fluids influence rock strength they generally are small compared to the confining pressure effect except for a small minority of rock types Increase in rock temperature causes a decrease in rock strength This effect is very small because of the small ambient temperature changes found during mining An increase in rate of load application causes an apparent increase in rock strength Rock exhibits directional properties that in fluence the way it breaks These are embodied in the concept of rock fabric which connotes the structure or configuration of the aggregate components as well as the physical or mechanical property manifestations Rock fabric ont only relates to the preferred orientation of mineral constituents and their planes of weakness but also to the configuration of discontinuities microcracks and pores Joints and bedding planes have great influence on fragmentation at field scale Physical properties of rock density indentation hardness abrasivehardness and porosity are frequently used in conjunction with mechanical properties to develop better empirical esti mations of rock fragmentation 1 2 BLASTHOLE CHARGING METHODS Drill hole charging can be carried out in different ways depending on whether the explosive used is in cartridges or in the form of loose material The oldest charging method implies the use of a tamping rod and this system is still used to a very great extent During the last 20years compressed air chargers have been used and these machines provide both good capacity and also an improved level of charge concentration so that the drill holes are utilized to a higher degree During the last few years semi automatic chargers have been taken into use primarily in underground work Compressed air chargers for blasting powder in the form of loose material have also come into use on a large scale As far as slurry blasting is concerned special pumping methods have been developed through which charging capacity in the case of large diameter drill holes is practically good A tamping rod must be made of wood or plastic It must not be too thick in relation to the drill hole diameter since this can crush and damage fuse or electric detonator cables during charging work If a good degree of packing is to be obtained during charging with a tamping rod then only one cartridge at a time should be charged and tamped The detonator must be correctly fed into the drill hole during charging work Compressed air chargers have been in use is Sweden for about 20 years The first type consisted of aluminum pipes connected together and the cartridges were blown into the hole with an air pressure of 42 pounds per square inch since that time the charging tube has been replaced by anti static treated plastic hose of a special design A charger includes a foot operated valve reduction vavle with air hose breech connecting tube and charging hose The semi automatic charger permits the continuous insertion of explosive cartridge at the same rate as they are charged in the hole by the hose Instead of a valve being used the cartridges pass through an air lock between two flaps The air pressure in the charging hose is retained while cartridges are pressure in the charging hose is retained while cartridges are beins inserted The semi automatic charger permits considerably higher charging capacity than the normal type of charger Explosives in the form of the form of loose material usually ammonium nitrate explosives ANFO require special chargers Two types can be differentiated pressrure vessel machines and ejector units Pressure vessel machines are particularly suitable for crystalline An explosives with good charging capacity Ejector units are operate by an ejector sucking up explosive from a container through a charging hose The explosive is then blown through the charging hose into the drill hole There are also combined pressure ejector machines The charging hose used for ANFO charging operations must conduct electricity and have a resistance of at least 1K m and max 30K M Nitro Nobel has developed a special pumping procedure which consists of a tanker vehicle which is used to pump explosive directly the drill holes The charging capacity is very high in the case of large diameter drill holes 1 3 CONTROLLED BLASTING TECHNIQUTES Controlled blasting is used to reduce overbreak and minimize fracturing of the rock at the boundary of an excavation The four basic controlled blasting techniques are line drilling presplitting cushion blasting and smooth blasting Line drilling the earliest controlled blasting technique involves drilling a row of closely spaced holes along the final excavation line providing a plane of weakness to which to break Line drill holes 2or 4 diameters apart and contain no explosive The blastholes adjacent to the line drillholes normally are loaded lighter and are on closer spacing than the other blastholes The maximum depth for line drilling is about 30 ft Line drilling involves no blasting in the final row of holes and thus minimizes damage to the final wall Presplitting sometimes called preshearing involves a single row of boreholes usually 2 to 4 in in diameter drilled along the final excavation at a spacing of 6 to 12 borehole diameters Dynamite cartridges 1to 1 5 in in size on 1 to 2 ft centers usually are string loadde on detonating cord although special small diameter cartridges with special couplers are available for total column loading In unconsolidated formations closer spacings with lighter powder loads are required The bottom 2 to 3 ft of borehole usually is loaded somewhat heavier than the remainder Stemming between and around the individual charges is optional The top 2 to 3 ft of borehole is not loaded but is stemmed The depth that can bu presplit is limited by hole alignment with 50 ft being about maximum The presplit holes are fired before before the adjacent primary holes to provide a fracture plane to which the primary blast can break In presplitting it is difficult to determine the results until the adjacent primary blast is shot For this reason presplitting too far in advance is not recommended Presplitting seldom is done underground Cushion blasting involves drilling a row of 2 to 6 in diameter boreholes along the final excavation line loading with a light well distributed charge completely stemmed and firing after the main excavation is removed rather than before as in presplitting The burden on the holes is slightly larger than the spacing Wedges may be used to abut the charges to the excavation side of the borehole and minimize damage to the final wall Eeplosive loading is similar to that in presplitting Cushion blasting has been done to depths near 100 ft in a single lift with the larger diameter boreholes because alignment is more easily retained Cushion blasting seldom is done underground Smooth blasting is the underground counterpart of cushion blasting At the perimeter of the tunnel or drift closely spaced holes with a burden to spacing ratio near 1 5 1 are loaded with light well distributed charges Smooth blasting differs from cushion blasting in that 1 except at the collar the charges are not stemmed and 2 the perimeter holes are fired on the last delay in the same round as the primary blast Total column loading is most common although spacers may be used The holes are stemmed to prevent the charges from being pulled out by the detonation of the previous delayed holes Smooth blasting reduces overbreak in a drift and also provides a more competent back requiring less support It involves more perimeter holes than does normal blasting Combinations of controlled blasting techniques are used In unconsolidated rock line drilling sometimes is desirable between presplit or cushion boreholes Corners sometimes are presplit when cushion blasting is used 1 4 TUNNEL BLASTING The most common methed of driving a mining tunnel is a cyclic operation in three sequences 1 Drilling shot holes charging them with explosives and blasting 2 Removing the resulting muck pile 3 Inserting the tunnel linings into the newly excaved area and advancing the ralls ventilation arrangements and power supplies ready for the next cycle of operations The basic principle of tunnel blasting in its simplest term is to loosen a volume of the virgin rock in such a way that when it is removed the line of the tunnel has advance in the correct direction with as nearly as possible the correct cross section The dilling pattern in which the holes to