深孔松动控制爆破（精选6篇）
深孔松动控制爆破 篇1
冲击地压是煤矿深部开采中最严重的自然灾害之一, 卸压爆破是对开采有冲击地压危险的煤层区域解危的一种主要措施。 (1) 目前, 深孔卸压爆破采用的均是耦合装药 (常规) 爆破, 炮孔四周均炸成了粉碎区域。工作面顶底板破坏严重, 大面积超前片帮, 工作面的煤墙变得难以控制, 造成工作面推进困难而且支护困难。 (2) 爆破能量利用率低, 消耗炸药多、成本高, 应力小, 不集中, 达不到爆破的预期目的, 易发生残炮, 将产生重大爆破安全隐患。因此, 提高卸压爆破效果的同时, 保护好工作面的煤墙及顶板不受严重破坏, 减少残炮, 对杜绝爆破事故的发生有着积极的现实意义。
1 爆破动力的应用
卸压爆破属于内部爆破, 主要作用是使煤层产生大量裂隙。爆破后, 冲击波首先破坏煤体, 然后爆生气体进一步使煤体破裂, 由于气压的作用, 形成切向拉应力, 产生径向拉破裂。当裂隙前端的应力强度因子小于断裂韧性时, 裂隙止裂。造成煤层物理力学性质变化的主要因素是径向裂隙。裂隙的存在导致弹性模量减小, 强度降低, 积聚的弹性能减少, 破坏了冲击地压发生的强度条件和能量条件[1]。
2 不耦合水压爆破的发展及目的
不耦合装药水压爆破是一种特殊的控制爆破, 装药时在药包和孔壁之间有一定的间隙。不耦合装药爆破技术在我国的水利工程及露天采矿业均有应用, 且取得了较好的工程效果和经济效益。水压爆破, 即水或空气作为介质向外传播能量。目前不耦合装药爆破技术在煤矿井下应用得较少, 其主要原因为煤矿井下爆破技术及施工工艺落后, 单凭经验确定爆破参数以及管道效应的影响。不耦合装药爆破的目的是爆破时减小爆破冲击波对孔壁的冲击压力, 降低或消除粉碎区, 增大爆破应力体积波的能量。
3 不耦合装药爆破的特点及作用
不耦合装药爆炸时, 爆轰波通过空气或其他介质传播到孔壁岩石中, 介质间隙犹如柔垫一样, 可将爆轰初始阶段的气体产物能量储存起来, 削弱了作用于炮孔的初始压力峰值。而后受压柔垫又将大量储存的能量释放出来做功, 延长了爆轰气体产物作用的时间, 改善爆破效果, 提高爆破能量利用率。
(1) 与耦合装药相比, 不耦合装药可降低孔壁岩面上的初始冲击压力。炮孔耦合装药爆破时, 爆轰波及爆轰产物与孔壁岩面直接碰撞, 经反射和透射将在孔壁上产生很高的冲击压力;而水不耦合装药爆破时, 爆轰波及爆轰产物首先压缩药卷周围的不耦合水介质, 再由水将爆炸作用传递到孔壁, 由于水的存在, 缓冲了爆轰波及爆轰产物初始冲击作用, 由此降低了孔壁岩面上的初始冲击压力。
(2) 与空气不耦合装药相比, 炮孔中水介质具有较高的传递能量效率。装药结构是影响爆炸能量传递的重要因素。耦合装药时, 爆轰波或爆生气体产物直接冲击孔壁折射爆炸能量;不耦合装药时, 除了不耦合装药系数外, 不耦合介质的可压缩程度也将在很大程度上影响爆炸能量的折射率。空气不耦合装药时, 可忽略空气的存在, 爆轰产物首先在炮孔中膨胀, 膨胀充满炮孔时才与孔壁发生碰撞而折射能量;而水不耦合装药时, 因水具有较高的密度、较大的流动黏度, 其可压缩性很小, 则炸药爆轰后, 先是爆生气体产物膨胀压缩水介质, 再由水将爆炸能量传递给孔壁并经其折射到岩石中去[2]。因此, 其传递能量的能力和效率要高。
4 应用实例
4.1 工程概况
选择在常村煤矿21132工作面进行水压控制爆破技术的应用。21132工作面位于21盘区煤轨下山东翼, 为自上而下第7个工作面, 上部为已回采完毕的2111工作面, 下部为未开采的2115工作面, 东侧为F16断层煤柱, 西侧为21采区3条下山煤柱。21132工作面为综放工作面, 一次采全高, 可采走向长1 009.5 m, 斜长180.2 m。该工作面所采煤层为侏罗系中统下段义马组2-3煤, 煤层走向105°~125°, 倾向SW, 倾角8°~15°。该工作面地质构造简单, 煤层结构较复杂, 含夹矸3~5层, 底板为炭质泥岩、细砂岩、泥岩, 顶板为细砂岩、泥岩, 岩石硬度中等, 工作面两巷掘进中煤炮频繁, 为冲击地压区域。
4.2 炮孔布置方式及爆破参数
炮孔采用单排眼布置, 21132运输巷上帮 (靠工作面煤墙侧) 中部 (距底板1.5 m) 布置1排, 间距5m, 并以8°~15° (沿煤层倾角布置) 倾角向上倾斜, 采用ZQS-65/2.5型钻具, 42 mm螺纹式联结麻花钻杆, 每节长1.0 m, 采用42 mm钻头, 孔深25 m, 孔径43 mm;采用二级煤矿许用乳化炸药, 药卷直径32 mm, 长度200 mm, 每卷炸药质量200 g, 每孔装药量10 kg。
4.2.1 装药结构
(1) 在爆破动荷载作用下, 岩石中的径向裂隙区是岩石破坏的主要形式, 裂隙区的扩展范围对松动爆破有着重要的意义。对于中深孔松动爆破, 若采用不耦合连续装药或将炸药集中在炮眼底部, 一方面, 松动爆破裂隙很难到达岩体自由面范围;另一方面, 炸药爆炸爆轰波波阵面前方有一个等离子层, 对未反应的药卷表层产生压缩作用, 妨碍该层炸药的安全反应, 等离子波越强烈, 这个表层被穿透的厚度就越大, 能量衰减就越大, 造成药包爆轰熄灭。所以, 为了提高爆破效果, 减少盲炮的发生, 提高炮孔利用率, 采用孔内分段间隔装药, 使更多的能量用于岩石裂隙扩展上。分段装药又可以延长爆压作用时间, 同时还应注意, 炮孔底部的阻力最大, 底部的装药量应适当大于外部的装药量。不耦合装药结构与耦合装药结构爆破相比, 可以降低对孔壁的冲击效应, 减少粉碎区, 激起的应力波在岩体内的作用时间更长, 充分利用炸药能量。水轴向不耦合装药结构下, 炮孔中的高温高压爆生气体产物和爆轰波冲击压缩水袋层, 产生的冲击波沿炮孔轴向传播, 水垫层被轴向压缩, 产生侧向的扩张, 对孔壁产生径向扩张压力, 随后在孔壁围岩中形成准静态的压力场, 为裂缝开展创造充分条件, 裂隙的发展也就更均匀、范围更广。
(2) 根据理论分析和试验, 在煤矿中深孔松动爆破应用中, 较理想的不耦合材料是水袋, 水袋可预防装药爆破引燃瓦斯, 水垫层也能起到均匀爆破的作用, 减少对孔壁围岩的破坏, 故采用孔内水压不耦合分段间隔装药。在炮眼底部先装2节水袋, 水袋每节长200 mm, 接着装20节炸药 (4 kg) 、装5节水袋, 再装17节炸药 (3.4 kg) 、装5节水袋, 然后再装13节炸药 (2.6 kg) 、5节水袋, 最后采用水泥封孔剂封实 (图1) 。
4.2.2 炮孔的堵塞
炮孔必须堵塞, 并保证堵塞质量, 堵塞层因受到冲击波轴向压缩, 对侧岩产生压力作用, 应力波相互迭加, 裂隙发育较充分。否则, 会造成爆破气体向外逸出, 影响爆破效果, 达不到爆破预期要求, 深孔卸压爆破, 要求爆破后炮孔口不受损坏, 对封堵的材质及长度提出了更高的要求。封堵材料采用专用的水泥混合封堵剂或用含水率15%的普通黏土 (含沙率在10%左右) 配制, 堵塞长度取孔径的150倍以上。
4.2.3 起爆方法
采用数孔一响齐发起爆的方法, 从孔底向外第20节炸药为第1个炮头, 中间的一节炸药为第2个炮头, 最外的一节炸药为第3个炮头, 同一个卸压炮孔内3个雷管之间采用同段位并联方式, 雷管角线两两扭结在一起, 2个卸压炮孔的雷管之间采用同段串联方式, 一次最多起爆4个炮孔, 发爆器型号为FMB-100;采用煤矿许用毫秒延期电雷管, 正向起爆。
4.3 爆破安全距离的控制
(1) 爆破地震波。炸药爆炸后会有一小部分能量转换成地震波向周围传播, 并引起介质质点的振动, 产生地震效应。若不能有效控制地震效应, 将会造成巷道内设施受影响甚至被破坏, 根据爆破振动安全允许距离公式计算[3]。
其中, R为爆破安全允许距离;Q为药量, 齐发爆破为总药量, 延时爆破取最大一段药量, 40 kg;V为保护对象所在地允许的质点振动速度峰值, 1.3cm/s;K、α为爆破点至计算保护对象间的地形、地质条件有关的系数和衰减指数, K、α按试验结果或经验选取, 其范围一般是:K取50~350, α取1.3~2.0。经计算, R=251.6 m。
(2) 爆破冲击波。该工程为深孔卸压爆破, 药包均处于深部煤层中, 绝大部分能量为破煤能, 只有一小部分能量逸出成为冲击波, 但该冲击波不足以造成对巷道设施的破坏和警戒范围以外的人员的影响, 因此, 爆破冲击波可以忽略不计。但是在煤层裂隙处装药时, 要控制装药量;堵塞炮孔时, 一定要提高堵塞质量, 否则也会出现明显的冲击波。
(3) 爆破个别飞石的控制。该工程爆破采用深孔爆破, 严格控制各个爆破参数, 即孔深、孔距, 装药量和装药结构, 确保炮孔的堵塞长度和堵塞质量, 保证飞石控制在10 m以内。
综上所述, 该工程安全警戒撤人距离确定为400 m以外的进风侧风门以外的全风压新鲜风流中或400 m以外的避难硐室中。
4.4 爆破母线及连接线
母线的选择, 可知安全控制距离达400 m以外, 系安全控制远距离爆破, 普通的爆破母线及电缆不符合标准要求, 应选用双股专用铜芯母线, 铜芯横截面积达到1.3 mm2, 母线阻值应符合国家标准规定 (≤20Ω) , 母线绝缘电压应符合国家标准 (≥1 500V) , 同时还用符合国家标准规定抗阻燃、抗静电、结实耐用抗拉强度大等要求。
本工程采用的是一种电雷管专用爆破母线, 获国家实用新型专利, 专利号ZL201120492652.3。
炮孔内若采用普通的连接线, 在装炮过程中容易损坏, 所以选用材质与母线相同, 同时还要求爆破母线、连接线远距离连接端为零电阻, 方能保证其最大有效安全距离, 防止拒爆、哑炮、丢炮等事故的发生。
4.5 试验结果
(1) 现场试验爆破效果较为理想, 爆破后破碎区域明显减少, 与以往相比下降了50%以上, 工作面顶板没有破坏, 工作面煤墙没有超前片帮, 综采支架不再出现倒架现象, 同时裂隙区扩展和发育也较为理想, 整个煤墙都有裂隙, 更有利于综采割煤机的顺利割煤。
(2) 冲击地压卸压效果的对比:河南大有能源股份有限公司常村煤矿2113工作面运输巷, 根据SOS微震检测系统记录可知, 2012年4月2—17日, 按照常规连续装药正向起爆, 震动频次升高, 震源集中程度及震源能量较大 (图2) 。由此可知, 在此段区域时间内煤体应力较大, 煤体应力活动较强, 有较大冲击地压来临的前兆。
在2012年4月17日—5月17日, 采用深孔水压间隔装药反向爆破, 震动频次明显降低, 震源集中程度及震源能量较前明显下降。由此可知, 在此段区域时间内, 煤体应力变小, 煤体应力活动降低, 冲击地压来临的前兆较小。因此, 该区域发生较大冲击地压事件的可能性较小。
5 结语
采用水压爆破技术工艺和方法以及相应的安全措施, 卸压爆破效果明显提高, 同时又能保护好工作面的煤墙, 确保顶板的完整性, 对工作面的正常推进创造了良好的条件。在实际工作中, 还应根据岩性及煤质的不同, 不断总结和完善水压爆破技术和工艺。建议将药包加工成一种定向控制的爆破药包进行卸压爆破, 还能缓解采场底板炸坏等问题;同时还应增大装药不耦合系数, 将不耦合系数n调整到1.6~2.5为最佳。该工艺的成功运用将为矿井的安全生产创造良好条件, 并产生巨大的经济和社会效益。
参考文献
[1]潘立友, 张立俊, 刘先贵.冲击地压预测与防冲实用技术 (第一版) [M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.
[2]中国工程爆破协会.爆破设计与施工[M].北京:冶金工业出版社, 2011.
[3]中国工程爆破协会.爆破设计与施工试题库 (修订版) [M].北京:冶金工业出版社, 2012.
深孔松动控制爆破 篇2
1 深孔松动控制爆破防治煤与瓦斯突出的技术特点
深孔松动控制爆破防治煤与瓦斯突出技术是由松动爆破和控制孔联合作用来实现防治煤与瓦斯突出的, 其特点是采用连续装药工艺和在爆破孔周围增加辅助控制孔进行爆破, 提高爆破孔产生松动范围的一种增透方法;它是由爆炸压力波、爆生气体和瓦斯压力共同作用煤体的结果。
在含瓦斯煤体中进行的深孔松动控制爆破既不同于普通预裂爆破又不同于松动爆破。深孔松动控制爆破的目的是为了增加煤体的裂隙长度和范围, 以提高爆破煤体的透气性。
2 深孔松动控制爆破作用
2.1 爆炸应力波的作用
在应力波作用下, 介质质点产生径向位移, 由此在靠近压缩区的介质中产生径向压缩和切向拉伸。当切向拉伸应力超过介质的动抗拉强度时会产生径向裂隙, 并随应力波的传播而扩展。当应力波衰减到低于介质抗拉强度时, 裂隙便停止扩展。在应力波向前传播的同时, 爆生气体紧随其后迅速膨胀, 进入由应力波产生的径向裂隙中, 由于气体的尖批劈作用, 使裂隙继续扩展。随着裂隙的不断扩展, 爆生气体膨胀, 气体压力迅速降低, 当压力降到一定程度时, 积蓄在介质中的弹性能就会释放出来, 形成卸载波, 并向炮孔中心方向传播, 使介质内部产生环向裂隙, 通常环向裂隙较少[1]。
2.2 控制孔的作用
控制孔主要在两方面起作用:一方面, 控制了爆炸能量作用的方向, 提高了爆炸能量的利用率, 改善了爆破的效果, 使得布孔区间周围的煤体充分地利用了炸药的能量;另一方面, 控制孔起到了补偿空间的作用, 使得爆破后的煤体不会重新压实, 破碎圈与松动圈始终存在, 继续释放瓦斯和地应力。
2.3 爆生气体作用
在应力波过后, 爆生气体产生准静态应力场, 并楔入空腔壁上已张开的裂隙中, 在裂隙尖端产生应力集中, 使裂隙进一步扩展。在裂隙扩展过程中, 爆生气体首先进入张开宽度大、较平直、对气体楔入阻力小的大裂隙中, 然后再进入与之沟通的小裂隙中, 直到爆生气体压力降到不足以使裂隙继续扩展为止[2]。爆生气体在煤体内产生的准静态应力可认为随距炮孔中心距离的增加而衰减, 在煤体内存在爆生气体应力梯度。
2.4 煤层瓦斯压力对裂隙扩展的作用
深孔松动控制爆破是在煤与瓦斯流固耦合介质中进行的。瓦斯压力在裂隙的产生与扩展的整个过程中, 都起到重要作用。在爆破中区的瓦斯也参与了裂隙扩展, 但是与爆生气体压力相比, 其作用较小, 而在爆破远区, 爆生气体准静态应力已明显降低, 径向裂隙扩展已减缓或停止。此时, 爆前处于力学平衡状态条件下的原生裂隙中的瓦斯, 由于爆炸应力场的扰动将作用于已产生的裂隙内, 使裂隙进一步扩展。
2.5 深孔松动控制爆破防突作用
通过以上分析可以看出爆破煤体裂隙区的形成过程主要分为:炸药在煤体爆破孔内爆破后, 将产生应力波和爆生气体, 在爆破近区产生压缩粉碎区, 形成爆炸空腔, 煤体固体骨架发生变形破坏, 在爆炸空腔壁上产生初始裂隙 (不同于原生裂隙) 。此外, 空腔壁上的部分原生裂隙将会扩展、张开。最后, 在爆破孔的周围形成包括压缩粉碎圈, 径向裂隙和环向裂隙交错的裂隙圈及次Abstract:生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网[3,4]。
综上所述, 深孔松动控制爆破是在掘进工作面前方存在一定卸压煤体防护下 (一般不小于5 m) , 在工作面前方煤体中引爆深孔炮眼, 使得煤体产生松动的爆破, 其中控制孔在该过程中起到控制爆破方向与补偿爆破裂缝空间的作用, 形成卸压槽。由于深孔松动控制爆破使工作面前方煤体裂隙增大, 煤体透气性大大增强, 有利于掘进工作面前方煤体瓦斯预排放, 使煤体瓦斯压力降低, 瓦斯含量减少从而降低了煤体瓦斯压缩内能, 同时提高了煤体的机械强度, 进而达到减弱或消除煤与瓦斯突出的危险[5]。
3 深孔松动控制爆破参数设计
3.1 孔径的选择
1) 爆破孔径选择。
煤炭科学研究总院某分院曾经用有限元分析方法, 分析过爆破孔径与煤层透气性系数的关系, 其结果见图1。
图1说明随着爆破孔径的增大, 煤层透气性提高。但并不成比例关系, 煤层透气性系数提高的速度随着爆破孔径的增大而逐渐减小。说明单靠增大爆破孔径的办法提高煤层透气性效果是有限的, 而且打过大的钻孔既耗费时间, 打钻的难度也大。根据煤矿一般的现场机具可取:D=42 mm或89 mm。
2) 控制孔径选择。
同上, 根据该院的分析结果, 控制孔直径对透气性系数的影响如图2所示。
从图2可看出, 控制孔孔径越大, 导向及补偿作用越显著。因而, 对裂隙的形成和扩展越有利, 但提高幅度较小。因此, 可以认为控制孔直径对提高煤层透气性的作用有限。受现场钻孔设备和工艺安全 (孔径过大容易引起塌孔, 卡钻等事故) 等因素的限制, 一般在90 mm～150 mm之间可达到导向和补偿作用。
3.2 炸药选择
松动爆破应该选用的炸药要爆速低, 爆力小。此外, 需要应用深孔松动控制爆破的煤层一般都是高瓦斯煤层, 所以, 炸药还需具有如下特点:1) 能量要有一定的限制, 其爆热、爆温都要求低。2) 具有较高的起爆敏感度和较好的传爆能力。3) 组分中不能含有金属粉末, 以防爆炸后产生高温固体颗粒。
3.3 装药结构及起爆方式
不耦合装药, 可以降低对孔壁的冲击压力, 减少粉碎区, 激起的应力波在岩体内的作用时间加长, 从而加大裂隙区的范围, 充分利用了炸药能量。为了使爆炸能量充分作用在裂隙区, 形成尽可能大的裂隙范围, 因此采用不耦合装药。
3.4 爆破孔与控制孔间距
突出煤层大都属于低阻抗岩石, 所以其破坏以爆生气体的破坏为主。因此裂隙区半径应按爆生气体准静压作用来计算, 计算公式如下:
其中, Rp为裂隙区半径;P0为爆生气体压力;σt为岩石的抗拉强度;rb为炮孔半径。松动控制爆破中增加了控制孔, 也就是增加了自由面, 式 (1) 中计算的裂隙区是无限介质中爆破作用的结果, 因此考虑到控制孔的作用, 爆破孔和控制孔的间距可比上面论述的裂隙区半径稍大。有关试验也证明这一点。
3.5 爆破孔封孔长度
合理的封孔长度既要保证煤体松动破裂, 同时又不能产生抛掷爆破漏斗。一般离工作面2 m～3 m处为卸压带, 3处～5处为应力集中带, 远处为原始应力带。当封孔长度超出应力集中带, 爆破产生的裂隙扩展将受到应力集中带的遏制, 可使裂隙不易向工作面扩展, 从而保证工作面附近的煤体不被破坏而崩塌。
3.6 装药量计算
由药量计算的体积原理, 有:
Q=K×V (2)
其中, Q为药包重量, kg;V为设计爆落的介质体积, m3;K为在一定爆破条件和特定效果要求下的单位用药量系数, kg/m3。
对于松动控制爆破, 其炸药消耗量取标准爆破炸药消耗量的1/3估算。但在实际应用时, 还需进行现场试爆。
4 结语
1) 爆破裂隙的形成主要是爆生气体准静态压力作用的结果, 冲击波只是对孔壁附近产生初始裂隙起作用。2) 探讨了地应力、瓦斯压力对裂隙扩展的影响, 认为地应力对爆破裂隙扩展起阻碍作用, 瓦斯压力起促进作用。3) 深孔松动控制爆破由于控制了炸药能量作用的方向, 产生了较大的破碎圈带和裂隙圈带, 消除了煤体结构不均现象, 避免应力集中现象的产生, 所以大大降低了诱导煤与瓦斯突出的可能性。
参考文献
[1]宋守志.固体介质中的应力波[M].北京:煤炭工业出版社, 1989.
[2]王仲琦, 张奇, 白春华.孔深影响爆炸应力波特性的数值分析[J].岩石力学与工程学报, 2002, 21 (4) :550-553.
[3]姚尚文.高瓦斯低透性煤层强化增透抽放瓦斯技术研究[D].合肥:安徽理工大学硕士学位论文, 2005.
[4]黄秋林.深孔松动预裂爆破提高瓦斯抽放率数值模拟及应用探讨[D].北京:北京科技大学硕士学位论文, 2005.
深孔松动控制爆破 篇3
中岭矿2006年全面建成投产, 矿井位于贵州毕节地区纳雍县中岭镇境内, 设计生产能力300万t/a, 1矿2井, 均为平硐开拓, 设计3个采区3个综采工作面同时生产达到设计能力。
中岭矿井是贵州省迄今为止瓦斯涌出量最大的矿井。2007年矿井实际产煤200万t。目前矿井绝对瓦斯涌出量为194.5 m3/min, 相对瓦斯涌出量最大为70.94 m3/t, 为煤与瓦斯突出矿井。
矿井可采及局部可采煤层从上至下编号为1#, 2#, 3#, 6#, 7#, 8#, 9#, 10#, 27#, 28#, 31#, 32#共12层, 随着矿井开采中深部煤层, 煤层突出危险性增大, 其中主采煤层1#, 3#, 6#, 8#煤层相继鉴定为突出煤层。
矿井2004年开始开展防突掘进工作面“先抽后掘”并辅以“边抽边掘”的措施, 从近几年的实施情况来看, 虽然采取了上述措施, 但掘进工作面的进度始终徘徊在40 m/月左右, 矿井生产接替非常紧张。其主要原因是主采煤层透气性差, 透气性系数为0.043 9～0.175 6 m2/ (MPa2·d) , 钻孔瓦斯流量衰减系数为0.245 8～0.492 6 d-1。为了解决煤层透气性差、抽放效果不理想的问题, 矿井与有关单位合作, 在11033掘进工作面进行深孔松动爆破的研究, 以提高掘进工作面单进水平, 确保矿井正常安全生产和接替。
11033运输巷掘进工作面布置在11采区轨道上山东翼, 工作面标高为+1 695～+1 705 m, 走向长1 363 m。11033运输巷掘进的3#煤层为黑色块状, 半亮型, 煤层常含夹矸1～2层。上层夹矸较稳定, 岩性为灰色块状炭质泥岩, 硬度较大, 厚0.03 m;下层夹矸为灰色泥岩, 不稳定, 厚0～0.4 m。煤层厚度1.65～2.13 m, 平均厚度1.75 m。该掘进工作面煤层瓦斯含量为28.46 m3/t。煤尘无爆炸危险性, 不易自燃。
根据研究的需要, 在试验前, 对试验区域的3#煤层瓦斯相关基础参数进行了测定, 具体如下:
1) 煤层钻孔瓦斯自然排放半径在620 mm以内。
2) 巷道松动圈范围为0～3.2 m。
3) 煤层抽采时间16 h时, 其抽采半径为1.67 m;抽采时间24 h时, 其抽采半径为2.41 m。
4) 爆破前煤层的坚固性系数为0.47。
2 深孔松动爆破与瓦斯抽采孔设计
2.1 深孔松动爆破机理
所谓深孔松动爆破就是在工作面的前方打若干深度较大的炮孔, 装药爆破, 使煤体破裂和松动, 使掘进工作面前方应力增高区和高瓦斯带移向煤体深部, 达到卸压和增加透气性系数之目的, 从而预防突出的发生, 提高瓦斯抽放率。此外, 深孔爆破在炮眼的周围形成直径50～200 mm的破碎圈和200～1 000 mm的松动圈, 有助于消除煤体软硬不均引起的应力集中, 并形成瓦斯排放通道, 降低煤层瓦斯压力和应力, 这对于防突也是有利的[1]。
2.2 深孔松动爆破孔与瓦斯抽采孔设计
根据中岭矿3#煤层透气性低、瓦斯有效排放半径和瓦斯有效抽采半径、巷道破碎带范围和松动圈范围以及瓦斯抽采规范, 针对11033运输巷掘进工作面情况, 进行了爆破孔和瓦斯抽采孔布置方案设计。对爆破孔和抽采孔布置提出3个设计方案, 最后选定如下方案:
抽采孔12个, 深爆孔3个。深爆孔采用近水平扇形布置在中排, 瓦斯抽采孔和爆破孔的布置见图1—图2。主要特点是深爆孔数少, 为近水平孔, 容易施工控制和省时, 且较安全。
2.3 爆破孔和瓦斯抽采孔主要技术参数
1) 抽采孔:
孔径75 mm, 孔深45 m, 每组抽采钻孔12个, 采用钻机施工。
2) 爆破孔:
3个爆破孔呈扇形布置, 孔深10 m, 孔径42 mm, 1#和3#孔的终孔位置在巷道帮外1.2 m以外, 采用煤电钻施工。
抽采孔和爆破孔具体参数见表1。
3) 装填结构
a. 每段钻孔的炸药量
Q= (0.33～0.55) qwj (1)
式中 Q——每段钻孔的装药量 (用三级煤矿许用乳化炸药, 每节0.15 kg) ;
q——爆破所用的单位耗药量, kg/m3;参考有关定额或者标准抛掷漏斗试验确定;
wj——炮孔深度, m。
如果沿巷道方向采用分段装药, 一次起爆, 则第一段的装药应严格控制, 防止产生抛掷作用, 其他几段爆破时有前段松动的煤体保护, 装药量可比第一段稍多;根据矿井实际, 单孔装药量为2.55～3 kg。
b. 炮孔深度
依照掘进工作面防治突出措施和循环进度8 m的要求, 同时根据爆破孔底受松动卸压一般使工作面应力增高区向前方移动3～5 m的规律, 为充分有效地发挥松动爆破孔的卸压效果, 采用的炮孔深度为10 m。
c. 炮孔间距
根据理论模拟, 爆破孔和导向孔的孔间距是影响深孔松动爆破卸压效果的一个重要因素, 随着孔间距的增大, 卸压半径增大。综合3#煤层卸压抽采半径、爆破松动半径和爆破孔径42 mm的要求, 合理的开孔间距为1.0 m, 终孔间距为3.2 m。
d. 炮孔数量
卸压范围在不同突出危险的煤层中是不一样的, 需要从实践中摸索, 也可参考其他防突措施中的数据而定。在卸压范围内, 以松动半径画圆, 以圆的面积覆盖整个卸压范围为准, 确定炮孔数量, 此次试验选用3个炮孔。
e. 深孔松动爆破后裂隙圈的大小
炸药在煤体内爆炸后, 对煤体将产生两个方面的作用, 一是初期爆炸应力波的作用, 应力波在煤体内形成压碎圈和裂隙圈, 但作用的时间极短;二是爆炸后期产生的气体静压破坏作用, 并且作用的时间较长。当炸药在炮孔内爆炸时, 孔内气体的压力将在炮孔周围的煤体内产生切向拉力, 在煤体内产生径向的裂隙圈。由于松动爆破时不产生抛掷作用, 爆破气体压力损失慢, 并且煤体内的声波阻抗低, 爆炸的作用以第二种为主。这时裂隙圈的大小可以用下面的公式计算:
RP′=rb (pp/Sr) 1/2
式中 RP′——气体静压破坏产生的裂隙圈半径, m;
Sr——煤体的抗拉强度, Pa;
pp——炸药爆炸产生的作用在炮孔壁上的气体静压, Pa, pp=6p (rc/rb)
p——爆压, MPa;
rc——炸药卷的半径, m;
rb——炮孔直径, m。
在实际应用中仅仅依靠切向拉应力产生的裂隙是不够的, 一是这样形成的裂隙数量不够;二是当煤层内爆炸气体静压产生后, 形成的裂隙容易在低应力的作用下重新闭合。因此必须保证在炸药爆炸的瞬间能够形成松动漏斗, 以及炸药爆炸后能够将装药点以外的煤体向巷道方向有一定程度的松动, 使煤体向外发生破裂, 而不只是变形。这样, 当爆破后地应力回压时将使部分煤体进一步破碎, 使其失去支撑能力, 集中应力峰将移向煤体深部, 从而达到卸压的目的[1]。
根据矿井实际情况, 爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药, 毫秒延期电雷管。单孔用药量不小于2.55 kg。首先使用2.55 kg炸药, 然后分阶段增加炸药量考察爆破后的对比效果, 每阶段增加炸药量为0.15 kg, 单孔最大炸药量不超过3 kg, 通过比较最终确定有效的爆破炸药量为3 kg。
f. 雷管选择
根据实际情况, 选用8#法兰壳雷管, 雷管脚线长度为12.5 m, 单孔使用3发1段雷管。
g. 装药方式
采用正向装药, 正向起爆, 爆破网络采用孔内并联、孔间串联方式连接。
h. 封填方法
每组炸药卷之间必须密接严实, 外口封填长度不小于0.4 m的水炮泥, 水炮泥外用黏土炮泥填满捣实, 药卷距炮孔外口最小距离不小于5.5 m, 如图3所示。
i. 起爆方法
采用MFB-200型放炮器进行一次起爆。
1—起爆药卷;2—电雷管 (双起爆雷管) ;3—水炮泥;4—黄泥 (充填深度≥5 000 mm) ;5—雷管脚线;6—聚能穴。
3 深孔松动爆破的实施
从2005年12月25日中班开始在11033运输巷试验深孔松动爆破, 抽采钻孔施工2小班, 钻孔施工后立即进行深孔松动爆破, 8 h后进行措施效果检验, 爆破实施前后情况及爆破后效果检验见表3。
通过上述数据不难看出, 实施深孔松动爆破后Smax和K1max指标均大幅下降, 11033运输巷防突掘进工作面效检超标率由原来的64.2%降为13.7%。
4 松动爆破效果及分析
4.1 松动爆破效果
为了考察松动爆破效果, 在爆破前后分别检测了11033工作面回风流的瓦斯涌出量和瓦斯抽采量及单孔瓦斯抽采量。松动爆破前后单孔瓦斯抽采量对比见表4, 实施松动爆破前后月进度对比见表5。
4.2 松动爆破效果分析
1) 根据松动爆破实施前后情况及爆破后效果检验 (表3) 可看出, 实施松动爆破前, 最大钻屑量为10.54 kg/m, 平均为9.465 kg/m, 松动爆破前效果检验指标起伏较大, 并时常超限;而实施松动爆破后, 最大钻屑量为6.13 kg/m, 平均为5.19 kg/m, 松动爆破后效果检验较平稳, 钻屑量一般不超标;实施松动爆破前, 钻孔瓦斯涌出初速度最大为12.1 L/min, 平均为9.2 L/min, 并时常超限;而实施松动爆破后, 钻孔瓦斯涌出初速度最大值为6.9 L/min, 平均为4.8 L/min, 松动爆破后效果检验曲线有一定变化, 但共检验29次, 有4次超限, 占总检验次数的13.7%, 比实施前 (14次有9次超限, 占64.2%) 减少了50.6%。说明实施松动爆破, 防突效果较明显。
2) 从表4可看出, 通过深孔松动爆破, 爆破过后工作面单孔瓦斯抽放量也增加较大, 3#钻孔放炮前平均为0.117 m3/min, 放炮后平均为0.516 m3/min, 平均增值为0.399 m3/min, 平均增长率为341%;6#钻孔放炮前平均为0.135 m3/min, 放炮后平均为0.624 m3/min, 平均增值为0.489 m3/min, 平均增长率为362.2%;10#钻孔放炮前平均为0.209 m3/min, 放炮后平均为0.622 m3/min, 平均增值为0.413 m3/min, 平均增长率为197.6%。
总体平均增值为0.434 m3/min, 最大增幅为0.489 m3/min, 平均增长率为300.2%。
3) 松动爆破后, 掘进工作面绝对瓦斯涌出量有所增加。
5 结语
1) 掘进工作面布置12个抽采孔和3个松动爆破孔, 其参数合理, 能消除工作面前方煤与瓦斯突出。
2) 实施松动爆破后, 掘进工作面效检超标率由原来的64.2%降为13.7%;抽采量平均增长率为300.2%。
3) 实施松动爆破后平均月进度提高到78.7 m, 比原平均40 m/月的单进水平增长96.7%。
4) 通过在11033运输巷掘进工作面的试验及11033回风巷掘进工作面的应用证明, 深孔松动爆破治理瓦斯效果明显, 经济合理, 是解决低透气性突出煤层掘进工作面的防突、抽采和提高单进水平的一种有效措施。
摘要：为提高透气性差的突出煤层掘进工作面瓦斯抽放效果, 中岭矿开展了防突掘进工作面深孔松动预裂爆破的研究, 取得了较好的效果, 为透气性差的突出煤层掘进工作面的防突及瓦斯抽放提供了一条有效的途径。
关键词：边抽边掘,深孔松动爆破,效果
参考文献
深孔松动控制爆破 篇4
千秋煤矿为高瓦斯矿井, 冲击地压较严重, 尤其是21采区埋深大, 冲击地压相当严重。煤层自然发火周期短, 一般为1~3个月, 最短20 d。自燃倾向性等级均属Ⅰ级。矿井年正常涌水量为250 m3/h, 最大涌水量为345 m3/h, 水文地质条件简单。
21172工作面开采2-3煤, 煤层顶板为J2S1砂岩, 厚0~27.00 m, 在二煤分叉区, 它既是2-3煤顶板, 又是2-1煤底板。岩性以中细砂岩为主, 局部相变为粉砂岩或泥岩, 缓波状和楔形交错层理发育, 裂隙不发育, 该层自北向南、自东向西变薄尖灭。岩石物理力学试验资料:抗压强度4 628.7~7 757.1MPa, 抗拉强度244.2~362.8 MPa, 容重26.0~27.2 k N/m3, 密度2.74~2.75 t/m3。煤层底板由砾岩、砂岩、粉砂岩、泥岩及含砾相土岩组成, 厚0.30~32.81 m, 粉砂岩抗拉强度404.0~472.7 MPa, 抗压强度7 747.3~12 483.9 MPa, 容重24.6~25.9k N/m3, 密度2.63~2.68 t/m3;含砾黏土抗压强度平均3 501 MPa, 容重24.3~25.2 k N/m3, 密度2.64~2.65 t/m3。
21172工作面位于矿井西部, 21采区下山东翼, 工作面西部为21171、21151工作面下分层, 北邻21151工作面 (上分层已回采) , 南邻21191工作面 (已采) , 西邻21采区下山煤柱, 东邻井田边界煤柱。该工作面对应地表为丘陵山地, 自西向东有一条沟壑, 地面有上庄沟和下庄沟2个自然村庄, 分别位于终采线和切眼附近。工作面对应地表无大的水体, 地面标高+508~+569 m, 平均+538 m, 工作面标高-35.7~-142.4 m, 平均-89 m, 工作面平均采深627 m。
2 断层实际揭露情况
21172工作面回风巷回采到1 305 m时遇产状为70°∠70°、H=1.3 m正断层, 顶部为岩, 底部为煤, 对回采影响不大;回风巷回采到1 245 m处遇产状为71°∠80°、H=3.0 m正断层, 该断层到工作面第72架处尖灭, 共计79 m;工作面回风巷回采到1 219 m处遇产状为259°∠85°、H=7.0 m正断层, 该断层到工作面第71架尖灭, 共计77 m, 回风巷71°∠80°、H=3.0 m正断层到259°∠85°、H=7.0 m正断层中间全岩段共计27 m;工作面回风巷回采到1 190 m处遇到产状260°∠80°、H=11 m正断层 (F3-6断层) , 该断层在工作面第61架尖灭, 回风巷259°∠85°、H=7.0 m正断层和260°∠80°、H=11 m正断层中间全岩段29 m;回风巷断层全岩段共计56m, 工作面回风巷在1 205~1 285 m内断层段对应范围内出现底板隆起、煤厚变薄 (其中底部为岩, 顶部为煤) 现象。21172工作面断层布置平剖面如图1—图3所示。
3 理论分析
3.1 深孔注水原理
深孔注水是用水预先湿润煤岩体。在回采工作面前方进风巷或回风巷超前工作面沿煤岩层倾斜平行于工作面打孔, 用水泥浆封孔后, 就开始注水;深孔注水预湿范围大, 可使煤岩体得到充分湿润。
水注入煤岩体后, 煤岩体原来结构被破坏, 增大了煤岩体内的原生煤尘水含量, 在煤体内部各种裂隙中, 都或多或少存在着原生煤尘, 它们随煤岩体破碎而飞扬于回采工作面空气中。水进入裂隙后, 可将其中的原生煤尘在煤岩体未破碎前预先润湿, 使其失去飞扬的能力, 从而有效消除尘源。
3.2 松动爆破理论
松动爆破孔爆破后, 在煤岩体内沿着爆破孔方向形成一系列相互贯通的裂缝 (但是爆破孔周围煤岩体却没有严重破坏) , 从而达到松动工作面煤岩体的目的。其影响因素主要有以下几个方面。
(1) 炸药的性质。即炸药成分、爆速、爆轰阻抗、气体体积等。
(2) 岩体的性质。岩石的强度、弹性模量、泊松比、非均质性、内摩擦角、内部的节理裂纹和含水量都对松动爆破效果产生影响。
(3) 炮孔的孔径。根据苏联A.A费先柯等人的理论, 推导出的炮孔间距计算公式如下:
式中, E为炮孔间距;a为炮孔半径的倍数;S为岩石的抗拉强度;n为空气冲击波遇到障碍物时, 在障碍物上增长的系数;P为波阵面压力;μ为泊松比;r为钻孔半径。
王中黔等利用断裂力学原理, 考虑到爆生气体作用, 提出炮孔间距为炮眼直径的8~12倍等观点。
4 工作面过断层技术
4.1 深孔注水
(1) 深孔注水参数。 (1) 回风巷下帮。采用KHYD-155型岩石钻机施工注水钻孔, 钻孔直径为75 mm, 注水孔深70 m;注水孔间距20 m;注水孔距底板1.0~1.5 m (根据工作面所处位置地质、巷道支护等情况进行调整) , 钻孔角度为-5°;封孔长度20 m±1 m (橡胶高压封孔器) ;注水初始压力在12 MPa以上。 (2) 运输巷上帮。钻孔角度为+13°;其他参数同回风巷。
(2) 技术效果。21172工作面在过断层过程中, 通过深孔注水技术, 使得工作面前方煤岩充分湿润, 大大降低了煤岩粉产生量, 为职工创造了相对较好的工作环境, 有益于工人的身体健康;而且通过深孔注水技术降低了工作面煤岩体强度, 减少了对采煤机的损害, 从而减少工作面设备检修次数。
4.2 松动爆破
(1) 松动爆破技术参数[1]。采用YT-28气腿式风动凿岩机打眼, 炮眼直径42 mm, 炮眼深2 m, 炮眼间排距800 mm×800 mm;炮眼布置方式 (图4) 为“五花眼”;爆破方式为串联、毫秒爆破、正向爆破;装药量为底眼5节, 腰眼4节, 顶眼3节, 每节200g;装药结构 (图5) 采用正向装药, 从里向外依次为炸药、雷管、炮泥、水炮泥、炮泥;炮泥封满, 并用炮棍捣实;封孔采用炮土或专用水泥封堵剂封孔, 封孔封实;起爆顺序每次起爆3架, 从里向外依次起爆。顶眼、腰眼、底眼每孔装药量分别为600, 800, 1 000 g。
(2) 技术效果。在21172工作面过断层过程中, 通过在工作面施工松动爆破, 取得了较好效果。工作面煤岩体沿着爆破孔方向形成一系列相互贯通的裂缝, 但是爆破后工作面煤岩体却没有严重破坏, 在整个工作面过断层过程中没有出现大的片帮, 通过减弱工作面煤岩体强度, 减少了对采煤机的损害程度;另一方面减弱了煤岩体的冲击倾向。
4.3 化学加固顶板
(1) 化学加固顶板过断层[2]。立固安是由2种成分组成的聚亚胶产品, 与常用的聚氨酯封孔剂相比, 具有高度黏合力, 注入煤层后低黏度混合物保持液体状态时间较长, 能渗透细小裂隙, 发生膨胀和黏结, 将松散煤岩体黏结成一个整体, 从而达到加固顶板效果。注立固安步骤: (1) 利用立固安的渗透、膨胀和黏结性, 在工作面上、下端头及破碎地带利用VQST-65/2.5风煤钻打眼, 钻孔直径22 mm, 孔深4~6 m。钻孔间距根据顶板情况确定, 顶板较破碎时, 间距可选择0.6 m×0.6 m。 (2) 立固安聚合物与催化剂的配合比 (体积比) 为1∶1, 混合剂利用风压注胶机注胶。 (3) 注胶工艺:安装注胶管→将注胶管插入钻孔→用高压胶管接射枪和注胶泵→开泵注胶→出现大面积漏胶时→换孔注胶→冲洗机具→停泵→拆注射枪。
(2) 技术效果。对21172工作面的断层裂隙和周围岩石采用注立固安加固顶板, 提高其支护强度, 从而确保安全通道畅通。21172工作面在过断层带过程中, 上、下端头没有发生过冒顶事故, 有效保障了安全通道的畅通。
5 过断层期间重要措施
(1) 过断层期间保证工程质量, 工作面保证“三直一平两畅通”, 保证支架无压架、咬架、挤架现象, 严防刮板机上窜下滑。
(2) 过断层期间, 工作面采高在2.3~2.4 m, 割煤机割渣时, 顶底板要割平, 严禁随意加大采高或采高不足, 造成工作面成台阶状。
(3) 当顶板破碎时, 采煤机前滚筒过1.5 m后, 必须进行移架及时支护, 停机移架维护顶板, 逐架进行。
(4) 支架工密切观察液压支架检测设备值, 发现支架初撑力低时, 及时升架, 使架子初撑力达到规定值。
(5) 发现顶板破碎压力大时, 要坚持先维护顶板后移架, 在2组支架间煤墙侧用单位柱配合圆木或半圆木架顺山棚背顶, 支架移过托住顺山棚后, 再移相邻支架, 割煤前摘掉贴帮单体柱。
(6) 若顶板破碎并有冒顶或空洞时, 应立即进行背顶背帮, 然后割渣。
(7) 煤壁片帮要及时提前移架, 移架后, 端面距超过600 mm时, 应架顺山棚、打贴帮柱加固;超过1.0 m时, 顺山棚必须达到“一梁三柱”。
(8) 当发生片帮时, 必须及时停止采煤机运行, 开空前刮板机, 并闭锁采煤机和前刮板机, 对片帮地段实施打木锚杆支护, 谨防片帮恶化导致冒顶。可根据现场情况按“三花眼”或“五花眼”布置锚杆。
(9) 过断层期间, 工作面液压支架操作阀、安全阀、液控单向阀、平面截止阀, 各种接头, 管路、各类千斤顶等配件, 采煤机电机、滚筒、截齿、调高千斤顶等易损件, 刮板机、转载机的配件, 各类电气开关的配件一定要备齐, 便于损坏时更换, 保证生产正常进行。
6 结论
松动爆破、深孔注水和顶板加固相结合的过断层技术在大采深综放工作面中的成功应用, 取得了良好的效果。
(1) 多回收了21172工作面外部10万t优质长焰煤, 按300元/t计算, 增加了3 000万元的经济效益。
(2) 降低了采煤机、输送机等设备事故率, 延长了设备服务年限。
(3) 实现了综放工作面安全通过断层带, 稳定了矿井的采掘衔接计划, 缓解了采掘生产压力。为集团公司及其他矿井类似地质条件下过断层技术提供借鉴。
参考文献
[1]杨年华, 张志毅, 邓志勇, 等.硬岩隧道快速掘进的钻爆技术[J].工程爆破, 2003 (1) :16-21.
浅论中深孔爆破综合控制技术 篇5
鞍钢鲅鱼圈工程总占地面积约8.3平方公里 (其中海域面积约为3.6平方公里) 。场坪工程岩石总方量约5700万立方米, 其中一期土石方量约为3200万立方米, 二期土石方量约为2500万立方米。岩石表面呈风化状, 且风化程度不等, 地表砂砾土覆盖层厚度约为0.5~2m, 深层岩石大多为花岗岩, 呈灰白或米白色, 质地较坚硬。
鲅鱼圈工程土石方开挖采用了中深孔爆破。中深孔爆破共使用炸药31000t, 雷管300多万发。工程自2005年8月开工以来, 以中深孔爆破方式先后完成了90高地、30高地、88高地、86高地、80高地, 制氧、渣场、渣道等的场坪工程, 以及烧结、炼铁、焦化、炼钢、宽厚板、1580热轧、白灰、制氧、外部铁路、中板等区域的基础开挖工程及各类管网开挖工程。通过几年数千次的爆破实践, 中深孔爆破技术日趋成熟, 中深孔爆破不但能够满足工期、质量的要求, 还能保证了开挖基础、管网周围临近构 (建) 筑物的安全, 将爆破震动、爆破飞石等危害控制在安全许可范围内, 保证爆破安全, 从而达到了较好的爆破效果。下文从几个方面对中深孔爆破技术进行全面的阐述.
二、钻孔控制技术
1钻孔控制包括以下几个方面: (1) 钻机选择, 场平工程为了满足工期的需要, 我们进行二班作业, 每台钻机由一名操作手和一名力工进行作业。场坪工程一般选用CM351钻机, 如果场地比较平整可选用ECM720钻机、Roc.D7钻机。基础开挖和处理根底一般选用R0C.D7和Ecm720钻机;对于大面积基础开挖, 深度较浅时选用CM351钻机。 (2) 孔径选择, 当爆破量较大, 为了增加钻孔每一延米的爆破方量, 尽量选用较大孔径Φ140、Φ127;当爆破工程量较小时采用较小的孔径Φ89。当环境复杂、爆区距建筑物设施较近时, 由于受爆破振动的控制, 不能采用大孔径, 因为采用大孔径单孔装药量多, 即便采用微差爆破技术逐孔起爆, 也不能保证周围建筑物的安全。因此选择较小孔径 (Φ89) 。当环境较好时, 可选取大孔径Φ140、Φ127。 (3) 钻孔深度, 考虑到延米爆破方量、钻爆台班效率、钻爆石方成本等诸多因素的影响, 为了实现钻、爆、运循环作业和连续的机械化作业, 一般钻孔深度控制在10~15m。 (4) 钻孔误差控制, 钻孔作业应尽可能按爆破设计的炮孔间距和排距进行, 在实际钻孔中, 由于受到地形、地质等因素影响, 不能完全准确地按设计的位置钻孔。为了保证爆破效果, 孔位误差±30cm, 对于一些不能按设计钻孔的炮位, 应适当地前后左右移动, 不能轻易取消炮位, 否则不仅爆破效果不好, 还将留有炮根, 对下一层作业十分不利。为了控制爆破飞石, 改善爆破效果, 有时设计斜孔, 尤其在底盘抵抗线较大时, 一般倾斜度75°~85°。对于倾斜的炮孔一般按设计角度钻孔, 同一排炮孔倾斜度的误差不大于5°, 深度误差不大于±30cm。对于个别的堵孔、卡孔现象, 应做好处理工作, 用炮棍捣通或用高压风管吹通, 否则, 应重新补孔。
2钻孔技术包括以下几个方面: (1) 无论是一次性爆破还是分层爆破, 都要为钻机的作业创造有利条件。对于爆区的浮渣和活石一定要清理干净, 运走。对于不能运走的大块, 可按设计的孔网参数进行堆放。地形较陡的位置用液压镐按钻机的作业要求进行修路, 修路的原则:岩根大的修路、岩根小的铲平, 小于2.5米宽的小沟填平, 保证钻机平稳作业。 (2) 钻孔质量标准, 孔位、孔深、角度符合爆破设计的要求, 误差在允许的范围内, 孔口完整、孔壁光滑、孔身直顺。 (3) 钻孔技巧。操作手要掌握钻机的操作要领, 熟悉和了解设备的性能、构造原理和使用注意事项, 有熟练的操作技术, 并掌握不同性质岩石的钻凿规律。
三、爆破效果的控制技术
1 选择合理的孔网参数
孔网参数过大, 容易出现大块、炮根过多等现象, 造成一次爆破不能炸到设计位置。孔网参数过小, 造成钻孔和装药量的浪费, 影响爆破速度和工期。因此要选择合理的孔网参数, 既要保证爆破效果又能加快施工进度, 我认为根据不同岩石和孔深进行孔网参数的选取。对于Φ140孔径钻机:a=4~5.5mb=3.5~5.0m。
对于Φ90孔径钻机:
a=3~3.5m, b=2.5~3m。
布孔的形式采用梅花形布孔方式具有更好的爆破效果, a= (1.15~1.25) .b
2 适当的超钻
无论一次性爆破还是分层梯断爆破, 都必须保证足够的超钻深度, 超钻太小, 沿台阶底板水平的岩石就不能完全爆下来, 从而留下根底;过大超钻, 不但浪费炸药和凿岩的费用并且增加地震强度, 而且给下一层台阶的凿岩带来困难, 一般△h= (10~20) Φ, 软岩取小值, 硬岩取大值。
3 确定合理的炸药单耗
根据爆区岩石的软硬、风化程度不同采取不同的单耗, 一般按经验初选, 再根据试炮效果进行调整。
4 处理好水孔, 防冲炮。
对于有水的炮孔, 为了便于施工, 可采用综合处理的方法:
a.对于积水过多的炮孔, 可采用井点抽水的方法, 将孔内水抽走。
b.对于孔内水不太多的深孔, 可采用乳化炸药进行装药, 但孔深应小于10m, 因为孔太深, 乳化炸药可能无法下沉到孔底, 为保证安全起爆, 设两个起爆药包。堵塞段用细砂堵塞, 不仅可以将堵塞段的水挤出, 又增加了填塞段的密度。
c.对于浅孔, 水少时可用竹竿绑棉纱将水提干;水多时可用高压风管将孔内水吹出后, 立即进行装药和填塞工作。
5 采用合理的装药结构
为了提高爆岩的破碎度, 减少大块率, 同时又为了便于施工, 一般采用连续装药和分层装药。台阶高度小于60d时, 采用连续装药结构;当台阶高度大于60d时, 采用分层间隔装药。实践证明, 在两个长度大于20d的装药长度之间增加2.0~2.5m长的间隔堵塞, 间隔堵塞周围的岩体在上下两个药包端部的作用也能获得良好的破碎。这样就可以节省了炸药的费用。
6 采用微差起爆技术
微差起爆能为后起爆的药包提供新的自由面, 减少岩石的夹制力和阻力, 爆渣有了一定的水平位移, 因而爆渣的松散度就好, 便于机械清运;微差爆破能使前后起爆药包的应力波叠加, 使岩石进一步破碎;微差爆破能使爆渣在移动过程中相互碰撞, 使已经产生微小裂隙的岩块进一步解体破碎。实际工作中, 孔内采用高段别雷管 (10段) , 孔外采用低段别雷管 (3段) 。
7 保证堵塞长度和填塞质量。
确定合理的填塞长度并保证其质量对改善爆破效果和提高炸药能量利用率有着重要作用。填塞长度过短将产生较强的冲击波、噪声和飞石危害;反之将会降低延米爆破量, 增加钻孔费用, 并使台阶上部岩石破碎不佳。实际工作中填塞长度28~32Φ, 对于填塞大于30Φ的情况下, 一般不会有飞石。Φ90孔径的钻机填塞长度在2.8~3.5之间;Φ140孔径的钻机填塞长度在4.5~5.0之间。对于无水段的填塞一般用岩粉或黄土, 填塞料中不得夹有石块, 填塞时边填边捣实, 防止卡孔和悬空, 并注意保护好雷管脚线;对于孔口填塞段有水的炮口, 可先将水抽干再填充, 或用细砂填充。
四、大块率的改良技术
大块率是衡量中深孔爆破效果的重要指标, 大块的多少不仅影响装运速度, 增加爆破成本和二次破碎量, 同时带来安全隐患。影响中深孔大块率的因素很多, 其中地质构造、爆破参数、布孔形式、钻孔质量、装药结构、起爆时间的选择、起爆顺序、炮孔的填塞是造成大块的主要因素。
大块往往是制约土方挖运速度的一个关键因素, 因此在场坪工程中如何控制大块率就显得非常重要, 通过几年的场坪工作, 就该问题我们已找到了一些解决的方法: (1) 可根据前排底盘抵抗线的大小对第一排孔减弱装药, 第二排孔起分段装药, 最后一排孔为防止过度后裂采用减弱装药。采用微差起爆方式。 (2) 保证填塞长度和填塞质量, 对于上部堵塞段产生的大块, 可采用堵塞段小药包技术。即在原连续装药1.0m左右药段装到间隔堵塞段上部, 再进行封孔堵塞。药量按Q1=KW3计算, W上部装药中心至地表的距离。 (3) 减少根底控制大块。爆破前将根底打抬炮, 并安排在第一响起爆。 (4) 保证钻孔的精度。如果精度失控, 到孔底的间排距就会相差很大, 实际的w、a、b均失控, 必然造成大块多。 (5) 钻孔过程中应注意记录软弱夹层、裂隙及采空区、塌陷区的位置, 在装药时对于相应位置进行回填堵塞。在采空区、裂隙位置, 可采用编织带装少量土, 用尼龙绳放至透孔位置, 让土袋卡在穿透处吊紧, 再放入一土袋, 回填岩渣1m并测孔确认, 再装药;对于软弱夹层, 应在软硬岩交界面上下各堵1m。 (6) 增大底部装药量, 改变装药方式。采用分段装药和不耦合装药结构, 克服中部和填塞段的大块。 (7) 选择合理的起爆时间和顺序。采用梅花布孔 (5~6排) V形起爆方式, 实现后排孔逐孔起爆, 减少对未爆岩石的破坏。
五、爆破振动的控制技术
随着鲅鱼圈工程随着鲅鱼圈工程全面的展开, 基础开挖日益增多, 为了确保建筑物和人员的安全, 必须严格控制爆破危害, 特别是在临近建筑物进行爆破时, 必须考虑爆破振动的影响。为了降低爆破地震效应, 我们采取以下技术措施可以降低爆破地震影响。
1认真做好现场的调查研究工作。做好爆破方案设计, 在厂区爆破时爆区周围的环境特别复杂, 必须进行详细的现场勘察, 力求取得尽可能多的信息如:爆区周围的环境、地上地下有无电缆、工程的具体要求、地形地质条件、爆区和临近设施的距离, 结构物本身的情况, 结构物的抗震等级等。然后根据现场实际情况制定相应的爆破方案。
2控制药量。其控制方法:对于靠近建筑物的炮孔采用小孔径的钻机进行钻孔, 尽量减少超深, 减少布孔和钻孔的偏差, 可以减弱地震效应。缩小孔距、排距、孔深、最小抵抗线等爆破参数。一般可取主爆区孔网参数的2/3, 通过采用密布孔, 小抵抗线, 分层装药, 毫秒延时爆破的爆破方法达到对孔网参数的控制, 从而控制单孔药量。按爆破安全规程中规定的计算公式计算出不同距离允许的同时起爆最大药量Qmax, 通过控制同时起爆最大药量, 将爆破振动控制在安全范围内, 必要时可逐孔起爆。
3采用微差起爆网路。 (1) 用非电毫秒管组成孔内外微差起爆网络, 网络中各不同距离的最大分组装药量均在允许起爆最大药量Qmax范围内。当相邻两组起爆微差间隔大于100ms时, 爆破振动的峰值就不叠加, 一般取间隔时间为150~310ms; (2) 孔内延时爆破减振:在孔内采用多段装药结构, 分段毫秒延时爆破, 减少瞬间一次分段起爆的药量, 孔内分段装药毫秒雷管的段数大于孔外连接起爆毫秒雷管的段数, 以保证起爆线路的安全传爆。下段用大段雷管, 上段用小段雷管, 孔内各段的段差在1~2段, 使上段先爆, 下段后爆, 先爆的上段装药为后爆的下段装药创造能量向上传爆的条件, 以减少地震波能量在孔内作用的时间, 改变其水平传播方向, 减弱单段装药爆破产生的地震波强度; (3) 孔外延时爆破减振:分段装药的孔外采用单孔串联毫秒延时爆破接力起爆方式或双孔串联的分组毫秒延时爆破接力起爆方式, 孔外延时雷管大于等于100ms, 孔内雷管用偶数, 孔外连接管用奇数, 反之则相反, 在排与排之间设防迭加系数调整雷管段.
4进行减振设计, 开挖减振沟, 钻减振孔。 (1) 采用小孔径钻孔, 减少超深, 第一排孔不超深, 之后每增加一排超深孔增加0.5m。减少起爆排数, 一般不超过五排孔; (2) 采用合理的装药结构, 将药量分段在孔内延时起爆, 一般设2~3个装药段可满足需要, 两段时, 单孔药量按下段1/2~2/3, 上段按1/2~1/3的药量分布, 三段时, 单孔药量按下2/5, 中2/5, 上1/5药量分布, 分层填塞, 分段填塞长度0.5~1.5m, 上部填塞长度不小于最小抵抗线。两段装药时地震强度和作用范围比连续装药结构减少35%~50%, 三段装药时可减少65% (3) 起爆顺序:从爆破安全的整体来衡量, 改变爆破方向将保护物置于侧向位置, 更有利于爆破安全; (4) 采用孔、沟减振。即在爆区和保护物之间钻单排或双排防振孔Φ40~70mm, 孔间距小于30cm, 降振率达30%~45%。
六、爆破飞石控制技术
设计合理精心施工的中深孔爆破不应该产生对人员和设备构成危害的飞石。飞石的产生, 首先是由于设计不合理, 其次是不合理的施工造成飞石, 采取如下技术措施控制飞石:
(1) 根据施工总结的经验, 确定合理的爆破参数。装药前, 校核各孔的最小抵抗线, 如有变化, 必须修正装药量; (2) 施工中慎重对待断层、软弱带、张开裂隙、成组发育的节理裂隙、溶洞、采空区等地质构造, 采取间隔堵塞、调整药量、避免过量装药等措施; (3) 保证堵塞长度和质量, 堵塞长度20~30Φ, 堵塞料用钻孔岩屑或黄土, 有水孔堵塞用细砂; (4) 选择合理的起爆模式, 防止因前排后冲, 造成后排最小抵抗线大小和方向失控; (5) 爆破最小抵抗线方向避开保护物, 特别是前排临空面不平, 最小抵抗线差异过大时, 应在薄弱处进行堵塞。 (6) 现场管理者认真观察爆区岩性, 合理确定孔位, 认真检查钻孔装药、填塞等各个环节的质量, 避免飞石的产生。
结论
鲅鱼圈工程我们进行了数以千次的中深孔爆破, 取得了满意效果, 有效地控制了爆破振动、飞石等爆破危害, 我们体会到对于中深孔爆破必须做到精心设计、精心施工、分工明确、责任到人。从布孔、钻孔、处理孔内积水、计算药量、分药、装药、填塞、联线、防护等环节层层把关, 指定专人负责, 从爆破效果、爆破振动和飞石等主要环节对爆破过程进行严格控制, 对孔网参数、单孔药量、起爆网络进行精心设计、反复研究, 使整个施工过程完全按设计进行, 才能保证爆破的成功。
摘要：本文探讨了控制中深孔爆破技术的几个因素, 从钻孔技术、爆破效果的控制技术、大块率的改良技术、爆破振动的控制技术等方面介绍了行之有效的具体措施。
关键词：中深孔,钻孔,爆破效果,大块率的改良,减震,飞石控制
参考文献
[1]王剑, 钟永晓.炼铁高炉高温炉瘤爆破清除实践[J].爆破, 2010 (03) .
[2]张光寿, 丁玉英, 林伟锋.高炉炉底爆破清渣[J].爆破, 2009 (03) .
[3]唐信来, 雷玲, 孙向阳.高温闪速炉炉结爆破拆除[J].爆破, 2008 (04) .
深孔松动控制爆破 篇6
关键词：深孔台阶控制爆破,路基开挖,爆破参数,爆破安全
1 工程概况
赣崇高速公路是厦门至成都国家高速公路规划“7918”网中东西横线中的第十六横, 是江西“三纵四横”公路主骨架网中的第四横的一部分, 路线起于南康唐江镇, 终于崇义文英乡与湖南交界处。线路所属区域单元为赣南中低山重丘区, 路线沿丘陵地貌展布, 横跨小江, 山势陡峻, 自然坡角31°~68°。沿线地形地貌复杂, 沟谷切割强烈, 路线纵坡起伏大。覆盖层厚度差异性大, 基岩风化严重, 顶面起伏大, 褶皱构造与断裂构造发育, 区内出露地层众多, 岩性组合条件差。某标段岩石分类主要为Ⅲ级, 没有明显的新构造断裂, 岩层中地下水富水性属中等贫乏, 水文地质条件相对简单。
2 爆破方案选择
针对机械不容易开挖的Ⅲ级及Ⅲ级以上的岩石, 采用深孔台阶控制爆破技术, 台阶高度不超过8.0m, 在路基边坡线附近设置预裂孔和缓冲孔, 进行预裂爆破[1,2,3]。炸药选用两种规格的岩石乳化油炸药:①药卷直径φ=32mm, 药卷长度L=230mm, 单个药卷重200g, 用于预裂孔;②药卷直径φ=70mm, 药卷长度L=250mm, 单个药卷重1kg, 用于缓冲孔和常规孔。
3 爆破参数设计
3.1 基本爆破参数。
基本爆破参数的计算选取[4,5,6,7]见表1。
3.2 装药与填塞参数计算。
根据经验[4], 对Ⅲ级岩石的爆破, 常规炮孔炸药单耗采用q1=0.34kg/m3, 缓冲炮孔炸药单耗采用q1=0.40kg/m3, 应用时需根据试爆效果及实际情况适当调整。填塞长度的确定按照L1≥0.75W或L= (20~40) d来计算。最终算得各类孔的装药填塞参数如下:缓冲孔:单孔装药量11kg, 即11节②类炸药, 装药长度2.75m, 采用分段间隔装药, 孔口填塞长度2.7m, 中间间隔长度7.28m。常规孔:第一排孔单孔装药量28kg, 即28节②类炸药, 装药长度7m, 采用连续装药;第二排孔起单孔装药量[8]27kg, 即27节②类炸药, 装药长度6.75m, 采用连续装药。预裂孔:影响预裂孔线装药密度的主要因素是岩石的强度, 节理裂隙发育状况。根据经验[1,4]深孔爆破线装药密度Δ= (0.37~0.41) kg/m, 平均取0.39kg/m, 堵塞长度取1.8m, 算得单孔装药量4.2kg, 即21节①类炸药。
4 炮孔布置
预裂孔沿边坡线, 按设计的孔间距布孔。缓冲孔按设计的光面层厚度及孔间距, 布置在预裂孔前方。常规炮孔根据设计的孔网参数, 按梅花形布置在缓冲炮孔前方。见图1。整体起爆顺序为先起爆预裂孔, 再起爆最接近自由面的一排常规孔, 然后逐排起爆其余各排常规孔, 最后起爆缓冲孔。孔间采取奇偶式微差爆破技术, 最早起爆的常规孔滞后预裂孔时间不小于150ms, 孔间延期控制在25ms~75ms, 排间延期控制在50ms~100ms。
5 爆破安全
5.1 爆破震动。
根据《爆破安全规程》规定, 土坯房、毛石房屋的安全允许振速为 (0.7~1.5) cm/s, 一般砖房, 非抗震的大型砌块建筑物的安全允许振速为 (2.3~3.0) cm/s。本设计按土坯房的最小安全允许振速0.7cm/s, 根据我国常用的萨道夫斯基公式, 可计算出在一定的爆破振速安全允许值的条件下不同距离的被保护物允许的最大一段起爆药量, 如表2。根据经验及规程, 只要将最大一段起爆药量控制在安全允许值内, 爆破震动就不会对民房及爆区周围的建、构筑物造成损坏。
5.2 爆破飞石。
本工程爆破场地一般位于山坡上, 较易产生爆破飞石。根据《爆破安全规程》规定, 深孔爆破个别飞散物对人员的安全允许距离不应小于200~300m, 该工程原则上取300m。
根据瑞典德汤尼克经验公式[9]:
R1=40d/25.4m
式中:d-孔径, mm;计算R1=141.7m<最小300m的安全距离。
5.3 爆破作业安全措施。
5.3.1为更好的有效的减少爆破飞石, 还应采取以下措施:5.3.2施工场地内的一切电气设备必须接地、接零和使用漏电保护器。5.3.3钻孔时不得在残留炮眼位置进行。5.3.4装药前应认真校核各炮孔的最小抵抗线, 如有变化, 必须修正装药量, 不准超量装药。5.3.5施工中, 要注意避免炮孔位于岩石软弱面。慎重对待断层、软弱带、张开裂隙、成组发育的节理等地质构造。可采用间隔堵塞、调整药量、避免过量装药等措施。5.3.6保证堵塞长度和堵塞质量, 堵塞物中要避免夹杂碎石。5.3.7发现哑炮立即通知现场爆破技术人员, 并按照有关规定由有经验的爆破技术人员处理。
6 结论
山区公路石方爆破施工是一项技术含量较高的综合性工作, 该工程根据路段地形地质、施工机具及工程整体安排等条件, 通过合理的爆破设计和组织施工, 采用了深孔台阶控制爆破技术, 解决了该段路基单纯靠机械开挖成本高、效率低的难题, 为工程按时间保质量的完成提供了强有力的支持。目前该工程仍在紧锣密鼓、有条不紊的进行当中, 这也势必将为国内类似工程的爆破施工提供较好的参考。
参考文献
[1]顾琰琛.综合爆破技术在路基施工中的应用[J].公路交通技术, 2009 (2) :15-18.
[2]林梦君.京包线葫芦站石方控制爆破施工技术[J].山西建筑, 2011, 37 (6) :91-93.
[3]李福恩, 赵克超.广乐高速公路T10标段高路堑爆破施工技术[J].公路交通科技, 2011 (1) :63-66.
[4]杨文才.爆破技术在公路路基施工中的应用[J].中国西部科技, 2008, 7 (18) :40-41.
[5]陈春兴.中深孔爆破在路基挖方施工中的应用[J].福建建设科技, 2010 (3) :34-41.
[6]李震.简述爆破技术在公路工程石方路基中的应用[J].科技咨询导报, 2007 (23) :69.
[7]李建波.爆破技术在路基施工中的应用[J].中国新技术新产品, 2008 (7) :63.
[8]王玉杰.爆破工程[M].武汉:武汉理工大学出版社, 2007.