松动爆破（共8篇）
松动爆破 篇1
摘要：针对侯西露天采矿场紧靠居民区、公路和高压线的复杂地理环境,通过一系列爆破试验,确定出合理的孔距、排距、最小抵抗线等爆破参数及爆破方式,从而控制了飞石,缓冲了爆破地震波,降低了采矿成本,对今后露天生产工作有一定的指导意义,经济效益及社会效益显著。
关键词：露天矿,松动爆破,爆破参数
1 前言
侯西露天金矿体赋存于玲珑岩体中,岩石主要发育钾化,绢英岩化、黄铁矿化、碳酸岩化。矿体上下盘围岩及夹石主要为绢英岩化花岗岩、碎裂花岗岩、钾化花岗岩及花岗岩。侯西金矿床主体上受北西向断裂构造制约,表现为北西向断裂、次级分支断裂,碎裂化带和节理带,矿体赋存于侯西断裂与侯家断裂交汇的三角形地带,矿体直接受控于中等规模的次级断层和角砾岩带构造。矿体与围岩的节理裂隙非常发育,导致矿岩稳固性较差,矿岩安息角39°。
侯西露天采剥台阶高度为6.5m,凿岩设备为7655式凿岩机,采用2#岩石铵梯炸药,利用挖掘机、铲运机、汽车联合装载运输作业。侯西露天矿场东有侯家居民区,北有新城金矿,南部为交通公路,西部有高压线,露天爆破条件复杂。
2松动爆破试验
试验主要目的是通过松动爆破试验,得出合理的爆破参数,较好地控制飞石,减小地震效应,提高爆破经济效益。
2.1 合理确定松动爆破装药量及最小抵抗线
根据利文斯顿能量爆破理论公式:
式中:N——药包重量为Q时的临界深度(药包量不变而埋置深度变化时地表开始明显发生破坏的药包埋置深度称为临界深度);
Q——药包重量,kg;
E——应变能系数,m/kg;
1/3对于同种岩石及炸药来说是定值。
对于同种岩石及炸药来说N与Q1/3成正比,当药包量固定时,随着埋置深度的不同爆破效果明显不同,最小抵抗线过大时,爆破能量完全用于岩石弹性变形,岩石无明显破坏。最小抵抗线过小时,则爆破能量大部分用于岩石破碎,岩块抛散,以及响声、地震和空气冲击波造成能量利用率下降,飞石、噪声、爆破成本高等不良现象。
为了确定条形药包装药量及最小抵抗线的关系,根据以上理论进行了条形药包的标准漏斗抛掷爆破实验,以此来确定松动爆破装药量及最小抵抗线。
单个条形药包标准漏斗抛掷爆破是指爆破后形成漏斗的张开角为90°。漏斗半径r与最小抵抗线W比值r/W=1的情况。而松动爆破漏斗为n=r/W,0
根据标准抛掷爆破漏斗试验计算出较坚硬岩石的单位岩石耗药量K=0.225/(πr3/3)=0.42kg/m3。再由鲍列斯阔夫经验公式:
Q松=(0.4+0.6n3)KVe
式中:K—单位岩石体积耗药量;
n——爆破指数,对于松动爆破0
V—爆破岩石体积;
e——炸药威力换算系数,2#岩石炸药取1。
松动爆破Q松=(0.33～0.65) KVe,对于条形药包取0.6KVe,计算得出松动爆破装药量。
根据以上标准漏斗抛掷爆破实验及实际爆破经验:对于较坚硬的岩石取W=0.8m,K=0.42kg/m3;对与较破碎的岩石取W=1.2m,K=0.35kg/m3。
当掘进孔深2.5m时,对于较坚硬的岩石利用2#岩石炸药爆破,装药量Q=0.6KL孔深Wa孔距=0.504kg,约4卷(其中孔距a取1.0m)。
对于较破碎的岩石利用2#岩石炸药爆破,装药量Q=0.6KL孔深Wa孔距=0.756kg,约5卷(其中孔距a取1.2m)。
2.2 确定最优爆破参数及爆破方式
2.2.1 确定爆破参数
(1)最小抵抗线W的确定。根据松动爆破理论,结合岩石性质,最小抵抗线取0.8～1.2m。
(2)孔距的确定。孔距过大时,由于两孔间应力降低区的出现容易造成矿岩块度过大,影响运输,孔距过小时,两孔间应力过分集中,容易造成飞石,矿岩较破碎,矿岩爆破量少等不利情况,经露天矿多次实验,孔距取1.0～1.2W。当岩石较破碎时取大值,较稳固时取小值。
(3)排距的确定。由于露天矿利用7655式风钻机施工水平和微倾斜炮孔进行排间微差爆破,排距过大时,由于作业面下排夹力较大,容易造成爆破岩块较大或冲炮飞石现象,排距过小时,容易造成矿岩过度破碎、飞石噪声等现象。根据露天松动爆破实际情况,取排距b=1.0a。
2.2.2 确定爆破方式
(1)炮泥堵塞对飞石及装药量的影响。炮泥堵塞及不堵塞时不同装药量的对比爆破实验时,工作面左为炮孔不堵塞装药量7卷(1.05kg/孔),其右为炮孔堵塞,装药量6卷(0.9kg/孔)。爆破后可清楚看出左侧炮孔方位明显飞石较远(实测13～20m左右),而右侧只是爆堆原地堆积,左右两侧爆破效果(爆破矿岩量)相近。可见对于反向装药的爆破方式,炮泥堵塞不仅可以减少飞石,且可减小装药量约15%～30%。
与此同时,还进行了相同装药量下炮泥堵塞与不堵塞的爆破试验,其中左侧不堵塞,右侧堵塞。实爆后右侧出现飞石约30m,爆堆破碎。可见炮泥堵塞必须相应减小装药量,否则较不堵塞炮孔更容易出现飞石。
(2)排间起爆方式对爆破效果的影响。现场进行了同排异段交错布孔炮泥堵塞及同排同段交错布孔炮泥堵塞的爆破试验。对照可以看出两者都没有出现飞石,但同排异段爆破岩石块度明显不均匀,而同排同段爆破爆堆较均匀,几乎无大块,可见同排同段排间微差爆破方式较好。出现这种情况是因为同排同段爆破应力均匀叠加,而同排异段首爆孔受夹制较大,且后爆孔应力波通过先爆堆时透射波增加造成反向拉伸小,故岩石不易破碎。
(3)排间微差起爆,微差间隔时间的确定。合理的微差起爆微差时间间隔不仅可以得到良好的矿岩破碎和最大限度降震效果,还可以减小飞石产生。微差时间过长两排间应力波不相互叠加造成能量消耗大,爆堆不均匀易产生大块,微差时间过短容易造成震波大和飞石。
经试验露天排间微差时间应在两个段次间隔时间。这样首排爆破矿岩既可用于下排爆破的遮盖炮衣减少飞石,又可以使相邻应力波叠加造成爆破矿岩相互碰撞达到良好的效果。
(4)不耦合装药及空气间隙对爆破效果的影响。侯西露天松动爆破全部采取不耦合装药,但实验证明对于不同岩石应采取不同的不耦合。当岩石硬度较大时应采取较小的不耦合系数及空气间隙,这样可以提高炮孔壁上的切向应力值,有利于破碎坚硬的岩石,当岩石较破碎时应采取较大的不耦合系数及空气间隙,既降低了炮孔壁岩石应力值,防止其过度破碎,影响岩石裂隙发展,又可延长爆炸压力的静态作用时间,使爆生气体充分作用于裂隙的继续扩展和延伸,提高爆破效率,见示意图2。
2.2.3 确定露天松动爆破的布孔方式
考虑到露天矿6.5m台阶高度及7655式风钻的凿岩机具,为了减少凿岩难度及减少飞石并使爆堆块度均匀,经实验验证,侯西露天矿交错微倾斜布孔可取得较好爆破效果。首先,第一排炮孔与采剥面约成45°夹角上挑施工,炮孔底装药处与自由面距离(该排炮孔可视有两个自由面:采剥面顶面与斜面)为最小抵抗线。第二排炮孔与采剥面夹角为50°,依次类推最下排炮孔水平布孔。这样第一排炮孔爆破后形成对下排炮孔的遮盖炮衣可减少飞石产生,同时使采剥面顶面产生裂隙,见图3。产出矿岩时利用挖掘机可以剥落顶面裂隙处矿岩,提高爆破效率。
3 结语
通过多次松动爆破实验可知,露天矿采取反向柱状连续不耦合装药,一定的炮泥堵塞长度及空气间隙,进行交叉扇形布孔的排间微差爆破(装药量在岩石较硬时抵抗线取0.8m,装药量为0.6kg;岩石较破碎时抵抗线取1.2m,装药量为0.75kg),可取得较好的效果。
(1)降低了地震效应,减少了飞石。采用该松动爆破采剥顶面只出现松动产生裂隙,无飞石出现,炮孔方位方向爆堆也几乎只是原地堆积较以前喷石13～20m的距离明显改善。
(2)爆破效益得到显著提高。结合挖掘机的装载特点,松动爆破采剥顶面出现裂隙的岩石都可利用挖掘机挖掘,使单位炸药消耗量为0.04kg/t,较以前0.07kg/t降低43%左右,提高了经济效益。
松动爆破 篇2
1805运顺深孔松动爆破安全技术措施
1805运顺掘进过程中因煤层吸附瓦斯含量较高，区域治理效果差，为增加煤层的透气性，提高区域治理效果，决定在1805运顺迎头采取深孔松动爆破增透措施，为确保深孔松动爆破施工期间安全顺利进行，特编制本安全技术措施。
一、深孔松动爆破技术使用目的
深孔松动爆破是在工作面施工3个爆破孔，利用炸药的能量、瓦斯压力及抽放的孔的导向和补偿作用使煤体产生新的裂隙，并使原始裂隙得以扩展，从而提高煤层透气性，使吸附瓦斯转变为游离瓦斯，而游离瓦斯则通过运移得以排放。另外深孔松动爆破孔在巷道的压力集中区布置，利用炸药威力人为地改变煤的力学性能，增加煤层的裂隙，促使应力集中带向煤体深部推移，原有的集中压力带部分地转变为卸压带，煤层中的瓦斯得以从卸压带排出，促使煤层中的瓦斯含量和压力降低，为煤巷的掘进创造较好的安全条件。
二、成立深孔松动爆破领导小组及现场施工小组
组 长：周栓柱
副组长：翟文杰 周霞弟 穆朝民
成 员：通防科、安全监察科、调度室、地测科、通风工区、生产技术科、掘进一区、安徽理工大学。
现场施工负责人：通防科副科长刘磊，掘进一区魏为余、安徽理工大穆朝民 现场施工组成员：掘进一区1805运输顺槽当班所有职工。
三、各部门职责
调度室：负责落实停电、撤人、站岗放炮情况；调度室值班人员必须熟悉本措施；对各项工作进行合理安排协调，发现异常情况立即报告指挥领导小组。
通防科：
1、负责监督检查该迎头及临近巷道内瓦斯、通风、防突等工作，并对异常情况及时分析，保证通风系统合理、稳定；
2、保证1805运顺及临近巷道内甲烷传感器检测数据的可靠性、准确性；发现异常及时向调度室人员进行汇报。
安全监察科：负责监督检查作业规程及本措施的现场落实及瓦斯检查工作；
地测科：负责地质预测预报工作，及时分析工作面前方煤层情况。
生产技术科：负责落实作业规程有关要求，加强顶板支护监督检查。
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通风工区：负责按照通防科设计要求施工抽放、钻孔爆破钻孔，保证抽放管路完好可靠。掘进一区：负责现场具体工序的操作实施，严格执行本措施有关要求。安徽理工大学：具体指导相关爆破工序的实施。
四、爆破孔的布置
爆破孔要布置在工作面中部硬煤里,炸药必须装在煤段，炸药前段必须用炮泥堵紧，每个炮眼装药长度为20m,封孔深度为15m（具体见图1）。具体参数如表1所列。
图1 爆破孔、抽采孔布置图
剖面图抽放孔爆破孔迎头位置35平面图8煤1805运顺14.45抽1抽2爆1爆2抽3抽4爆31805运顺550m
图2 爆破孔、抽采孔开孔图
开孔断面图0.73m0.47m抽4抽31m爆21m0.47m0.73m抽2抽1爆1
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图1 抽采钻孔、爆破钻孔参数表
1805运顺迎头抽放钻孔、爆破钻孔设计参数孔开孔位方位角夹角倾角孔深孔径号置（°）（°）（°）（m）（mm）8煤煤抽1320右偏5115194层中部抽2抽3抽4爆1爆2爆38煤煤层中部8煤煤层中部8煤煤层中部8煤煤层中部8煤煤层中部8煤煤层中部3***315306右偏2左偏2左偏5右偏90左偏***.550.55***94757575备注抽放钻孔抽放钻孔抽放钻孔抽放钻孔爆破钻孔爆破钻孔爆破钻孔说明与煤层倾角一致，施工时钻孔倾角根据煤层情况及时调整，确保钻孔施工钻煤层中；钻孔施工完毕后必须及时绘制竣工图并在竣工图上附上竣工参数发至通防科邮箱。本次共爆破3个孔，现场消耗炸药、雷管严格按下图3《药筒结构及装药结构示意图》执行。起爆采用孔内并联、孔外串联的连接方式。因爆破孔长，炸药不易装入孔内，为防止拒爆或装药不到位，爆破孔必须打直且孔壁光滑，采用内径Ф50mm的双抗PVC管将炸药制成特制药筒进行装药，装药前必须将煤段前部分用炮泥堵紧。
注：钻孔倾角根据现场煤层实际情况确定，钻孔施工为风排渣工艺，钻机型号为ZDY-75D，抽放钻孔孔径94mm，爆破钻孔孔径75mm。
五、深孔松动爆破工艺和要求
1、爆破孔布置及施工按
（四）的要求进行布孔和施工。
2、爆破炸药：
①为适合深孔松动爆破特点，采用具有良好抗水性、安全性和爆破性并适用于高突矿井爆破的Ф32mm、长300mm、重300g的特制三级煤矿许用乳化炸药，每个爆破孔装药长度为20m,单孔需炸药66卷，重20kg,三个爆破孔共需炸药198卷，合计总重为60kg。
②药筒制作：在内径Ф50mm的双抗PVC管内依次装药，其中每装4节药卷装一个起爆雷管，并按装药长度进行制作药筒。制作药筒前要对炮眼进行吹眼，吹出爆破孔内的煤粉。装药时将药卷一节一节的放入PVC管内并保持每节药卷接实，严禁药卷之间有空隙或断开。装雷管时，必须用竹木棍将药卷外壳扎透，将雷管由药卷顶部全部插入药卷内，所有雷管脚线放入PVC管内，严禁将雷管斜插在药卷中部或捆在药卷上。药卷装满后理顺雷管脚线，并将PVC管未装药部分全部用炮泥将PVC管充填严实至孔口，至少用扎带在每节药筒的两端及中部捆扎，随后用特制的炮棍将药筒装入爆破孔中。药筒到位后必须用炮泥全部填实。
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药筒结构及装药结构如下：
图3药筒结构及装药结构示意图
说明：
1、底泥长度根据煤段而定；
2、每四节药卷布置1发雷管；
3、封孔长度为15m,其中水炮泥长度为2m雷管脚线雷管专用封孔泥钻孔装有雷管的引药三级煤矿许用炸药封孔段雷管脚线煤层
3、采用正向装药正向起爆，为了保证起爆，采用放炮母线做角线，药筒之间雷管并联一次起爆联线方式起爆。装药前必须在安全地点对每个雷管做导通试验，合格后方可使用。
4、在深孔松动爆破中要控制好孔深、装药长度和封孔起始位置，不准超深度装药以免破坏工作面安全保护煤岩柱，不准在已松动范围内重新爆破，以免破坏安全煤柱和影响爆破效果，形成松动死角阻碍瓦斯排放和集中应力向深部转移。
5、炮棍采用外径Ф30mm的特制材料制作；吹眼器用6分的铁管由掘进一区制作，按3～5m一节，总长度不小于炮眼深度。
6、爆破孔药筒在装药和充填炮泥时必须防止折断雷管的脚线。用黄泥封孔时，为提高爆 破效果，必须将炮泥充填结实，以免爆破时炮泥冲出钻孔而造成高温高压气体泄露。
六、深孔松动爆破安全技术措施
1、深孔松动爆破前，迎头50m范围内必须配备4台完好的8kg干粉灭火器。
2、爆破前、爆破后通防科测流人员都必须检查好该抽放管的浓度、流量、负压值，发现异常，立即处理。
3、爆破前关闭1805运顺、1805运顺抽放巷内受爆破影响区域内所有瓦斯抽放管的球阀防止管内瓦斯起火及其他事故。
4、爆破孔严格按设计要求施工钻孔，以保证控制范围内的煤体充分卸压和排放瓦斯，保证再生裂隙的形成和瓦斯排放效果。
5、爆破前必须检查风筒通风情况，严禁在微风、无风下装药及爆破作业。
6、所使用的雷管必须为同一厂家生产的同一段号的雷管，严禁不同厂家或不同品种的雷管混用。
7、雷管脚线与放炮母线连接好。药筒内雷管脚线不够长时要用相同型号的脚线进行连接。各连线接头必须保持清洁连接牢固，用绝缘胶布包扎好，防止断路和短路现象造成瞎炮。
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8、深孔松动爆破必须采用两芯铜芯放炮母线且接头要少，放炮前对接头处必须进行检查并用接线盒接好，防止母线断路或短路产生瞎炮。
9、连接雷管脚线前对角线做导通试验；放炮前对放炮母线做导通试验，检查联网电阻与母线电阻，放炮器电压、电流必须足够，经调度室允许后方可放炮。
10、深孔松动爆破的药筒由专职放炮员在爆破领导小组的指导下进行制做，制做好的药筒要及时装入炮孔内，药筒的雷管脚线必须短接在一起并悬空。
11、深孔松动爆破前的站岗、撤人、停电等工作，严格按照以下要求执行。①撤人地点：1805运顺、1805运顺联络巷。
②停电地点：1805运顺、1805运顺联络巷巷道内及回风流所经巷道内所有非本质安全型电气设备。
③警戒点设3个，分别为:A岗（即放炮地点）8煤运输巷安全硐室（电话390），B岗：北回排水通道风门外（电话357）C岗：1803运抽联络巷开门点。
站岗、撤人、停电到位向调度室汇报，由调度室查看回风斜井及总回联络巷是否有人，无人后经调度允许下方可爆破。放炮过程中严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度。
附：《1805运顺深孔松动爆破警戒图》
12、在每个站岗地点都要安装直通公司调度室的通讯电话一部、压风自救装置1组，每组压风自救装置不得少于5～8人使用。
13、爆破后，瓦检员向调度监控中心询问迎头和巷道中的瓦斯情况，在T1和T2均不超过0.75%的情况下，首先由放炮员和班长在放炮地点进行雷管电阻测试并确认是否起爆；待30min后，由瓦检员、放炮员、班组长一前一后距离不大于5m,依次进入工作面验炮，无隐患后其他人员方可进入工作。
14、深孔松动爆破出现瞎炮时，掘进一区要立即向调度室汇报，由爆破领导小组研究处理措施。
15、避灾路线：若在工作面发生瓦斯事故险情或突出预兆时，当班现场负责人员必须立即组织当班所有人员按下列路线撤退：工作面→1805运顺联络巷→8煤运输巷→8煤运输联络巷→轨道大巷→1#联络巷→猴车机尾→主斜井→地面。
附：《1805运顺避灾路线图》
16、突出预兆：
（1）有声预兆：①煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮；②煤壁发生震动或冲击；③顶板来压、支架发出断裂声。
（2）无声预兆：①煤层层理紊乱、煤质变软、煤暗淡无光泽、煤壁发凉；②工作面顶板压力增大，煤壁被挤出、片帮掉渣、顶板下沉或底鼓；③工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷孔等现象。
17、若工作面发生突出预兆时，现场人员必须立即停止工作，撤出人员后向调度室汇报。
某综采工作面岩石松动爆破设计 篇3
1 工程概况
某综采工作面是该矿的首采工作面, 工作面走向长2300m, 倾向长231m, 平均厚度为4.0m, 中间有薄层夹石, 工作面煤层整体呈一单斜构造, 北高南低, 煤层平均倾角为2°。
该工作面在回采中遇到一断层, 该断层有一部分为粗砂岩, 由于岩石比较坚硬, 综采机切割困难, 为了保护综采设备, 延长采煤机使用寿命, 加快施工速度, 决定对岩石采用松动爆破技术进行处理, 以便采煤机能够顺利通过。
2 松动爆破参数优化设计
2.1 确定炮眼间距
松动爆破的裂缝是爆炸气体和应力波作用下形成的, 适宜的炮眼间距是保证炮眼之间裂隙发育完全, 有利于综采机采掘的基础。
松动爆破炮眼间距计算公式:E=krbf1/3
式中:E:炮眼间距;f:岩层坚固性系数;rb:炮孔的半径;K调整系数, K=11~16, 坚固性较高岩层取大值, 坚固性较低岩层取小值。
2.2 炮眼密集系数
松动爆破m值应能形成网络状发散的裂隙结构, 且爆破后岩石的大块率较低。岩层中松动炮眼密集系数值可取m=0.9~1.1。
2.3 爆破最小抵抗线
抵抗线是药包的放置深度, 即药卷到自由表面的垂直距离, 即爆破后倒圆锥的高度。随着最小抵抗线的增大, 对于同样爆破药量, 炮孔密度将会变小, 降低松动爆破效果。最小抵抗线过大, 会造成爆破大块率增加, 后冲力大, 最小抵抗线过小, 不仅浪费炸药, 而且会增加钻孔工作量, 爆炸后岩块易产生飞石危害。最小抵抗线与炮眼间距E成正比, 与炮眼的密集系数成反比, 即w=E/m。将E=1.275, m=1.0代入上式, ww==2.0kg。
2.4 合理炮眼深度
炮眼深度能够影响整个爆破的关键参数之一。炮眼深度与钻眼设备、施工水平、岩石的坚固性和炸药的爆破效果有关, 同时还要有良好的管理和施工组织, 综合以上因素, 才能有效提高松动爆破效果。
钻眼设备选用YTP26气腿凿岩机, 确定炮眼深度为2.6m。
2.5 松动爆破的单孔装药量
合理的松动爆破装药量是爆破抛掷距离和形成裂隙区大小的关键因素。装药量过大, 爆破后会形成空气冲击波, 且产生大量飞石, 岩巷支护设备容易倾倒, 设备易砸坏, 造成严重的经济损失, 现场的清理也会浪费大量的工作量;装药量过小, 爆破后裂隙发育不完全, 岩石坚固性依然很好, 综采机无法正常工作, 松动效果不理想。因此松动爆破装药量应当确定合理, 以达到松动岩体又减小抛掷的理想效果。装药量与岩石的松动系数、爆破作用指数、单位耗药量、最小抵抗线等因素有关。单孔装药量要根据被松动岩石的具体性质与周边环境来选择。
计算公式:Q=Ks×f (n) ×ql×w3
式中:
Q:单孔装药量;
Ks:松动系数。岩石可爆性好时取小值, 岩石可爆性差时取大值, 见表1;W:最小抵抗线;
ql:松动爆破的漏斗单位耗药量, 见表2;
f (n) :爆破作用的指数函数, f (n) =0.4+0.6n, n取1.0~0.75。
根据综采工作面实际情况, 将Ks=0.6, f (n) =1.0, ql=0.7, W=1.275代入上式, Q=0.54kg。
2.6 炮孔装药结构
2.6.1 不耦合装药结构
不耦合装药是指炸药不紧贴孔壁, 与孔壁间留有一定的空隙。炮孔中的炸药爆炸后, 炮轰波不是直接作用在围岩上, 而是经缓冲后冲击孔壁, 同时应力波作用在孔壁上的时间加长, 炸药能量充分利用, 加大裂隙区范围, 减小装药量。松动爆破多采用不耦合装药结构, 空气或水是常用的不耦合介质。
2.6.2 间隔装药
松动爆破炮眼深度较长, 若采用连续装药, 单孔装药量增大, 且集中于炮孔底部, 爆破后裂隙仅集中于岩体底端, 孔口未装药部分易产生大块, 堵塞段较长。因此松动爆破应当采用间隔装药, 以实现均匀爆破。间隔装药中的药柱分为若干段, 用惰性介质将其隔开, 提高了装药高度, 减少自由面附近大块率的产生, 爆炸能量分布均匀, 爆破利用率大大提高。
此次松动爆破, 炮眼采用不耦合装药和分段装药结构。既实现了均匀爆破, 又降低爆破震动, 大块率少, 同时降低了炸药单耗, 减小炮眼内瓦斯积聚, 保证爆破安全。
2.7 炮孔堵塞
炮孔堵塞是用炮泥将装好炸药的炮孔封闭起来, 保证炸药充分反应, 降低爆炸气体逸出自由面的温度和压力, 使炮轰压力和爆炸作用时间加长。堵塞长度过短, 爆炸时炮泥冲出孔口, 爆炸能量不能充分利用, 影响爆破效果;堵塞长度过长, 爆炸时虽能保证安全, 但自由面附近没有足够的裂隙, 影响综采机工作。
最大堵塞长度为:lmax=rb/2fλ
式中:rb:炮孔半径0.05;
f:堵塞材料与孔壁的摩擦系数, 对于黏土, f=0.02~0.03, 对于砂与黏土混合物, f=0.05~0.06;
λ为侧压系数, 与材料的泊松比有关, λ=v/ (lv) ;v为泊松比, 取0.356。
将rb=0.05m, f=0.05, v=0.356代入上式, lmax=0.9m。
3 爆破效果
采用以上设计的松动爆破参数, 爆破后工作面裂隙发育良好, 岩石碎块飞散距离小, 综掘机能顺利掘进3m左右, 有效提高了掘进速度, 降低综掘机的损耗, 取得了良好的效果。
4 结语
松动爆破技术对综采面坚硬岩石进行软化, 不但提高了掘进速度, 而且极大地保护了综采设备, 创造了明显的紧急效益, 但是松动爆破如果控制不好, 容易造成爆破力过强而损坏顶底板, 对安全带来隐患, 不耦合装药时炮泥填塞不严会对爆破效果产生影响。另外由于各工作面具体条件不同, 松动爆破参数的选择也需重新设计。因此, 松动爆破的具体条件和参数选择在实际应用中有待进一步探讨。
参考文献
[1]吕麟信.宽孔距多排毫秒深孔爆破是提高岩石破碎度的有效途径[C].工程爆破论文选集, 武汉:中国地质大学出版社, 2993.
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松动爆破 篇4
岩巷综掘过程中面临的情况比较复杂,当有坚硬岩石的时候,综掘机不能对岩石进行切割,一定要选择爆破法来进行,以进一步改善工作效率,提高刀具寿限。然而,因工作面具有大量的设备,同时与爆破点之间的距离相对较小,爆破过程中一定要确保设备安全。因此,一定要选择松动爆破法来进行,同时务必要实现炸而不飞,在岩体中产生裂隙,然后让综掘机顺利运行工作。实际因工作面比较狭窄,使得这个方法的应用面临很大难度。因此,本文对该课题进行探讨,希望能够充分发挥该项技术的作用。
1工程概况
某矿东大巷施工长度2 600 m,断面为直墙半圆拱形(面积20.7 m2),直墙高为1 600 mm,掘进宽度为5 500 mm。通过锚、索、网与喷射混凝土支护,锚杆总计14根,间距为800 mm×800 mm,锚索顺着供基线45°、90°、135°布设,总计3根,间距3 000 mm。钢筋网网格100 mm×100 mm,混凝土为C20等级、厚度150 mm。巷道断面具体如图1所示。
按照地质勘探报告,东轨道大巷在10-3煤老底、8煤老顶泥岩中,具有相对较低的硬度,f≤4。为提高施工进度,通过WAV300岩巷综掘机进行施工,然而,在进行到295 m的时候,巷道岩性出现明显的变化,开始变成为砂岩,其硬度相对较高,使得综掘机不能迎合施工需要。所以,我们测量了岩石的力学性能,结果发现,该矿东面大巷道的岩石硬度相对较高,f为8.7,同时具抗拉强度也高。因井下应用炸药受到相关制度的制约,所以这一个岩石具有相对较差的可爆性。
2爆破方案
2.1使用器材
为提高掘进速度、减小钻孔用时,我们采用风动凿岩机来进行钻孔,钻头直径41 mm,通过二级安全水胶炸药,引爆通过毫秒延期电雷管来进行。
2.2爆破参数
科学选取该参数是决定该项技术的重中之重,所以,一定要根据岩性、施工特征等,科学确定各个相关参数。
炮孔深度既要兼顾到钻孔效率与爆破效果,还必须兼顾到钻孔设备与技术状况等诸多方面,从而为施工以及加强管理提供有力条件。这一个工作面在钻孔过程中选择YTP-28凿岩机进行,如果炮孔深度太高,那么速度相对较慢;如果深度太小,那么效率将有所减小。所以,需要按照设备钻速、效率来进行确定。
孔网参数即炮孔间、排距。该技术和普通巷道掘进爆破存在着一定的差异。普通爆破空主要包括掏槽孔、周边孔等诸多方面,其中,前者旨在进一步提升抛掷,得到新的自由面,从而为别的炮孔爆破提供良好的条件。本文使用的这个技术旨在使硬度较高的岩石在其中产生许多裂隙,同时不会发生岩石抛掷问题。所以,该指标一定要切实确保爆炸以后产生的裂隙彼此组成裂隙网。
现阶段,求解该裂隙圈半径的方法有不少,应用最广泛的方法如下所示:
单孔装药量这个参数关系着抛掷与裂隙圈大小。该技术一定要合理控制用药,从而实现岩体松动而避免其崩散的目的。该参数和炸药种类、岩体特性等存在着联系。其求解方法:
式中,Q单位为千克,k为炸药种类、岩石可爆性相关的指标,处于1~1.3范围内。V指代单孔爆破岩石体积。Q指代标准条件下每单位体积岩石爆破需要的炸药,通常情况下,其数值处于0.2~0.35范围内。
基于上文的研究,充分考虑施工现场实际状况与爆破效果,相关参数:炮孔深度大小为3 m,间、排距分别为700 mm和750 mm,Q为0.99 kg,累计有45个炮孔。
2.3装药结构
确定好炸药类型与网孔参数以后,装药形式是决定效果的关键条件。当前,国内实践中选择的结构包括以下三种:连续耦合与不耦合、空气间隔结构。对本文这种情况,为保证综掘机不会受到飞石的损害,药量相对偏少,如果药都分布于孔底,形成的裂隙无法到达自由面,不能确保效果。所以,在爆破过程中选择孔内分层不耦合装药,主要是装在底部(0.825 kg),口部装上很少的药量(0.165 kg)。填塞炮孔是其中非常关键的环节之一,一定要保证填塞质量与长度。长度过大或者过小均会对爆破质量产生负面作用。按照业界人士的研究结果,最大填塞长度如式(3)所示:
式中,f用来指代炮孔壁和填塞物之间的摩擦系数,在这里,就黏土来说,其处于0.02~0.03范围内;就黏土、沙混合物来说,处于0.05~0.06范围内。r为侧压系数,和泊松比存在联系。
按照理论研究与施工现场具体状况,炮泥长度大概是1 m。填塞过程中一定要充分确保严实,质量较高。具体结构见图2。
2.4爆破网路和起爆次序
爆破过程中,不应形成抛掷问题,一定要确保炸药都起爆。如果存在未起爆的炮眼,很难觉察,同时无法进行处理,造成安全隐患。基于此,各装药层都通过双发雷管来进行引爆,同个孔中的雷管必须同段。爆破网路为四并一串连线方法,也就是各孔里面的4个雷管为一并,然后将孔间脚线进行串联。这种模式具有诸多优点,如非常便于连线、方便操作及具有较多的引爆雷管数等。
工作面炮孔的引爆通过2、4段雷管进行。先后次序:方案1根据普通巷道掘进来进行,中间孔引爆通过2段来进行,周边孔通过4段来进行。方案2与方案1相反。经过实验,后者效果较差。
3结语
通过上述设计进行施工,能产生许多裂隙,同时垮落岩石相对较少,但最大散距小于2 m,各次爆破以后,可以掘进大约2.6 m,社会与经济效应都非常不错。
摘要：通常情况下,岩巷综掘机往往对那些较软的泥岩巷道比较适应,在掘进过程中如果面临相对坚硬的岩石,施工速度将明显减慢,同时其刀具会产生严重的磨损,导致其寿限缩短。因此,一定要采取辅助松动爆破来软化岩石。按照某矿巷道的实际状况,探讨满足井下施工需要的方案,主要包括科学的炮孔深度、装药结构等诸多方面。
关键词：坚硬岩石,综掘机,松动,爆破技术
参考文献
[1]郑刚,王洪,郭玉新,等.松动爆破技术在综掘机掘进硬岩巷道时的应用与研究[J].内蒙古煤炭经济,2013(3):70-71+73.
松动爆破 篇5
1、工程概况
五轮山矿井位于贵州省毕节地区纳雍县境内,井田面积44.0238km2,设计生产能力2.4Mt/a,采用斜井开拓,分上、中、下三组煤进行开采,初期开采上煤组,上组煤可采煤层有3#、5-2#、5-3#、6-3#、8#、9#煤层,可采储量7305万吨。矿井于2004年开工建设,2006年3月26日发生煤与瓦斯突出事故后,委托抚顺煤科院进行上组开采煤层的煤与瓦斯突出危险性鉴定,经鉴定开采的上煤组中8#煤层具有煤与瓦斯突出危险性,但突出危险性最小。8#煤层透气性差,瓦斯难以抽放。
2009年恢复建设以来,在1801回风顺槽掘进过程中时有瓦斯超限事故的发生。1801回风顺槽设计长度550m,采用区域瓦斯治理和巷帮钻场掩护以及工作面排放等措施进行瓦斯治理,工作面措施效果检验指标时常超标,严重影响掘进速度,1801回风顺槽从2011年3月12开始施工至2012年4月28日完成施工,历时13个半月,瓦斯影响时间为6个月,占全部时间的44.4%,严重制约了掘进和生产。
2、松动爆破机理
松动爆破是使炸药在煤体爆破孔内爆炸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长度约为炮孔半径数倍的初始裂隙(不同于原生裂隙);此外,空腔壁上部分原生裂隙将会扩展张开在爆破中区,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,与煤层中的高压瓦斯气体共同作用于裂隙面,在裂隙尖端产生应力集中,使裂隙进一步扩展,进而在爆破孔周围形成径向“之”字形交叉的裂隙网,在爆破远区,由于爆破孔附近存在辅助自由面控制孔的作用,形成反射拉伸波,当拉伸波大于介质的抗拉强度时,使介质从自由面向里剥落。同时,反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场相互叠加,促使径向裂隙和环向裂隙进一步扩展,大大增大裂隙区的范围,同时,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,最后,在爆破孔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生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网,从而有利于消除煤体结构的不均匀减小的应力,提高煤体透气性,增大煤体抽采钻孔的抽采效果,从而达到增透消突的效果,实现快速掘进[3,4]。
3、工程实践
为提高煤层透气性,加快瓦斯抽放和释放速度,本文以1801运输顺槽为例进行中深孔松动爆破实验。
3.1 实验条件
(1)在经过区域消突且经过消突评估为无突出危险区域范围内进行。
(2)在1801运输顺槽设计巷帮钻场施工抽放(超前)钻孔对巷道两侧轮廓线外各15米范围内进行控制,在超前钻孔的掩护下,进行松动爆破时,超前钻孔可作为控制导向孔,起裂隙导向和提供补偿空间作用。
(3)1801运输顺槽煤层赋存稳定、地质无异常,若经工作面预测有突出危险,将松动爆破作为工作面防突措施。
3.2 确定松动半径
设计两组松动爆破半径方案在1801运输顺槽进行中深孔松动爆破试验,以确定有效松动半径。设计第一组半径为3m和4m,第二组半径为4m和5m。通过对各试验孔的分析,最终确定深孔松动爆破松动半径为4m。
3.3 具体施工方法
(1)技术要求
在掘进工作面迎头施工3个直径为42mm的钻孔(1#、2#、3#孔)作为爆破孔,其余钻孔直径均为69mm作为控制导向孔,起裂隙导向及提供补偿空间和排放瓦斯作用。钻孔施工参数如表1,钻孔布置如图1所示。
现场施工钻孔时,把握好煤层倾角变化,所有钻孔全部在煤层中钻进,如果钻孔在未达到设计深度时遇见岩石,则该孔作废,需重新补孔,保证所有钻孔在煤层中钻进。
(2)装药、封孔、爆破
1、2、3号孔爆破孔,采用正向装药,装药长度1号孔6m(6KG),水泡泥2m,炮泥2m。2、3号孔4m(4KG),水泡泥4m,炮泥2m。为预防及控制瞎炮的产生,装配两个并联同段号的雷管。
装药顺序:底泥→底药→引药→水泡泥→黄泥封堵。每4卷药用3根薄竹片捆成一个长药卷,药与药之间接触紧密,全部正向装药,炮泥封满捣实。
连线方式:爆破孔之间采用串联。所有连线接头用胶布包好。
按照上述起爆顺序,进行起爆,在炮孔控制范围内的煤体中形成裂隙网。
因松动爆破对煤体震动性较大,遇地质构造带甚至有可能诱导突出,因此爆破时采取撤人、停电、设警戒和反向风门、远距离爆破等安全措施,并在爆破30min后方能进入工作面检查。
(3)效果检验
在爆破2～3个小时后进行工作面措施效果检验,按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求进行双指标(K1值和S值)检测,检验孔深度≤10m,在检验合格预留5m工作面防突措施超前距后进行掘进。
3.4 试验效果
(1)实施松动爆破之前,掘进主要采用超前钻孔排放瓦斯或掘进面超前预抽,平均月进尺50m左右,最高月进尺73m。实施松动爆破以后, 1801运输顺槽施工时间缩短为5个月,平均月进尺达110m,最高月进尺达134m。
(2)瓦斯超限次数得到很好的改善,技术改造前,一月掘进73m时瓦斯超限8次;经过技术改造,实施中深孔爆破后,1801运输顺槽在550m掘进过程中,工作面措施效果检验指标只有2次超标。
4、结论
(1)通过实施中深孔松动爆破技术有效防止了8#煤层突出及瓦斯超限事故,实现了突出危险性煤巷的安全快速掘进,可以为煤矿的防突工作提供借鉴。
(2)中深孔松动爆破技术不仅可以应用在煤巷掘进中而且可以推广到沿煤掘进巷道以及石门中。
参考文献
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松动爆破 篇6
东宝山矿区是山东耐火材料集团有限公司所属的王铝分公司的地下硬质粘土矿山生产单位,主要开采硬质粘土。硬质粘土的主要组成矿物为高岭石及硬水铝石、伊利石、叶腊石,A12O3含量(熟料)为30%～50%,耐火度达1 630～1 700℃,耐火性及高温下的热稳定性均较好。硬质粘土质地坚硬,呈致密块状、鲕状,较易风化,没有可塑性。作为高温耐火材料,用途广泛,不仅是钢铁企业生产的辅助材料,也是陶瓷等其他行业的生产用原料。
2 矿区概况
矿山地处淄博西部丘陵山区地带,本矿区属于陆相盆地沉积岩矿床,矿体赋存条件简单,单一缓倾斜薄矿体,矿体倾角9°～18°,矿体厚度0.5～3.5m,平均厚度2.3 m左右,矿区走向近东西,走向长度近2 200m,倾向向北,该矿床水文地质条件比较简单,地表无大的水系存在,坑内涌水主要以裂隙水为主,对井下开采无影响。
3开采方式
该矿有一对明斜井和一条竖井,为联合开拓方式,井下提升为两台1.6m绞车负责盲主、副斜井的提升任务,零米运输大巷有3台7T电机车循环往返运送矿石至竖井提升至地表料仓。
长壁式单层崩落法是该矿生产的主要采矿方法,采场崩落的矿石经过30kW电耙耙运至0.75 m3翻转式矿车,有3T电机车采准平巷内运输,掌子面采用后退时采矿推进法,采空区采用木支护顶板管理方式。落矿采用YT24凿岩机打眼,炸药采用2号岩石硝酸铵乳化炸药,毫秒延期电雷管1～5段顺序起爆方式。
4存在问题及解决措施
多年来,矿山一直采用普通爆破法,由于爆破时受到单一自由面的影响,且炮孔布置不合理,炮眼角度、长度与装药量单耗不匹配,导致矿石粉矿率偏高,抛掷爆破现象严重,极易破坏支护,打倒柱子,对顶板管理造成危害,对采面生产构成影响。为解决上述问题,提出采用松动爆破方式,通过增加第二个自由面,来进一步提高爆破效果,同时降低炸药单耗,提高矿石块度,减少爆破危害,为此进行现场松动爆破试验。
4.1 爆破试验
松动爆破主要特点是爆堆集中,块度均匀,矿石无抛散,爆破危害小。地下采场爆破一般情况下都有两个自由面,而对于长壁式采矿法却只有一个自由面,俗称直线式采矿法。打眼时采用炮眼与矿壁斜交的方式,如图1所示。
4.2 爆破参数的选取
选取的掌子面矿石较坚硬,普氏硬度系数为f=6～8的采面进行现场多次试验。试验过程如下。
试验爆破段采面高度2.0m以下,分别用1～5段毫秒延期电雷管进行起爆。
按照事先准备好的角度测量工具,在打眼前定好打眼角度,分别按照30°、75°、80°角度进行打眼,根据采面高度,炮眼分为顶眼和底眼,两层炮眼布置,孔距a=1.4m,抵抗线W=1.0m,炮孔长度1.2m,进行爆破试验。在爆破试验时,首先用连续1～5段电雷管,顺序进行爆破,爆破时间间隔25ms,药量每孔装2.5节(0.5kg/孔),爆破后,矿石抛掷飞散,爆堆不集中,打倒柱子,矿石破碎,粉矿高,爆破效果差,经过多次试验效果基本一致。
为改变上述情况,改用电雷管1、3、5段间隔段开,每(组)段4个炮孔齐发进行爆破试验,时间间隔为50ms,炮孔长度增加到1.4～1.5m,装药量每孔装仍然按照2.5节(0.5kg/孔),爆破效果明显提高,爆堆相对集中,倒柱子现象差,矿石抛掷距离在控制范围内,矿石块度明显提高,通过粉筛后测定,矿石粉矿率在20%左右(20mm以上),比试验前提高近10个百分点。经过几次试验后,效果都非常明显。
采用扇形开面眼(爆破创造出第二个自由面的炮眼)炮孔孔距、排距等见图1所示,第一组开面眼角度为30°～40°,第二组为55°～65°,后续正常爆破的炮孔角度为75°～80°,平行布置。试验结果如表1。
注:表中顶、底眼打眼角度为开面眼后正常布置的炮眼角度。
爆破试验结果显示在只有一个自由面的情况下,要想达到良好的爆破效果,必须为后续爆破创造出第二个自由面,直线式采矿只有通过爆破的方式完成。首先起爆的炮孔,与采面的夹角要小,按照30°～60°的夹角,炮眼长度要在1.4～1.5m,分两组开面眼布置(如图1所示),同时,毫秒延期电雷管必须控制起爆时间间隔大于50ms才能达到良好的爆破效果。
4.2.1 装药结构及炮孔填塞
装药采用延长药卷的方式。即将直径Φ32mm的乳化炸药用内径Φ22塑料管加工成药卷直径Φ22mm、长度465 mm延长药卷。孔口填塞长度不少于400mm,如图2所示。
4.2.2 起爆顺序
根据采面打眼的个数,首先开面眼起爆,第一排开面眼先起爆,接着二排起爆;后续正常炮眼,一般情况下,每段3～4个炮孔齐发。
4.3 爆破效果
通过增加爆破自由面,同时采用松动爆破,解决了矿石粉矿率过高的问题,同时降低了炸药单耗,爆堆集中,避免了采面倒柱现象,减少了支护工作量,电耙耙矿更加集中,减轻了工人劳动强度。
5 结语
对矿石块度大小有要求的矿山企业,爆破作业就显得尤为重要。作为硬质粘土矿山企业,矿石必须经过煅烧后才能作为半成品来销售,窑炉煅烧必须具有一定的矿石块度,粉状矿石不能入炉煅烧,其入炉块度也不能小于20mm。松动爆破是较为理想的爆破方式,松动爆破可以降低炸药单耗,降低采矿成本,提高矿石块度,降低粉状矿,提高矿石利用率。
但是由于作业方式、矿体赋存条件不同,矿石硬度的差异,松动爆破参数设计时,要进行现场试爆,灵活运用,不断修改爆破参数才能到达良好的爆破效果。
参考文献
[1]陶颂霖.凿岩爆破[M].北京:冶金工业出版社,1986.
松动爆破 篇7
东坡煤矿地质构造异常复杂,断层、成组成群揭露且遍布各采区。2003年综采队共过落差大于3.0m以上的断层4条,其中4.0m断层一条、2.0～4m三条,长轴最大80m,短轴最大30m。影响工作面推采一年多。并且2004年上半年掘进一队共过断层9条,其中1m以上的断层5条,过冲刷构造1个,使掘进工作面过薄煤100米,综采共过2m以上断层3条。为减少搬家,缓解采掘衔接紧张局面,提高煤炭采出率,经过对深孔松动爆破技术进行攻关,在实践中不断总结深孔松动爆破的各项技术参数,为综采工作面顺利通过地质变化带,完成矿井各项生产指标发挥了重要的作用。
2 深孔松动爆破技术
松动爆破分为深孔和浅孔2种。深孔松动爆破一般用于煤巷或半煤岩巷掘进工作面,以及采掘工作面遇到断层、陷落柱等复杂地质构造条件下,钻孔直径一般为40～60mm,深度8～15m。松动爆破是指充分利用爆破能量,使爆破对象成为裂隙发育体,不产生抛掷的一种爆破技术。
3 深孔松动爆破技术参数的确定
3.1 最小抵抗线的确定
炸药在岩体中爆炸,根据爆炸对岩体的破碎效果分为压碎圈、松动圈、震动圈,在松动圈内,爆破产生的冲击波和爆生气体将岩体碎裂成裂隙体。
3.1.1 松动圈半径的计算公式如下:
式中Rp:松动圈半径;P:应力波初始径向应力峰值,p=p0D12;α:应力波衰减值,;D1:炸药爆速,m/s;p0:炸药密度,kg/m3;rc,rb:药包和炮眼半径,mm;St:岩体抗拉强度,MPa;v:泊松比;n:压力增大系数,8～11。
3.1.2 最小抵抗线的确定。
炸药在一定深度内自由面爆破,当最小抵抗线大于松动圈半径时,形成压缩爆破(内部爆破);当最小抵抗线小于松动圈半径时,形成松动爆破;当最小抵抗线等于松动圈半径时,形成松动爆破。因此,在实践中确定最小抵抗线为松动圈半径。
将试验数据D1=3600m/s,p0=1000kg/m3,rc=25mmrb=28.5mm,St=4.5MPa,v=0.36,n=10代入上式Rp=1323mm,因此确定炮眼间距为1～3m。
3.2 炮眼深度
炮眼深度应考虑钻眼效率和良好的爆破效果,考虑施工设备和施工技术水平、劳动组织等因素,还要便于施工组织和管理,由于正常生产时每个圆班综采推进距离为9刀,每刀截深0.6m,即推进距离为5.4m,考虑到减少生产班的影响因素,确定在检修班钻眼爆破,确定炮眼深度为5m,在考虑机掘过构造时,可适当将炮眼深度调大,确定为8～16m。
3.3 炮眼装药量计算
松动爆破必须控制药量,以达到既能松动好岩体,又不致于崩散岩体的效果,装药量与待爆破的体积、岩体的可爆性、炸药的类型、炮眼填塞情况等因素有关。
每孔装药量Q的计算公式如下:
式中Q:每个炮眼实际装药量,kg;e:主要换算系数,即爆力系数,取1.0～1.3;q:标准条件下爆破每单位体积所需炸药量,一般取0.2～0.35kg/m3;g:爆眼堵塞系数;L:炮眼深度,m;w:最小抵抗线,m;nc:炮眼深度对炸药消耗量的影响系数。
将e=1.0,q=0.35,g=1.2,L=5.0,w=1.5,nc=1.3代入式(2)计算得每孔装药量Q=4.36kg,实践中根据岩体岩性及实际爆破效果调整实际每孔装药量为4～5kg,机掘巷道采用深孔松动爆破时,据眼深调整每孔装药量为5～16kg。
4 现场应用效果
东坡矿采用的深孔松动爆破炮眼布置沿岩石中部布置如图1所示。其它爆破参数为:钻眼使用3kW隔爆岩石电钻,Φ42mm三翼钻头,成眼直径57mm,炮眼间距3.0m药卷直径32mm,药卷长度20cm,每卷质量200g,每孔装药20卷共4kg,装药结构如图2所示。使用2号抗水铵梯炸药,正向集中装药,雷管为瞬发电雷管,导爆索延时引爆,炮眼内其余部分用黏土封实,将雷管和导爆索绑在一起,雷管外封泥长度不得小于0.3m,总的封泥长度不得小于1.0m,爆破顺序为由尾到头依次进行,每次拉1个眼。
在不同条件下经过多次的试验,东坡矿已总结出一系列的深孔爆破技术参数,具体情况见技术1
5 存在的问题和措施
5.1 存在问题
在综采工作面如直接采用深孔松动爆破技术,容易出现爆力过强而损坏顶板,导致顶板事故的发生;分段装药时封泥严实程度对于爆破效果非常关键;由于各地点的具体条件不同,深孔爆破参数的选择也需要根据具体效果来修正,因此在使用深孔爆破前应先采用验浅孔爆破技术来确定顶板条件及岩体情况;此外在爆破过程中岩体抛掷不可避免,要做好爆破附近设备的保护工作。
深孔爆破技术还存在着炮泥封不实,综采采用深孔松动爆破时对支架液管、阀板造成损坏,尽管采用了用废旧皮带包严支柱活杆、支架立柱前和前梁千斤挂废旧皮带等措施,但效果不是很理想。
5.2 改善爆破效果方法及措施
改善爆破效果方法是提高爆破的有效能量利用率,具体措施是①合理利用或创造人工自由面;②采用毫秒微差挤压爆破;③分段装药爆破;④采用不耦合装药;⑤保证堵塞长度和堵塞质量。
6 结语
深孔松动爆破技术在过地质构造中的应用,取消了以往综采遇地质构造必须重开切眼搬家,有效地缓解了东坡矿采掘衔接紧张的局面,提高了煤炭采出率,做到了精采、细采,掘进队应用此技术不但保证了月进400m的速度,而且极大地保护了机组设备,创造了明显的经济效益。
参考文献
[1]、吴美林；松动爆破的浅析：煤矿安全；1983年02期。
松动爆破 篇8
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.