基于数值模拟的银山矿上向中深孔爆破网格参数优化

银山矿采场在爆破过程中采用的上向中深孔落矿工艺经常会出现超采及矿岩大块率高的现象,这主要与不合理的爆破网格参数以及炮孔布置方式所导致的爆破能量分布不均匀有关。针对银山矿地下矿岩条件,提出多种爆破网格参数及布置方式,对爆破设计方案进行模型设计规划和力学爆破仿真试验,分析试验模型关键监测单元的有效应力峰值,得出方案四(梅花形布孔、炮孔直径76 mm、排距1.5 m)为最优爆破效果网格参数。     

大抵抗线、变抵抗线条件下集束孔精细化爆破技术

采空区已成为影响我国金属非金属矿山安全生产最主要的危害源之一。处理采空区的同时,应尽可能回收其周边的残矿资源。由于暴露时间长,地应力集中,采空区及周边矿岩受到破坏。在对采空区周边残矿回收时,常面临大抵抗线、变抵抗线条件,爆破效果难以控制的问题。本文介绍的集束孔精细化爆破技术,根据爆破范围内最大抵抗线确定组成集束孔的炮孔个数,再根据各部分抵抗线变化情况,对装药的孔数进行调整,使爆破能量均匀分布于爆破范围矿岩,既保证矿岩破碎效果,又充分利用炸药能量。     

巴润矿矿岩混合复杂爆区爆破分离技术试验研究

巴润矿床成因复杂,矿体不规整、产状及空间形态无规律,爆区内常出现多矿种、众矿体和多岩性混合的矿岩分布状态。常规露天开采爆破过程使破碎矿(岩)石在爆堆中相互混合,导致矿石贫化、损失较严重。针对矿岩混合复杂爆区存在的矿体边界不清、爆破过程矿岩混合和电铲装车时难以直观辨识矿(岩)石等难题,提出了向矿(岩)体中部抛掷堆聚、矿(岩)体交界处爆破分离成清晰沟槽为核心的分离爆破技术方案。通过钻孔岩粉取样化验圈定爆区内矿(岩)体的实际边界,综合应用矿(岩)体中部等时线定向抛掷堆聚技术、矿(岩)体边界多自由面长延时对孔起爆抛掷分离技术和电子雷管精准起爆技术等,实现了爆破荷载作用下矿(岩)石有序堆聚和边界清晰分离的目标。基于颗粒流PFC3D的数值模拟研究初步确定了台阶深孔爆破矿岩分离的技术参数,在此基础上开展了现场爆破分离试验。现场爆破试验的台阶高度为14 m,炮孔直径为310 mm,孔排距为(8～10) m×6 m,采用三角形布孔方式。先行起爆紧邻矿岩分界的同排两侧炮孔,延时110 ms后同时起爆跨矿岩边界的同排两侧炮孔。爆区内以矿(岩)体中部为起爆零点的多"V"型精准起爆和等时线抛掷堆聚等技术的综合应...     

不同品位石墨矿岩冲击破坏模式与能耗特性研究

爆破作用下,不同品位石墨矿存在破碎块度离散大和能量利用低的难题。利用?50 mm的SHPB试验装置开展了不同应变率作用下5种品位石墨矿岩试样的动态压缩试验,并结合高速摄影和微观结构来分析不同品位石墨矿岩的冲击破坏模式与能量耗散特性。研究表明:随着品位的增加,石墨矿岩试样的破坏模式从张拉破坏转变为张拉—剪切破坏;石墨矿岩的能耗特性具有很明显的应变率效应,入射能随着应变率增加呈指数增长,吸收能呈线性增长趋势;品位高低对能量吸收率也有较大影响,不同品位石墨矿的能量吸收率随着应变率的变化特征具有明显差异;石墨试样的平均破碎尺寸与吸收能存在较好的对应关系,石墨品位为18.97%时,其平均破碎尺寸最小。通过显微镜观察破碎试样的微观结构,发现石墨片状结构会在矿岩内部产生结构界面,降低矿岩强度。     

逐孔起爆炮孔布置型式对抵抗线分布的影响

基于孔间毫秒延时起爆技术的作用原理,分别对等腰三角形布孔和矩形布孔条件下炮孔抵抗线分布的基本特征进行了分析,发现炮孔起爆瞬间抵抗线的均匀性与炮孔布置型式紧密相关,进而对矿岩爆破量和爆破破碎质量具有重要影响。在此基础上提出了炮孔抵抗线均匀系数β、γ、η的概念。对比分析发现,采用孔间毫秒延时起爆技术,与矩形布孔相比,等腰三角形布孔可使炮孔在不同方向上的抵抗线更为均匀。在采用等腰三角形布孔的同时取炮孔邻近系数m=1.155,炮孔在不同方向上的抵抗线最为均匀,最利于提高炮孔的矿岩爆破量和爆破破碎质量。     

提高石灰石爆破合格块矿率的途径

本文通过分析试验扩宽孔距、增大仍值所引起的爆破几何条件、矿岩破碎机理的变化,说明爆破块矿率的提高同m值的增大有着密切联系,并以此选择最佳的值,最终确定合理的爆破孔网参数。     

提高炸药能量利用率方法及应用的研究暨微机多功能微差起爆仪鉴定会

马鞍山矿山研究院自1982年承担冶金部下达的“提高炸药能量利用率方法及应用的研究”重点科研项目后,确定以利文斯顿爆破漏斗试验理论为基础,用反映炸药能量利用率的炸药单耗和破碎度为主要量测指标,首先在水泥砂浆模型和现场小台阶矿石中进行了试验研究,从而取得了应用爆破漏斗试验方法确定合理破碎抵抗线的具体方法及步骤;随后,在歪头山铁矿难爆矿岩中进行了两组共16孔(12kg)药量的爆破漏斗试验,确定出合理破碎     

巷道掘进掏槽的炸药能量优化集中

平巷掘进的凿岩爆破效率在很大程度上取决于掏槽孔能量饱和度 E_2与岩体破碎能容 E_1的比例关系。掏槽孔的炸药能量集中有可能根据矿山地质条件调整到最佳状态,以使岩体在最小能耗条件下沿炮眼全深得到破碎。因此确定岩体破碎能容及与之相应的掏槽孔能量饱和度,乃是平巷掘进,特别是在难爆矿岩中,以及在深孔爆破掘进中,达     

露天深孔爆破根底产生原因及其分析

露天深孔爆破的对象是坚硬的矿(岩)体,其性质、产状、倾角、裂隙节理、层理面、断层破碎带、软岩央层、氧化破碎带以及矿(岩)体的硬度等变化复杂,有的还有地下溶洞或采空区的存在。如果上述情况掌握不清楚,某些影响因素考虑不周到,选取爆破参数不合理时,爆破后就要产生根底。有的对炸药爆炸过程中破碎岩石的能力估计不足,或者其他技术因素的影响,爆破后也会产生根底。有的由于现场施工条件     

爆破荷载作用下不同约束条件的矿石破碎响应研究

矿山爆破开采时,矿岩的约束条件对爆破效果有较大影响。通过开展室内实验,研究了约束条件对爆炸荷载作用下矿石破碎程度的影响。实验采用不同粒径的碎石模拟自由面的约束条件,对爆后的矿石块度进行筛分统计,计算破碎块度三维分形维数值。结果表明,约束条件对爆破块度分布情况具有重要影响;药量相同的情况下,随着约束碎石粒径的增大,爆破矿石块度不均匀系数、大块率呈现先减小后增大的变化趋势,破碎块度分形维数值呈先增大后减小的变化趋势;存在最优边界条件,使爆破矿石块度偏小且较均匀。     

基于精确毫秒延时控制的爆破降振试验研究

为充分利用数码电子雷管实现精确延时控制爆破振动及改善岩石破碎效果,基于岩体中炸药爆炸能量分配理论,推导出逐孔起爆时孔间合理延期时间的计算公式。结合露天矿山生产实际,采用隆芯1号数码电子雷管及铱钵起爆系统,设计开展了室内精确延时控制爆破相似模型试验。运用Matlab7.0对振动时程信号进行时间－能量密度分析,结果表明,设置合理孔间延期时间能有效降低爆破振动强度;模型试验中,2 ms延期时间下振动波形速度峰值依次为1,3,4和5 ms延期时间下的69%,76%,77%和78%,能量百分比依次为37.3%,84.5%,52.6%和58.4%。工程实践应用表明,在堰口采石场所采用的爆破参数情况下,孔间以20 ms为延期时间利于降低爆破振动,改善爆破效果;提出的合理孔间延期时间计算公式切实可行。     

露天矿临近边帮控制爆破岩石成缝机理的讨论

通过预裂爆破模拟试验，对应力波叠加理论，爆炸气体的“气楔作用”等分别进行了验证，同时以爆破测震为佐证，从理论上否定了预裂爆破，并以充分的证据证明，预裂爆破实施后，根本没有产生预裂缝，留下的半壁孔是实施主爆破时缓冲孔蓄能作用的结果，在此研究成果的基础上，提出了岩石成绩机理的回弹假说，并据此假说提出了一种新的临近近边帮控制爆破方法－蓄能爆破，回弹假说认为爆破的真正动力源是缓冲孔，缓冲孔爆炸后，邻近边帮的岩石受到压缩产生弹性变形，储存了弹性变形能，当有了足够的补偿空间后，岩石在惯性作用下恢复原状，变形能释放产生垂直于炮孔连心线上的拉伸力，当拉伸力大于岩石的结构力时，岩石产生裂缝。     

地下矿山直眼掏槽爆破参数优化研究

针对凡口铅锌矿目前直眼掏槽钻孔数量多、凿岩效率低等问题,开展了直眼掏槽爆破参数优化研究。通过理论计算,确定了钻孔孔径以及装药孔与空孔间距的范围。运用LS-DYNA数值模拟软件对理论计算取值范围内不同孔径、装药孔与空孔间距等参数进行模拟研究,对各模拟方案下应力分布状态及关键单元的应力值进行分析。结果表明,空孔具有导向及应力集中作用,在装药孔及空孔孔径相同条件下,当孔径为0.051 m和0.058 m时,孔间距均应取0.30 m; 当孔径为0.064 m时,孔间距应取0.35 m。工程应用结果表明,这3种爆破参数方案均能达到预期爆破效果,综合爆破后矿石块度及凿岩效率,最终确定掏槽爆破参数为:孔径0.051 m,装药孔与空孔间距0.30 m。     

基于爆破漏斗试验的大直径深孔爆破参数研究

根据利文斯顿爆破能量平衡准则, 在安庆铜矿生产现场, 进行了系列单孔爆破漏斗试验以及变孔距多孔同段爆破漏斗试验。对现场应用的两种炸药爆破漏斗特性曲线、爆破漏斗体积与炸药埋深及其与漏斗半径关系、爆破漏斗的最佳埋深与临界埋深、爆破漏斗的炸药单耗等内容进行了分析研究。据此, 确定了与矿岩条件相匹配的炸药类型, 计算选择了安庆铜矿采矿生产所需的大直径深孔爆破参数, 推荐安庆铜矿1^#矿体深部矿房采场大直径深孔爆破采用MRB乳化岩石炸药, 钻爆设计参数为: 单层药包重量: 中间排孔29～34 kg; 边排孔24 kg。单层药包最佳埋深: 中间排孔1.78～1.89 m; 边排孔2 m。分层装药高度: 中间排孔1.23～1.44 m; 边排孔1 m。分层爆高: 2.5 m。最佳漏斗半径: 1.69 m。炮孔间距: 3.2 m。 单孔控矿面积: 10.24 m²。平均炸药单耗: 0.33 kg ～0.365 kg/t 。     

基于SPH露天台阶爆破优化研究

针对露天深孔台阶爆破容易出现块度不均匀、大块率高等问题,运用经验公式法对台阶爆破参数进行计算并确定爆破方案,建立基于光滑粒子流体动力学(SPH)的台阶数值模型,对深孔台阶爆破孔排距共同作用下的岩体损伤情况及孔间应力大小进行研究。研究结果表明:孔排距会影响炮孔间的应力叠加作用,模拟过程中SPH粒子能良好地模拟出爆破过程中岩石运动状态和岩石损伤范围,当孔间距为8.5m、排间距为5.0m,爆破效果最佳。将模拟结果应用于现场试验,大块率较优化前降低了10.3%,块度平均合格率提高了5.2%,现场试验与模拟结果最优爆破方案效果高度一致,说明利用SPH的数值模拟方法研究台阶爆破是合理可行的。研究结果可为相关台阶爆破孔排距选择提供依据和参考。     

爆破荷载作用下空洞效应对围岩振动速度的影响

以某高速公路工程的隧道工程为依托,针对隧道爆破施工中空洞效应对围岩振动速度的影响问题,根据能量法和地震波传播规律推导出爆破荷载作用下已开挖区和未开挖区围岩振动速度计算公式,采用有限差分软件模拟不同荷载作用下围岩振动速度的变化规律,并验证了计算公式的准确性。结果表明,空洞效应下的围岩振动速度数值模拟计算结果和计算公式求解结果误差在6%以内; 爆破荷载0.8 MPa作用下,空洞效应影响较大的区域位于距掌子面8~12 m处的隧道拱顶处,距掌子面8 m处的开挖区与未开挖区隧道拱顶处的振动速度差值为2.23 cm/s,商值为1.21倍; 在一定荷载范围内,荷载越大,空洞效应对围岩振动速度影响越明显,已开挖区与未开挖区振动速度差值的峰值距掌子面越远。     

露天矿层状岩体爆破抛掷方向及参数优化

为了优化爆破参数,探究了露天矿层状岩体倾向与爆破抛掷方向之间的关系。以黄麦岭露天矿山为例,进行现场单孔爆破漏斗试验,然后统计爆破后的大块和飞石,绘制爆破漏斗剖面图。最后进行孔网参数的正交试验研究,应用Split-desktop软件记录爆破后的块度分布,确定了最优方案。研究表明,当爆堆抛掷方向与岩层倾向垂直时爆破效果最好。矿石/易爆岩石以及难爆岩石的最优孔网参数分别为5.5 m×3.7 m,5 m×3.5 m。研究成果为露天矿中深孔台阶爆破提供了科学依据。     

岩体爆破综合实验研究系统及其应用

为定量分析研究毫秒延时爆破破岩过程特征物理量分布演化机制,进一步优选爆破参数、完善毫秒延时破岩机理,进行了室内毫秒延时台阶爆破相似模型实验。应用高速摄影机和超动态应变仪建立综合实验研究系统,对毫秒延时爆破进行动态实时监测,得到台阶自由面处裂纹扩展规律和延时时间对边坡表面应力峰值及内部应力场叠加的影响程度。结果表明,确保后序药包起爆时已形成新自由面的最小临界延时为9 ms;设计延时为15 ms或25 ms时,可降低对边坡表面应变峰值影响程度;为促进相邻炮孔爆炸应力波充分叠加、增强岩体破碎效果,孔间延时最大临界值为15 ms。综合考虑坡体应力状态及台阶爆破效果双重因素,实验条件下最优孔间延时为15 ms。     

露天矿复杂矿体大方量压渣爆破试验

为研究复杂矿体大方量压渣爆破在纵深方向上的爆破质量变化和矿废混合情况,在非洲某大型露天铀矿进行了现场试验,爆破台阶高度7.5 m,炮孔18排,爆破方量35万t。结果显示,靠近渣体的爆堆(松散区)在隆起高度、块度分布以及电铲效率等方面优于远离渣体的爆堆(密实区),揭示出大方量压渣爆破效果沿纵深方向变差。爆破后,试验区块矿量总体增加14.6%,品位下降4%,废石量减少28.8%,松散区矿废互混更加明显且矿岩量增加,密实区矿岩量减少。为改善密实区爆破效果,提出采取“一个爆破区块,两套爆破参数”的策略。     

煤巷底板岩石爆破提高瓦斯抽放率的应用与数值模拟

在松软煤层相邻的岩石进行深孔控制爆破时,相邻煤层也产生裂隙和振动并可提高瓦斯流量。为研究此方法与煤体爆破的差异,利用三维数值模拟结合煤矿现场爆破实验,探讨了不同爆破介质的动应力分布及抽放效果。分析了底板岩石布孔和单煤体爆破布孔的特点;建立了不同条件下的爆破模型;研究了单煤体和煤岩介质中爆破孔与控制孔连心线距离与有效应力的关系。复合介质从岩石变为煤体后,有效应力极值减小57%,相同位置单一煤体只减小27%;瓦斯抽放效果很大程度上与爆破后控制孔轴线方向有效应力分布有关,爆破孔与控制孔间距为2.0 m时,轴线方向平均有效应力与全煤层爆破3.0 m间距时基本相当。通过对重庆渝阳矿进行底板岩石深孔爆破实践,证实了以上研究结论的正确性。