煤矿岩巷爆破掘进炮孔密度优化研究

岩巷掘进工作面的炮孔密度(全断面炮孔数与断面面积之比)很大程度上影响了凿岩工作量和爆破效果,为了实现岩巷的快速掘进,需要对岩巷爆破的掏槽结构和其他爆破参数进行优化,在保证爆破循环进尺和巷道周边成型质量的基础上减少全断面炮孔数目,降低炮孔密度。根据在岩巷爆破掘进现场收集的资料,建立岩巷掘进爆破参数数据库,其中包含施工时间、矿区位置、掏槽方式、岩石普氏系数、掘进断面面积、全断面炮孔数目、炮孔深度、炸药单耗和炮孔利用率9个特征参数。通过对关键参数下的炮孔数目与断面面积进行线性拟合,得出关键参数在不同区间的炮孔密度变化规律,研究表明:大部分工程的炮孔密度约为5个/m²;炮孔密度与各参数具有一定相关性。其中,中深孔爆破的炮孔密度拟合值大于浅孔爆破;炸药单耗增大时,炮孔密度明显降低;炮孔利用率增大时,炮孔密度出现增大趋势;硬岩巷道的炮孔密度显著大于软岩;斜孔掏槽形式下的炮孔密度大于直孔掏槽的炮孔密度。炮孔密度较大是由于受到岩石破碎机理影响与爆破技术的限制,从而提出改进爆破技术,即采用二阶二段掏槽技术和周边孔切缝药包定向断裂控制技术。通过现场试验,发现同时采用二阶二段掏槽和周边孔切缝药包定向断裂控制技术既能够大幅降低炮孔密度,由5个/m²降到4个/m²,还可以保证爆破效果。研究对提高我国煤矿岩巷的快速掘进水平具有参考价值。     

复合掏槽在岩巷快速掘进中的研究与应用

为解决阳煤五矿南翼五采区集中高抽进风巷炮孔利用率低、大矸率高、整体掘进效率低等难题,运用LS-DYNA软件模拟楔形掏槽与复合掏槽方案,研究了岩体内部应力变化规律,并进行现场试验。结果表明复合掏槽更有利于破碎岩石,形成槽腔,提高爆破效率。新方案较原方案单循环进尺提高了0.46m,炮孔利用率由69.5%提高到92.5%,且无可见大块矸石,取得成效显著,对类似的岩巷爆破掘进具有参考价值。     

分层不掏槽爆破在下山巷道掘进中的试验研究

针对煤矿下山巷道钻爆法掘进中普遍存在的循环进尺小、炮孔利用率低、爆后矸石堆积工作面、留底严重等问题,提出一种分层不掏槽爆破技术。基于高速摄影和掏槽破岩理论,通过试验对比,分析了直眼掏槽、楔形掏槽、不掏槽3种形式的爆破破岩效果优劣;并使用ANSYS/LS-DYNAY有限元软件,对实际工程中不掏槽单孔爆破时的炮孔内岩石连续损伤演化累积过程进行数值模拟。在实际煤矿下山巷道掘进施工中,采用楔形加直眼掏槽和分层装药、同时起爆、不掏槽2种爆破方案,进行现场试验。通过对掘进进尺、炮孔利用率、光爆效果、抛渣距离、矸石块度等指标的对比分析,评价设计方案,优选出综合指标最佳的爆破方案。采用此方案,能将月进尺提高13%以上,并能大大提高出矸效率。     

煤矿岩巷掘进爆破掏槽孔超深问题探讨

掏槽技术是影响煤矿岩巷钻爆法掘进效率的关键,为了探讨掏槽孔超深深度(掏槽孔与非掏槽孔深度之差)与炮孔利用率之间的关系,采用文献检索法和现场试验开展相关研究,以近40年岩巷爆破掘进实际案例为对象,从时间、岩性、断面大小、炮孔深度、掏槽形式等5个维度对我国煤矿岩巷掘进施工相关文献进行了统计分析研究。研究结果表明:自20世纪80年代以来,岩巷爆破设计的掏槽孔超深深度均设定约为200 mm,炮孔利用率维持在90%左右,5个维度中岩性对炮孔利用率的影响最为显著,并就掏槽孔超深深度为200、300、400和500 mm时进行了现场爆破试验,炮孔利用率较超深深度为200 mm时的89%分别提高到93%、97%和97%,最大提高了8%,试验条件下掏槽孔超深深度的最优为400 mm;掏槽孔超深深度与炮孔利用率具有较强的相关关系,适当加大掏槽孔超深深度能显著提高炮孔利用率,而不同施工条件下掏槽孔超深深度的确定有待研究。     

岩巷钻爆法掘进技术的优化实践

煤矿岩巷掘进一般采用钻爆法;在实践中存在诸多问题,如炮孔利用率低、巷道成型较差、半眼痕不明显、掘进效率低;分析认为,原因有三,一是其装药结构及药量不合理,造成局部欠挖。二是掏槽眼间距较大,导致进尺较低,炮孔利用率较差。三是矸石大块较多、矸石抛掷距离较远,一般距离超过15 m,容易造成耙岩机损坏,耙岩机故障影响循环较多;通过优化钻爆方法,提高了炮孔利用率,降低巷道掘进成本,提高巷道掘进速度。     

巷道爆破掘进中掏槽孔优化设计与应用

爆破技术在矿山巷道掘进中广泛运用,掏槽爆破是关系到巷道全断面爆破能否取得预想效果的关键,选择合理的掏槽形式对爆破效果有决定性的作用。针对某矿山现有的单孔装药菱形直眼掏槽技术在硬脆性花岗岩中夹制性大、炮孔利用率低等问题,通过增加自由面和补偿空间的方式对原掏槽孔布置进行优化,提出了双孔装药矩形直眼掏槽技术,并应用于某矿区巷道掘进工程中。爆破后,炮孔利用率高达82.6%,取得了良好的爆破效果,提高了炮孔利用率,加快了巷道掘进速度。双孔装药矩形直眼掏槽技术对类似硬岩巷道的爆破掘进施工具有重要的指导意义。     

弓长岭铁矿巷道掘进掏槽孔超深长度优化试验研究

巷道钻爆法掘进中,掘进速度的关键在于掏槽。为了研究金属矿山巷道掘进过程中掏槽孔超深与炮孔利用率的关系,基于20世纪90年代以来部分相关文献资料以及开展的掏槽孔超深现场试验成果,探讨了掏槽孔相对于其他炮孔超深长度的合理取值范围。研究结果表明：无论是在金属矿山还是非金属矿山,随着巷道掘进工程量的不断扩大,炮孔深度逐渐增大,但掏槽孔超深长度并没有改变。根据部分金属矿山掏槽超深的数据统计,95.2%的金属矿山掏槽超深长度基本保持在200 mm及以下。基于掏槽孔超深现场试验,在保证其他参数不变的前提下,以掏槽孔超深长度作为单一变量,当辅助孔和周边孔炮孔深度分别为1.8 m和2.0 m时,掏槽孔对应的最优超深分别为300 mm和400 mm,获得的炮眼利用率极值为97%和95%,较超深长度200 mm时分别提高了5.4%和10%,掏槽孔超深长度的变化对炮孔利用率有重要影响。基于掏槽孔超深长度优化问题,引入超深系数[η]概念,当辅助孔和周边孔深为x时,掏槽孔对应的孔深为y,存在最优掏槽孔超深系数[η],使得炮眼利用率最高。     

数码电子雷管在高瓦斯矿井岩巷爆破掘进中的应用

传统的电雷管只有5个段别,不能满足孔内分段技术对延期时间的要求。数码电子雷管采用电子控制模块,可任意设定爆破延期时间,最小延时时间可设为1 ms,满足瓦斯巷道130 ms内完成爆破过程的要求。另外,目前煤矿岩巷深孔爆破掘进中,由于炮孔底部岩石夹制作用增大导致出现炮眼利用率低等问题。基于数码电子雷管,应用孔内分段掏槽爆破技术,将原先掏槽孔内连续装药改为分段装药,实现了分段延时起爆。将新技术方案在淮南顾北煤矿进行了现场试验。结果表明：基于数码电子雷管,应用孔内分段技术,对比原方案单循环进尺提高了约0.7 m,炮孔利用率提高了约10%,平均块度减少了15%左右,且断面完整没有明显大块,为下一循环提供了良好条件。预估月进尺可由65 m提升至100 m,总体上提高了巷道掘进效率。作为数码电子雷管在井下岩巷掘进的先行试验,在高瓦斯情况下数码电子雷管仍可正常使用,可为今后类似岩巷的爆破掘进施工提供借鉴。     

复式楔形+中心孔掏槽在隧道掘进中的试验研究

为解决班界隧道爆破效果差、循环进尺小、无法满足工期要求的问题,在原复式楔形掏槽方式的基础上增加中心孔,形成"复式楔形+中心孔"的掏槽方式,同时适当增加炮孔深度。经现场试验表明,炮孔利用率由83%提高至90.5%,循环进尺由3.33m提高至4.26m,炸药单耗由0.983降至0.889,爆破破碎岩块块度较小且更均匀,爆破效果和经济效益良好。     

某地下金属矿直眼掏槽爆破试验及控制措施

掏槽爆破是地下金属矿山掘进过程中一个极为重要的工序,其直接影响到整体掘进效率 和爆破质 量。合理的掏槽方式和爆破参数对地下掘进爆破至关重要。以某地下矿山斜坡道掘进爆破为例 ,阐述了直眼掏槽 爆破的原理和主要影响因素。开展了单空孔直眼掏槽爆破、三空孔直眼掏槽爆破和三空孔直眼 掏槽爆破改进共 3 种方案的现场爆破效果对比试验。试验结果表明：3 个方案的炮孔利用率分别为 60.33%、 77.67% 和 89.00%;适当提 高空孔的数量,增大掏槽爆破的补偿空间,有助于提高爆破掘进效率。现场采用第 3 种方案 后,掏槽爆破成腔质量 提升明显,掘进爆破炮孔利用率为 88.55%~91.53%,平均炮孔利用率达到 90.12%,可以满足 掘进爆破循环进尺要 求。最后提出了掏槽爆破质量控制措施,对于类似条件矿山具有一定借鉴作用。     

岩巷切缝药包楔形掏槽爆破模型试验与分析

为了研究合理的掏槽方式改善岩巷掏槽效果差、炮眼利用率低的问题,采用水泥砂浆模型对切缝药包楔形掏槽爆破进行了试验研究。共设计了4组对比试验,每组试验分别在6组不同强度的水泥砂浆模型上展开,模型炮孔数目均为6个,每个炮孔装一发8号电雷管起爆。试验结果表明,切缝药包装药结构提高了炮孔利用率、增大了槽腔体积及降低了掏槽碎块的大块率;并得到了不同强度模型最优的掏槽方式,其中80°切缝药包楔形掏槽爆破在不同强度模型下炮孔利用率、槽腔体积及掏槽碎块大块率均相差较小,用于岩性变化较大的岩巷中,可得到较好的掏槽效果。切缝药包楔形掏槽爆破利用切缝对能量的导向作用,实现裂纹的定向扩展,并提高了掏槽效果。     

露天深孔爆破中降低大块率的技术措施

降低爆破大块率是矿山凿岩爆破中的一个重要课题。本文对露天深孔爆破中大块产生位置及原因进行了分析,并从炸药单耗、孔网布置、装药结构、堵塞长度、微差间隔、起爆方式等方面,总结出露天矿深孔爆破中优化爆破参数降低大块率的技术措施,在实践中取得较好的爆破效果。     

水厂铁矿70万t大区微差爆破技术的研究

本文介绍水厂铁矿4年多来进行70万t大区微差爆破技术研究所取得的结果。三次70万t大区微整爆破试验表明,通过采取合理爆破参数和合理微差间隔时间以及应用大孔距爆破技术等途径,可以取得大块率<1%,延米爆破量>70m~3/m以及基本消除根底现象等良好效果。     

煤矿动压巷道围岩稳定性协同卸压控制技术研究

煤矿动压巷道围岩的稳定性对矿井安全生产至关重要.为有效控制采动压力影响下的巷道失稳变形,以德通煤矿2201工作面动压巷道为工程背景,对动压巷道破坏现象及围岩应力演化规律等进行分析,结果表明:开采动压周期性叠加使巷道围岩垂直应力集中并呈双峰拱形非对称分布,巷道变形呈抛物线形,应力集中和位移最大区域巷道易失稳.因此,提出以...     

大断面巷道穿断层破碎带区域支护参数优化数值模拟

目的：合理的支护参数是确保巷道围岩稳定和控制支护成本的关键。本研究以巨龙铜矿大断面排水巷道为研究对象进行支护参数优化。方法：设计了三种支护参数,利用有限元软件进行了数值模拟研究。通过分析不同支护参数下位移、应力及塑性区结果进行支护参数优化。结果：结果表明,锚杆支护能够有效改善围岩应力分布,避免出现应力集中。随着锚杆间距和排距的增大,巷道围岩最大位移增大,当锚杆间距和排距为1 000 mm时,巷道围岩位移最大。围岩塑性变形主要发生于巷道肩部和两帮位置。当锚杆间距和排距为1 000 mm时,塑性区深度大于锚杆长度。综合数值模拟结果和支护成本,巨龙铜矿大断面排水巷道最优锚杆支护参数为800 mm×800 mm(间距×排距)。意义：研究结果为穿断层破碎带巷道支护设计提供了理论参考。     

赵庄二号井回采巷道锚网索支护参数优化研究

针对煤矿井下巷道锚网索支护参数选取随意性和盲目性导致巷道支护强度过低或过强问题。以赵庄二号井矿2305工作面回风巷道为工程背景,通过理论计算初步确定回风巷道锚网索支护参数,在此基础上设计锚杆的长度、间排距和锚索密度3种巷道支护参数优化方案,采用FLAC^3D数值模拟软件对锚杆不同长度、间排距和不同密度锚索下巷道围岩应力和巷道表面变形监测进行分析对比,确定最合理的方案。研究结果表明:随着锚杆长度由1.5 m增大至2.5 m过程中,巷道变形量逐渐减小,长度在大于2.5 m之后巷道变形量较小且无明显变化;随着锚杆间排距逐渐增大,锚杆之间产生有效应力区重叠部分逐渐减小直至分离,巷道变形量也逐渐增大;随着锚索密度增大,锚索在巷道顶板有效压应力影响范围越大,巷道变形量逐渐减小。在满足工程支护强度下,考虑经济成本、施工速度等因素最终确定锚杆长度2.5 m、间排距1 000 mm×1 000 mm,锚索每排2根最合适。     

深部大断面硬岩巷道掘进中深孔爆破参数研究

根据深部围岩的力学性能及爆轰动力学原理,分析了炮眼深度对掏槽效率的影响,探讨了中深孔爆破常见掏槽方式,对深部大断面硬岩巷道掏槽爆破、周边眼光面爆破参数和装药结构量进行了计算,并对施工中其它需要注意的问题进行了阐述,对现场爆破参数的选取和施工具有一定的指导意义。     

回采空间变化对无底柱分段崩落法进路地压的影响

以北洺河铁矿为工程背景,采用现场监测的方法,探究无底柱分段崩落法下进路地压随回采空间的变化规律。监测断面处的进路顶板、拱脚、及两帮处的径向受力随回采工作面的推进大致分为3个阶段：稳定阶段、承压阶段、卸压阶段。当监测断面与回采工作面的距离大于15排炮排间距时,进路围岩处于稳定状态,不受回采空间变化的影响。当监测断面与回采工作面的距离在5~15排炮排间距时,进路围岩处于承压阶段,且当回采工作面推进到5~10排炮排间距范围内,开始出现应力拐点,即岩体变形加剧,应力上升加快。当回采工作面推进到1~5排炮排间距范围内,径向受力处于来压峰值阶段,或处于来压峰值与卸压2个阶段。现场的钻孔取样结果表明,在距爆破工作面5 m以内,顶板深度2 m以内,岩体的损伤程度较高,完整性较差,这主要是爆破应力波与回采所引起的来压作用共同造成。研究结果为进路围岩的合理支护以及安全回采提供理论依据。