N-J水电站岩爆区应力释放孔预裂控制的爆破分析

为了对N-J水电站引水隧洞岩爆区进行卸压分析,对施工区的SS-1砂岩进行岩爆倾向性试验,采用弹性能量指数作为岩爆倾向判断指标,试验结果表明施工区具有强烈的岩爆倾向,说明了进行钻孔卸压的必要性。运用扩展有限元方法对钻孔预裂爆破进行数值模拟,模拟不同抗拉强度的岩体(4、6、8、10 MPa)在不同钻孔间距(0.5、1.0、1.5、2.0、2.5 m)的孔内预裂爆破情况,分析了爆破过程的能量耗散率、裂缝贯穿最小冲击力等。数值分析结果表明:预裂爆破能量耗散率随卸压孔间距的增加而增大,基本呈指数型增长趋势;岩爆区的计算冲击应力小于岩石极限动态抗拉强度时,爆破不会使钻孔壁产生压碎破坏;在施工现场应对钻孔间距进行合理布局,以保证良好的卸压效果。     

岩爆倾向岩石巷帮钻孔爆破卸压的静态模拟

冲击地压、大变形或分区破裂化正成为我国深部开采的难题.高地压是导致冲击地压、大变形或分区破裂化的根源.钻孔爆破卸压是转移或释放高地压的有效措施.以厂坝铅锌矿灰岩为样本,应用FLAC3D静态模拟巷道掘进中巷帮钻孔卸压的钻孔间距、钻孔深度及有无孔底爆破的卸压效果.研究表明:巷道埋深越深,支承压力越大,钻孔间距也将越大;钻孔深度介于支承压力峰值与支承压力区最大宽度所处的位置之间;仅钻孔而不孔底爆破的卸压效果不明显.上述研究规律应用于文峪金矿、豫灵镇某万米平巷和东桐峪金矿的灰岩、大理岩巷道掘进,成功控制了岩爆飞石.巷道穿过无岩爆倾向的岩石,如煌斑岩时,尽管不会发生岩爆,但是将它们的钻孔间距、钻孔深度较岩爆倾向地段增大0.5~1.0 m并类似孔底爆破,可以确保支承压力持续向围岩深部转移或部分释放,避免巷帮因应力集中而发生开裂或片帮.     

基于爆破卸压地应力快速释放的强岩爆防治方法与效果评价研究

深埋隧洞强岩爆灾害是制约工程开挖施工安全和高效实施的难题,科学爆破开挖设计已成为有效控制强岩爆灾害的重要技术手段。针对锦屏二级引水隧洞工程随隧洞埋深增加、地应力增大所频现的强岩爆灾害的防控问题,对爆破卸压方法的强岩爆防治效果开展了数值仿真设计与现场试验研究。围岩内双排倾斜辐射孔和掌子面垂直超前孔两种爆破卸压方法的数值论证结果表明:前者可在左侧边墙爆破孔及拱顶中部附近、右侧拱腰下部和拱肩爆破孔附近形成了应力松弛区,应力集中部位从轮廓线附近转移到距轮廓线约5.0 m的围岩深部,后者通过爆破卸压作用在掌子面前方产生一定延伸范围的松弛区,可有效释放掌子面处的集中应力。进一步基于拉森斯岩爆判别法对比两方案的岩爆防治效果表明原来可能发生强烈岩爆的部位,采用爆破卸压释放应力后岩爆烈度等级均降低为弱岩爆,掌子面发生岩爆的可能性也显著降低。现场试验验证研究进一步论证了基于爆破卸压理论的快速应力释放方法来防治岩爆的可行性和有效性,并深入分析了两种爆破卸压方案对强岩爆防治的优势。综合研究成果并结合现场实际应用情况,提出了锦屏二级引水隧洞工程岩爆防治的综合措施,为强岩爆环境下爆破开挖设计和施工提供方法与理论支撑。     

硬岩体强度弱化范围理论分析与工程验证

岩石巷道综合机械化快速掘进有助于改善采掘接续紧张的局面,而岩石硬度是影响综掘设备快速掘进的关键因素之一。针对硬岩巷道围岩岩性特点,利用超深孔预裂爆破技术,对硬岩巷道岩体强度进行弱化,并通过工程实践检验预裂效果,结果表明：硬岩巷道超深孔预裂爆破后,钻孔周围形成压碎区、裂隙区,使岩体有效强度降低,有利于综掘截割机具经济破岩;理论及数值模拟分析得出钻孔爆破后形成半径为1．8 m左右的松动破坏区;通过对新庄孜矿-812 m水平B4胶带大巷硬岩进行超深孔预裂爆破,钻孔窥视及工程验证爆破松动半径能够达到1．5～2．5 m之间,取得了良好的岩体强度弱化效果,为硬岩巷道机械化快速施工技术研究提供指导。     

切顶卸压沿空留巷爆破孔关键参数选择及留巷效果 现状分析

切顶卸压沿空留巷技术是一种主动预裂卸压的无煤柱留巷技术,相对于传统的巷旁充填沿空留巷技术而言,它具有性价比高、工艺简单、留巷速度快等优点,因此,近年来得到了快速发展。总结了中国30多个代表性矿区切顶卸压沿空留巷技术的应用现状,并对其定向爆破孔的关键参数,如切顶高度、切顶角度、切顶钻孔间距以及切顶钻孔直径等选择范围进行了统计,也对留巷效果进行了分析。结果表明,目前切顶卸压沿空留巷技术主要应用于0.9～3.5 m厚的薄煤层以及中厚煤层,切顶高度为1.8～20 m,切顶角度为0°～20°,切顶钻孔间距为200～2 000 mm,切顶钻孔直径为32～80 mm,留巷动压影响范围为20～280 m。总结了目前切顶卸压沿空留巷成功应用的经验,分析了存在的一些问题,对于推广切顶卸压沿空留巷技术具有重要的工程参考价值。     

软岩巷道爆破卸压机理分析

为了增强爆破卸压效果,运用岩石爆破内部作用理论,分析了软岩巷道爆破卸压的作用过程以及其影响因素,设计了爆破卸压效果现场测试系统.结果表明,爆破卸压具有硬化软岩、形成爆扩空腔和裂隙区,最终形成卸压区,并使高地应力转移到距巷帮R以远围岩深部的特征.适当加大炮孔直径、提高装药密度、选择爆速高的炸药,使炮孔间距满足L≥2R2,并尽可能减少炮孔深度,均可提高爆破卸压效果.     

断裂力学在爆破工程中的应用——开发槽孔预裂爆破技术

本文评述了传统的预裂爆破技术,并在断裂力学的基本原理基础上,提出了一种槽孔预裂爆破的新方法。从理论上导得了确定装药参数的公式。孔间距和孔径比(E/D)可以达到50,而在传统的预裂爆破技术中,E/D仅为8到15。本文还就此项新技术应用于预裂爆破工程的某些可能的途径,提出了一些建议。     

低透气煤层预裂瓦斯运移数值模拟及抽采试验

针对高瓦斯低透气性煤层瓦斯抽采难问题,利用数值模拟软件RFPA^2D—Flow再现了采取煤层深孔爆破预裂后,瓦斯在煤层及爆生裂隙中的流动规律。研究结果表明,预裂圈内煤和岩石的孔隙率大大提高,煤层透气性显著增加,但当裂隙圈之间不相交时,瓦斯同样很难在完整的低透气性煤体中运移,因此只有当抽采瓦斯钻孔处在裂隙圈中才能高效抽采瓦斯。现场试验证实,低透气性煤层预裂后,有效导通裂隙增加,布置在裂隙圈内抽采瓦斯钻孔可以获得高效抽采瓦斯效果,从而降低煤与瓦斯突出危险性。     

聚能管装药预裂爆破模拟试验研究

为了揭示聚能管装药爆破的细观机理,基于数值计算的可重复性及经济型,提出了采用数值模拟的方法,对聚能管不耦合装药预裂爆破进行研究.在相邻炮孔中心处,应力波发生叠加,有效应力峰值为93MPa;切缝方向孔壁的有效塑性应变为8.2%,为管壁外侧受保护孔壁的2倍.结果表明:聚能管对能量传播的导向以及对侧面岩壁的保护有显著作用.采用现场试验,对模拟结果进行验证.聚能管预裂爆破,破碎块度均匀,断面平整光滑,半眼痕率达到100%.     

不同卸荷工况下采煤机滚筒截割性能研究

为提高采煤机的采煤效率,在EDEM软件中建立滚筒截割模型,利用正交试验法与极差法分析孔径、孔深、孔间距对截割阻力、截割力矩、破煤率、落煤量的影响规律及影响先后次序。以破煤率、落煤量为评价指标,通过矩阵求得最佳钻孔参数匹配及各因素对截割性能的影响先后次序。结果表明:随孔径增加,截割阻力减小,截割力矩、落煤量先减少后增加,破煤率增加;随孔深增加,截割阻力增加,截割力矩、破煤率减小,落煤量先增加后减小;随孔间距增加,截割阻力先减小后增加,截割力矩、落煤量减小,破煤率先增加后减小。3因素对截割阻力、截割力矩的影响先后次序为孔径、孔间距、孔深;3因素对破煤率的影响先后次序为孔深、孔径、孔间距;3因素对落煤量的影响先后次序为孔间距、孔径、孔深;3因素对截割性能的的影响先后次序为孔间距、孔径、孔深。最佳钻孔参数匹配为孔径60 mm、孔深180 mm、孔间距375 mm。     

华亭煤田冲击地压定向解危技术

针对华亭煤田各煤矿冲击地压显现时底板鼓起严重的现象,采用横向(巷道横截面)卸压和纵向(沿巷道走向)卸压相结合的方式来消除冲击危险.在巷道两脚布置钻孔,水平应力在钻孔上分解后形成的静摩擦力会挤压底板使之向下运动,并通过两侧钻孔卸压爆破形成底板裂隙区来隔断底板深部传来的应力;同时在巷道中每隔一段距离设置一个破碎带,破碎带起到"弹簧体"的作用,吸收沿巷道走向方向水平应力所带来的能量.研究表明,经计算定向解危方法吸收能量(10~8J)远大于微震系统已经测得的矿区冲击危险源产生的能量级别(10~6J),对底板型的冲击地压现象能够起到很好的防治作用.现场实施情况良好,有效减轻了煤矿巷道底板鼓起的现象.     

多滚刀顺次作用下岩石破碎模拟及刀间距分析

相邻滚刀刀间距设计是全断面岩石掘进机(TBM)刀盘设计的关键技术之一,刀间距设计的合理与否直接关系到刀盘刀具掘进效率和寿命.刀间距设计不仅与岩石边界条件、刀盘掘进参数及刀具参数有关,而且与刀盘结构相互耦合相互影响,且相邻滚刀之间是一种顺次破碎岩石的过程.基于有限元岩石破碎仿真平台RFPA2D,考虑相邻多滚刀的顺次约束关系,分别以2种典型岩石(泥质粉沙岩和花岗片麻岩)为边界条件,建立多滚刀顺次作用下垂直压入岩石的破碎仿真模型,模拟多滚刀在顺次压入和同时压入岩石的仿真过程,建立了刀间距与岩石破碎能量之间的映射关系,进而建立了多滚刀最优刀间距下顺次角度与岩石破碎能量之间的映射关系,通过此映射关系可以确定滚刀在刀盘上不同位置的最优刀间距和最优的顺次角度,并为下一步滚刀在刀盘盘面上的布置设计提供设计依据.     

Model experiment of rock blasting with single borehole and double free-surface

In order to improve the quality of laneways and tunnel excavation by drilling and blasting and by making effective use of explosive energy, a model experiment of rock blasting with a single borehole and a double free-surface was performed with the objective of studying the effect of parameters such as charge structure, free-surface and rock compressive strength on rock blasting. The model experiments indicate that: 1) the smaller the rock compressive strength and density, the more distinctive the cavity expanding action by blasting; 2) the powder factor in an air-decoupling charge structure is larger than that in a coupling charge structure, i.e., the explosive energy in an air-decoupling charge structure transferred to the rocks is less than that in a coupling charge structure; 3) a free-surface improves the utilizations of explosive energy; 4) an air-decoupling charge structure helps to maintain the integrity and stability of wall rock in controlled perimeter blasting, such as in roadways and tunnel excavation by drilling and blasting.     

Large-scale destress blasting for seismicity control in hard rock mines: A case study

Destress blasting is a rockburst control technique where highly stressed rock is blasted to reduce the local stress and stiffness of the rock, thereby reducing its burst proneness. The technique is commonly practiced in deep hard rock mines in burst prone developments, as well as in sill or crown pillars which become burst-prone as the orebody is extracted. Large-scale destressing is a variant of destress blasting where panels are created parallel to the orebody strike with a longhole, fanning blast pattern from cross cut drifts situated in the host rock. The aim of panel destressing is to reduce the stress concentration in the ore blocks or pillars to be mined. This paper focuses on the large-scale destress blasting program conducted at Vale's Copper Cliff Mine(CCM) in Ontario, Canada. The merits of panel destressing are examined through field measurements of mining induced stress changes in the pillar. The destressing mechanism is simulated with a rock fragmentation factor(a) and stress reduction/dissipation factor(b). A 3D model is built and validated with measured induced stress changes. It is shown that the best correlation between the numerical model and field measurements is obtained when the combination of a and b indicates that the blast causes high fragmentation(a = 0.05) and high stress release(b = 0.95) in the destress panel. It is demonstrated that the burst proneness of the ore blocks in the panel stress shadow is reduced in terms of the brittle shear ratio(BSR) and the burst potential index(BPI).     

煤岩动力灾害的弱化控制机理及其实践

煤岩动力灾害的实质是能量积聚与耗散的自组织临界过程，当煤岩体中所积聚的弹性能达到其极限冲击能时，就会发生冲击矿压．实验室研究发现，弹脆性煤体是能量积聚与耗散的主体，顶板关键层（坚硬厚层砂岩顶板）的运移则会导致能量积聚与耗散，加速失去动态平衡．以煤岩冲击倾向性与顶板强度及厚度的关系为基础，依据能量积聚与耗散理论，提出了煤岩动力灾害的强度弱化机理，即通过钻孔卸压与深孔卸压爆破来弱化煤岩体的强度，降低煤岩体的聚能能力，释放煤岩体中所积聚的大量弹性能，使得煤岩体中所积聚的弹性能达不到最小冲击能，同时利用电磁辐射监测仪来检验煤岩体强度弱化治理的效果，以达到消除或降低冲击危险的目的．通过在三河尖煤矿9202高冲击危险工作面的生产实践，充分证明了这种技术的有效性．     

隧道开挖过程中软弱围岩的爆破技术研究

根据软弱围岩具有岩体较破碎、节理较发育、层面粘结力弱等特点,本文通过分析隧道掘进过程中爆破作用对软弱围岩的扰动影响、爆破后对洞室造成的超欠挖以及洞室成型后自然拱的变形甚至掉块、塌顶,得出了软弱围岩在爆破后稳定性差及变形不规律的特征。并在严格控制钻孔精度、周边孔线装药密度、周边炮眼间距布置、装药结构四个主要因素的情况下,进行了大量的实验和洞室成型后连续的监控量测并对这四个主要影响因素的爆破参数进行了优化,得出了软弱围岩的爆破方法。     

Differentiation and analysis on rock breaking characteristics of TBM disc cutter at different rock temperatures

In order to study rock breaking characteristics of tunnel boring machine(TBM) disc cutter at different rock temperatures,thermodynamic rock breaking mathematical model of TBM disc cutter was established on the basis of rock temperature change by using particle flow code theory and the influence law of interaction mechanism between disc cutter and rock was also numerically simulated.Furthermore,by using the linear cutting experiment platform,rock breaking process of TBM disc cutter at different rock temperatures was well verified by the experiments.Finally,rock breaking characteristics of TBM disc cutter were differentiated and analyzed from microscale perspective.The results indicate the follows.1) When rock temperature increases,the mechanical properties of rock such as hardness,and strength,were greatly reduced,simultaneously the microcracks rapidly grow with the cracks number increasing,which leads to rock breaking load decreasing and improves rock breaking efficiency for TBM disc cutter.2) The higher the rock temperature,the lower the rock internal stress.The stress distribution rules coincide with the Buzin Neske stress circle rules: the maximum stress value is below the cutting edge region and then gradually decreases radiant around; stress distribution is symmetrical and the total stress of rock becomes smaller.3) The higher the rock temperature is,the more the numbers of micro,tensile and shear cracks produced are by rock as well as the easier the rock intrusion,along with shear failure mode mainly showing.4) With rock temperature increasing,the resistance intrusive coefficients of rock and intrusion power decrease obviously,so the specific energy consumption that TBM disc cutter achieves leaping broken also decreases subsequently.5) The acoustic emission frequency remarkably increases along with the temperature increasing,which improves the rock breaking efficiency.