在改进钻眼爆破工作方面的研究

戈尔诺索里矿山在硬度f=14-18的岩石中掘进断面为4米2的水平坑道时,对炮泥影响爆破效率的问题进行了实验研究工作。炮眼的钻进深度达1．5-2．0米。在炮眼的整个长度内装了药或留有20-60厘米没有装药,有时使用了炮泥。得出结论,即向炮泥方向波及     

大断面岩石上山中深孔爆破技术试验研究

谢桥煤矿东二C组-450~-610m胶带上山,长701.639m,倾角12°,掘进断面积20.1m2。为提高该大断面上山掘进效率,结合现场工程实际,对炮眼深度、炮眼直径、药卷直径和炮眼布置等中深孔爆破参数,掏槽形式和掏槽参数,光面爆破参数和光面爆破装药结构,底眼爆破参数和底板控制,合理的起爆方式等进行了研究和现场试验,取得了良好的效果。炮眼利用率由试验前的81.36%提高到了90%,爆破材料和炮眼消耗量均有所降低;巷道周边光面爆破效果良好,超欠挖少,成形质量较高;破碎岩石块度均匀,爆堆较为集中,有效地提高了装岩机装岩工时利用率和装岩生产率;钻眼质量高,巷道底板控制好,消除了落底现象。     

立井深孔爆破的若干技术问题

以掏槽和光爆为主，就立井掘进深孔爆破中诸如炮眼深度，掏槽形式和掏槽参数，周边光面爆破参数和光爆装药结构，电磁雷管起爆系统等若干技术问题进行了探讨，提出了相应技术观点；较优的掏槽方式是两阶同深筒形直眼掏槽的孔内分段直眼掏槽；较合理的光爆装药结构是径向间隙不偶合和轴向垫层不偶合装药。     

岩巷掘进近抛掷爆破技术的研究

利用高速摄影在地面采石场进行单孔、槽孔抛掷爆破的监测，找出装药量、炮泥填塞长度、掏槽方式、起爆时差、装药结构和布孔参数等因素的影响规律，以制定全断面爆破方案，达到控制爆堆距离在５ｍ之内的良好效果。     

提高炮采工作面落煤质量的技术探讨与实践

该文针对提高炮采工作面落煤质量,合理选择炮眼布置方式、炮眼间距和角度及起爆顺序、起爆长度的确定、装药的计算等爆破参数的优化,进行了技术探讨和实践。     

深孔爆破的炮孔封堵机理及参数优化研究

深孔爆破炮孔封堵质量的好坏直接影响到炸药能量的有效利用和爆破的破岩效果。通过理论分析、实验室模型试验、数值模拟和现场试验相结合的方法，对超深孔爆破时的炮泥封堵机理、封堵方式、封堵材料的选择以及封堵长度等参数展开研究，获得了炮孔在完全封堵作用下爆生气体对围岩的破坏作用及裂隙生成范围，优选了封堵方法和封堵参数，提高了炮孔封堵质量。在对炮孔封堵机理研究中，通过理论分析，推导出合理的最短封堵长度。在实验室模型试验中，通过对炮泥的直剪试验，获得了炮泥的黏聚力、内摩擦角等物理力学参数。应用LS-DYNA软件对有无封堵情况下的爆破模型进行模拟分析，得到无炮泥封堵时靠近自由面一侧岩体比有炮泥封堵时受到更大的应力作用，进一步分析有无封堵情况下炮孔内部及围岩的应力场分布规律，验证了炮泥封堵可以有效地减少爆生气体的逸出，将爆破能量更好地集中于岩石深部，使岩石径向裂隙更好的发育，说明有炮泥封堵情况下，爆炸应力波与爆生气体的共同作用可以更好地提高炸药破岩效率。通过PFC软件分析了不同封堵长度的炮泥移动规律，得到合理的炮泥长度是确保爆生气体作用及不产生外部破坏的主要因素，并验证了最短炮泥封堵长度的理论计算方法，同...     

空心眼加深装药滞后起爆

<正> 矿山井巷掘进中,掏槽爆破效率直接影响掘进进尺。我矿是采用火雷管起爆的矿山,在井巷掘进中经常出现掏槽“挤死”、炮眼利用率低的现象,尤其在围岩中(f=14～16)掘进更为严重。掏槽眼用火雷管起爆,各眼起爆的时间间隔长,后一眼爆破时就把岩碴以很高的速度崩落在前一眼的空间,造成“挤死”,使爆落的岩碴抛不出来,炮眼愈深问题愈严重。实践表明,掏槽部位的岩石被崩成粉状,已不是原来的岩石结构,并相互挤压的     

提高岩巷掘进爆破速度和质量的若干技术问题探讨

结合岩石爆破破碎理论和现场施工实践,对影响岩巷掘进中深孔爆破掘进速度和巷道质量的炮眼深度、掏槽爆破和光面爆破等若干技术问题进行了研究,提出了合理的掏槽形式和掏槽参数、光爆装药结构和光爆参数。     

基于数值模拟的岩石巷道深孔分段装药掏槽爆破研究

随着炮孔深度增加,炮孔底处岩石夹制作用增强导致破岩效率和炮孔利用率较低,原有的连续装药方式不能解决上述问题。在这个基础上,研究了岩石巷道深孔分段装药掏槽爆破技术来提升掏槽爆破效率。使用光滑粒子流体动力学-有限元方法（SPH-FEM)建立了不同分段装药结构的单孔掏槽爆破模型,分析了不同模型爆破过程中岩石粒子抛掷速度、岩石抛掷数量以及爆破腔体特征。结果表明：不同装药结构会影响炮孔附近岩石的损伤范围,传统的连续装药结构在炮孔径向形成的损伤区域比分段装药结构大。此外,连续装药结构由于炸药集中在炮孔底部使得炸药能量分布不均匀,导致掏槽爆破效果差;采用分段装药结构可以增加岩石破碎数量和优化爆破腔体,岩石粒子在飞散过程中会产生2次加速现象;第一段装药比例较大或者较小会明显造成炸药能量利用不合理以及爆破腔体效果差。在模拟中设定的炮孔长度、岩石参数以及炸药性能条件下,当第一段装药比例为0.4时,深孔岩石巷道掘进掏槽爆破能够充分利用炸药能量,达到较好的掏槽爆破效果。将数值模拟得到的最优分段比例应用到现场巷道掘进爆破施工中,并利用数码电子雷管实现掏槽孔内2段炸药的延时起爆。现场试验结果表明分段装药能够在深孔...     

影响炮眼利用率因素的分析

现在和将来一段相当长的时间,钻眼爆破法仍为井巷掘进的主要方法。普遍存在的问题是掘进效率低,其主要原因之一是炮眼利用率低,爆破后留有残孔达20％以上,有的超过40％。根据不同岩性、炸药品种、掘进断面和循环进度,通过合理地选择掏槽方法,确定合适的装药量和装填结构,安排合适的起爆方法、炮眼封堵质量和精心施工等措施来提高爆破效率。     

空孔直眼掏槽微差起爆时间的力学模型及分析

工程实践表明, 微差起爆时间是影响掏槽效果的一个重要因素。掏槽孔装药爆破以后, 槽区内的破碎岩石与爆生气体混合并通过槽区口部向槽外抛掷, 工程上要求爆破结束时剩在槽腔内的岩石碎块越少越好。通过分析槽腔内岩石碎块的运动过程, 建立了掏槽爆破微差起爆延期时间计算的力学模型。应用模型对掏槽微差起爆时间进行的优化研究表明, 掏槽微差起爆时间与孔深成正比。     

Influence Exerted by Gas Leakages from the Explosion Cavity for a Spherical Charge on Rock Breaking

A calculated scheme is developed for the explosion action of a spherical charge in brittle rock taking account of the ejection of stemming and penetration of gaseous detonation products through the charge borehole into broken rock mass. The influence of stemming parameters on operating efficiency is determined. Estimates are given for the dimensions of breaking zones when the gas finds its way into cracks.     

电子雷管在岩巷爆破中掏槽孔微差时间试验研究及数值模拟

为研究直眼掏槽爆破掏槽孔与辅助孔间延期时间对掏槽爆破效果的影响,通过电子雷管的模型试验对不同延期条件下的槽腔形成过程和特点进行了研究。试验采用高速摄影仪对试块槽腔的形成过程进行观测,并利用有限元分析软件ANSYS/LS-DYNA对槽腔裂纹扩展进行了数值模拟分析。结果表明：① 在本模型试验条件下,延期时间为1~3 ms时掏槽孔与辅助孔之间的爆炸能量相互作用最紧密,并为辅助孔起爆提供了新自由面,降低了辅助孔起爆受到的夹制作用,爆破效果最佳。② 同时起爆时,相邻掏槽孔与辅助孔之间的岩体比掏槽孔包含的槽腔岩体破碎更充分。延期1 ms起爆时,掏槽孔与辅助孔之间的岩石受辅助孔爆炸冲击波作用瞬时移动速度达到最大,辅助孔起爆产生的裂隙范围也最大,掏槽效果最佳。③ 掏槽孔起爆超过1 ms后对槽腔岩体的影响逐渐消失,此时起爆辅助孔不利于掏槽孔与辅助孔之间爆炸能量相互叠加,降低了掏槽爆破效果。     

矿山掘进爆破周边孔轴向间隔装药数值模拟及应用*

在岩石坚硬的巷道掘进爆破时，常采用周边孔连续装药形式，针对装药量过大而导致的炸药周围超挖严重及孔口因岩石强度较大却出现欠挖的问题，提出采用轴向空气间隔装药结构。根据理论计算爆破后粉碎区的长度，并结合类似矿山相关经验，确定装药间隔长度40 cm，并对40 cm间隔长度数值模型模拟分析。结果表明，40 cm空气间隔装药能保证良好的爆破效果，使炸药下部岩石在充分破坏的前提下能保护上部围岩不受破坏，且能保证孔口岩石产生受拉破坏。通过现场试验，验证了在坚硬岩石中采用空气间隔装药爆破，相比无空气间隔的爆破，在保证巷道整体成型的情况下，周边孔的半孔数量增加，爆破效果显著提升。     

骨料矿山爆破粉矿率控制技术研究

控制爆破粉矿产率是减少骨料矿山矿石损失,促进骨料矿山高质量发展的重要途径。以某石灰石骨料矿山为例,首先通过矿山现场取样,开展了岩石动力学试验,结合破碎体筛分试验,分析了动载作用下石灰石破碎特征,讨论了控制粉矿产生的能耗密度范围和对应的动载强度范围。然后,以试验结果为依据,引入动载强度和质点振动速度峰值判据,开展了不同孔间延期时间台阶爆破数值模拟,以降低爆破粉矿产率为目标,并兼顾控制爆破大块产率,对孔间延期时间进行了优化。最后将优化后的延期时间用于矿山生产爆破,验证优化效果。研究表明：控制粉矿产生的合理能耗密度为1.85~2.05 J/cm³,对应的动载强度为200~205 MPa;数值模拟结果显示,延期时间为20 ms时,爆破粉矿率和大块率均较低,爆破效果最佳;矿山孔间延期时间调整为20 ms后,爆破粉矿率降低了6.12%,爆破大块率和平均破碎尺寸也相应减小。     

定向断裂控制爆破理论分析及现场应用

基于断裂动力学理论,文章论述了切缝药包定向断裂控制爆破炮孔间贯通裂纹形成的机理。按照切缝药包定向断裂控制爆破参数计算公式确定的炮孔间距和装药量,经现场实际应用证明是有效的和合理的。     

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。     

提高炮采工作面块碳率的微差爆破技术及安全措施

在分形几何理论和岩石细观损伤机理的基础上,通过改变不耦合系数、炸药单耗和填塞条件等参数,在实验室进行模拟爆破实验,以优化爆破参数和实现对爆破块度的控制和预测。针对永城煤电集团公司陈四楼煤矿三个炮采工作面的具体情况,对炮采工作面实施微差爆破技术,确定了软煤体、片帮和破碎顶板条件下合理的爆破参数,并提出了炮采工作面微差爆破的安全技术措施;在安全、高效的前提下,块碳率提高了6%～10%,单产增加18 8%。     

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。     

谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路 及控制措施

由于谦比希铜矿东南矿区北采区巷道掘进爆破参数不合理、炸药单耗高、断面成形差、岩体块度过于破碎,导致矿山爆破成本居高不下,溜井易堵塞,严重威胁了生产掘进作业安全。为有效解决矿山掘进爆破作业中存在的技术难题,开展了矿岩质量稳定性分级和现场爆破漏斗试验,分别从调整掏槽方案、控制起爆延期时间、优化周边孔控制爆破方法等方面提出了提高爆破效果的爆破控制改进思路,并对现场施工的安全措施进行了讨论。研究表明：①矿化板岩属于第Ⅲ～Ⅳ级岩体,上盘石英岩和下盘石英岩均属于Ⅱ级岩体,基底花岗岩和下盘砾岩均属于Ⅱ级岩体,岩体条件差异较大,需根据现场岩性对爆破参数进行动态调整;②现场爆破漏斗试验确定的合理炸药单耗约1.86 kg/m³,当前炸药单耗明显偏高,具有较大的优化空间;③斜孔掏槽在炮孔数量、单耗、爆破效果等方面较直孔掏槽具有明显的优越性,适宜开展斜孔掏槽对比试验;③矿山掘进爆破微差延期时间偏大,可采用短微差延期雷管进行优化试验;④周边孔装药结构不合理,适宜采用所提爆破改进思路进行调整,改善巷道轮廓控制效果。今后将通过多方案现场爆破对比试验,验证改进思路的可行性和可靠性,为矿山生产爆破巷道控制提供参考。