预裂爆破技术论文范文1
关键词：预裂爆破；爆破参数；爆破施工
Abstract: this paper an open pit mining examples, the presplit blasting design and construction site, the parameters selection and blasting construction are analyzed in detail, which has practicability and useful. The method in the use of open mining, the effect is obvious, economic value is better, worth popularization and application.
Keywords: presplit blasting; Blasting parameters; Blasting construction
中图分类号：O741+.2文献标识码：A 文章编号：
1概况
某露天矿是全国大型黑色冶金矿山之一，矿区南北长5.5公里，东西宽0.4~1公里，面积为4.6平方公里， 总占地面 积为13.15平方公里。属前震旦纪鞍山式沉积变质铁矿床，由黑背沟区、铁山区和黄柏峪区构成，其中以铁山区为最大。矿体由太古界安山群含铁石英岩中的3个铁层组成，属于单斜构造。铁矿层走向西北，倾向南西，倾角40度~55度。地表露出 全长3400米，工业矿段总长2900米。3个铁矿层的平均厚度为40. 18 米，其中以第三层为最大，储量占全区的82.6％。 矿石品位：磁铁贫矿石铁量 31.82％，磁铁富矿石铁量50％。该矿生产的铁矿石低磷、低硫， 有害元素 极低，是冶炼铸造生铁、球墨铸铁的最好原料。 南芬露天铁矿累计探明储量为12.91亿吨，到1985年末，保有储量为 11.1亿吨，其中工业矿量8.4亿吨，远景矿量2.74亿吨。矿床距地表较浅， 构造简单，适合于露天开采。该矿装备有120吨、170吨电动轮汽车，7.6立方米、11.5立方米电铲和45R、60R牙轮钻等先进设备。 年剥离量为2823万吨，采矿石797.8万吨，是目前我国单体矿山年产量最高的矿山。
2爆破参数选择
2. 1钻孔参数
预裂孔使用XHR351钻机施工，孔径为100mm。主爆孔使用Φ200 mm牙轮钻孔施工。据现场施工数据的归纳总结，该露天矿露天台阶开采中，设计预裂孔孔距一般为1 m，主爆区孔间距为3~3. 5 m，主爆孔的排间距为3 m，这些参数在爆破施工中取得理想的爆破效果。按边坡设计坡比测算预裂孔钻孔深度和倾角，其实际值根据现场爆破施工合理性确定。
2. 2装药参数
预裂爆破的线装药密度经验公式都是根据大量的现场爆破数据进行数学归纳推演出来的，可有效的指导预裂爆破前的试验工作。但对一个具体的矿山而言，由于岩石特性、地质构造方面存在着差异，经验公式无疑有它的局限性，另外，影响爆破质量的因素很多，经验公式只是相对而言的。
针对该矿的岩石特性，应用6个经验公式计算线装药密度，并分别与现场实际数据进行了对比。对比结果表明，经验公式线=0.36n0.6n0.2[σ压]0. 6用于坚硬岩石的预裂爆破线装药密度核算，其误差相对较小，且它不随岩石硬度增大而呈线性增加，因此，某露天矿台阶式露天开采预裂爆破主要是参考该经验公式计算药量，再结合现场施工情况对爆破参数进行修正。其预裂爆破设计见图1。
图1某露天矿预裂爆破爆孔布置
使用32 mm药卷，预裂孔径D为10，n取值为0. 32，由上述公式计算出预裂孔的线装药密度为320~410 g/m，以二级岩石乳化炸药为准，其他炸药用能量系数换算。
3爆破施工
3. 1预裂孔施工
(1)测量放样。测量放样是根据边坡设计的坡比确定钻孔的开口位置。由于设计高程和实际开口位置的高程不一定相符，必须根据开口高程和钻孔角度确定开口位置。
(2)钻孔角度控制。预裂孔钻孔的倾角和方位角影响预裂爆破的超深，直接影响预裂爆破的效果。
(3)预裂孔装药。按照设计线装药密度，间断将Φ32×200二级岩石乳化炸药和导爆索一起绑在长竹片上装入孔内。预裂爆破装药只须堵塞孔口段。预裂孔孔口堵塞长0. 8~1. 1 m，预裂孔底部1m范围内加药量2. 5倍，顶部1 m范围内药量减半。预裂孔装药结构如图2所示。
图2预裂孔装药结构示意
3. 2主爆孔施工
主爆孔孔底距壁面过小，爆破会对终采边坡造成破坏，过大会留下岩坎，须二次处理，经过多次试验，确定主爆孔距预裂壁面2. 5~3 m。
(1)孔距和排距。通过试验，确定露天矿台阶式开采中孔距3. 5 m，排距为3. 0~3. 5 m。
(2)孔的深度。为确保下一台阶的完整和下一平台终采边坡的预裂钻孔施工，又必须尽量少留岩坎，主爆孔的深度只钻到下一梯段高程，不超深。其倾角确定原则为：预裂孔与其相邻的那一排主爆孔的孔口水平距离至少保有3 m，孔底水平距离至少保有2. 5 m。主爆孔排与排之间的钻孔倾角可不完全相同。
(3)主爆孔的装药。采用不耦合装药，Φ200的孔径装Φ120乳化药卷，不耦合系数为1. 67，单耗一般取值0. 35~0. 45 kg/m3，孔网参数根据现场爆破施工经验和爆破效果进行调整。
3. 3爆破网络
孔内用双导爆索起爆，孔间用导爆索搭接，单响药量小于150 kg，主爆孔内用MS10段非电雷管引爆，整个爆破网络用MS1、MS2、MS3、MS4、MS5、MS6等等联接。其网络如图3所示。
图3爆破起爆网络示意
4应用效果
近几年来，预裂爆破技术在某露天矿台阶式开采中的应用取得了较为理想的效果：
(1)应用预裂爆破虽增加预裂孔穿孔工作量，但保证预留边坡一次成型，同时减少临近主爆孔的穿孔工作量，总的穿孔工作量增加不大，另外减少了边坡二次处理工作量及费用；
(2)保留边坡半孔率最高达97%，最底也能达到89%，超欠挖控制在±15 cm左右，最终边坡达到一次成型；
(3)爆破效果良好，减少了挖装机械的油耗和备件磨损，直接经济效益较为可观；
(4)减少了预留边坡受炸药猛度的影响，增强了边坡的安全稳定性，有效降低露天矿山台阶下降后高边坡潜在的安全隐患。
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预裂爆破技术论文范文2
关键词：煤矿巷道 光面爆破 预裂爆破 参数选择 技术措施
1 综述
光面爆破技术的应用是从上世纪60―70年在国内开始。该技术在煤矿巷道爆破施工中应用，取得了较好的经济效益，且对于巷道围岩的稳定性也起到重要的作用。而预裂爆破则是由光面爆破演变来的，也是光面爆破的一种，故称作预裂光面爆破。其差别在于：光面爆破的主爆破炮眼先于控制开挖轮廓面的光面炮眼起爆，而预裂爆破的主爆破炮眼在控制开挖轮廓面的预裂炮眼之后起爆。它们的应用效果，在很大程度上都取决于爆破参数的选择和爆破控制技术。在此，就这些问题进行探讨。
2 爆破相关参数的选择与确定
因为爆破参数的选择直接影响着爆破效果，也是光面、预裂爆破工程设计的重要内容。掌握原则：利用一切有利于提高光面爆破质量的因素，努力提高爆破的质量。其爆破参数设计计算有公式计算法、直接试验法、经验类比法和模型试验法等。现结合工程实践经验，提出各种爆破参数的计算公式。
1）炮眼直径（db）。它直接关系到施工的效率与成本，因此应综合考虑岩石特性、现场机械设备情况和工程具体要求进行选择。一般应依据爆破的现场和钻工机具确定。在小断面的巷道实施光面预裂爆破时，孔径宜取35～45mm。
2）炮眼间距（a）。两种爆破的实质是使炮眼之间产生贯通裂隙，以形成平整的断裂面。所以，炮眼间距对形成贯通裂隙有着非常重要的作用。其大小主要取决于炸药的性质、不耦合系数和岩石的物理力学性质。①对光面爆破有：a=2Ri+（Pi/ST）db，式中，Ri=（bPb/ST）a・rb为每个炮眼产生的裂缝长度，ST为岩石的抗拉强度，db为炮眼直径，Pi为爆生气体充满炮眼时的静压，Pb为孔壁压力，b为切向应力与径向应力比例系数，b=μ/（1-μ），μ为波松比。②对预裂爆破有：a=db[（Pb/σdt）+1]，Pb为孔壁压力，σdt是岩石动载抗拉强度。另外，瑞典兰格弗斯（Langefors）还给出如下公式：a=（8-12）db（其中db>60mm）和a=（9-14）db（其中db≤60mm）。
3）最小抵抗线（W）。①对光面爆破，最小抵抗线即光面厚度。根据经验公式有：W=Q/C・a・lb，式中C是爆破系数，相当于炸药单耗值；lb为炮孔深度；Q为单孔药量。最小抵抗线W还应根据岩石性质及地质条件加以调整。当岩石坚韧、可爆性差时，最小抵抗线可小些；岩石松软、易破碎时，W可取大些。它也可通过炮眼密集系数m来确定。光面爆破中的炮眼密集系数是指孔距a与最小抵抗线W的比值，即m=a/W。一般取m=0.8～1.0。也有人认为：m的优化值在0.8～1.13，合理取值是0.7～1.3。最终m值选取应通过现场的爆破试验确定。②对于预裂爆破，则以间距系数（孔径与孔距之比）表示炮眼的密集度。孔径在70mm以下时，间距系数在7～12之间选取；孔径大于70mm，取5～10。
4）不偶合系数（B）。它是指孔径与药径之比，反映了药包与孔壁的接触情况。药包全部填满药孔整个断面时，不耦合系数就达到最小值1。此时装药起爆后，能量可直接传入岩壁，避免了传播过程中的损耗。随着不耦合系数的增大，药孔周壁上的切向最大应力急剧下降，作用时间延长，使得爆炸能以应力波形式传播能量的部分减少，而以准静态压力形式传播能量的部分增多。岩石中就有利于形成应力叠加、应力集中及拉伸裂隙，不易产生粉碎。一般光面爆破采用的不偶合系数B为1.6～3.0。当B增大到一定值时，可使作用于孔壁的压应力等于或小于岩石的极限抗压强度，不使孔壁发生破坏的条件。由于岩石的极限抗拉强度仅为岩石极限抗压强度的1/10～1/40，所以，孔壁周围以外的岩石很容易受拉而破坏。预裂爆破中预裂孔只是要求形成预裂缝，不是大量崩落岩石，因此不宜采用太大的孔径和装药直径。根据经验，B值一般取2～4，坚硬岩石因抗压强度高，可采用较小的B值；而松软岩石则应取较大的B值。
5）每米深炮眼装药量（q）。①对光面爆破，有：q=AKmk1W，式中A是炮眼口堵塞系数，一般取1.0；K是与岩石性质有关的介质系数，软岩为0.5～0.7，中硬岩0.75～0.95，硬岩1.0～1.5，m是炮眼密集系数；k1依炮眼密度定的系数，一般为0.5，每加深1m增加0.2；W为最小抵抗线。②对预裂爆破，有：q=Kdb，式中K是岩石系数，坚硬岩石为0.6，中等强度岩石为0.4～0.5，软岩为0.3～0.4。其他同前。
以上两种计算公式形式简单、计算方便，经实践应用，证明可行。考虑到不同工程的实际情况，以此公式计算药量为参考数，结合现场试验确定，并予以适当调整，最终确定装药量最佳值。
3 保证光面和预裂爆破质量的技术措施
1）爆破裂缝的控制。光面、预裂爆破的关键是控制爆破裂缝的方向，使其只沿着某一要求的特定方向，其它方向不产生或少产生裂缝。所以，除了对爆破参数进行优化选取外，还可通过如下措施保证：①改变炮孔的性状。常用的方法是孔壁切槽、设导向孔、异形炮孔等。其实质是人为地改变炮孔的形状或孔间的相关关系，从而改变圆形炮孔的均匀受力状态，按所要求劈裂面的方向产生应力集中，避免裂缝方向的随机化。孔壁切槽包括机械切槽、聚能药柱切槽等。实践表明，机械切槽和聚能药柱切槽确实可以控制裂缝的始裂位置和扩展方向，并可能采用更宽的孔距和较少的装药量。②改变药包的性状。压铸药柱、聚能药包、带缺口药包、扁平药包等。该法的实质是改变常用的圆形药包爆炸产物均匀在作用于炮孔壁的受力状况，使其最大的压力作用于所要求的劈裂面的方向。③改变装药结构。切缝套管、挤压钢棒、水压聚能及半圆套管中以改变装药结构。实质是利用装药结构使爆生气体的最大压力作用于所要求劈裂面的方向。
2）合理利用结构面。光面和预裂爆破除应充分考虑参数优化、合理的药量外，还必须根据岩体的不同地质条件，考虑合理利用结构面或根据结构面改变爆破工艺。①利用结构弱面。根据结构面的方向，控制钻孔与结构面的夹角，调整孔间距，可获得较理想的预裂缝；预裂孔与结构面一致时，可将预裂孔沿结构面布置。如此少药便能获得理想的预裂缝。一些断层、节理对爆炸应力波的衰减影响较大，可以起到类似预裂缝的作用，爆破时可加以合理利用。②根据结构面改变爆破工艺。根据弱面的位置，对炸药进行分散化、微量化处理，同时改变装药方式，在炮孔穿过的断层、裂隙处，局部间隔装药，以减少爆破对弱面的过度破坏及爆生气体的逸散。
4 结束语
①影响爆破效果的因素多（工程地质、爆破参数选择、施工工艺等）。要获得理想的爆破效果，必须充分考虑各种影响因素，根据地质条件选择合理的参数和施工工艺。②选择合理的爆破参数是关键。不同的岩石、地质构造应认真分析，以选取合适的爆破参数。③精心施工很重要。减小炮孔定位误差和钻孔角度误差，按设计的装药结构装药，保证不耦合系数，这都有利于达到理想效果。
参考文献
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预裂爆破技术论文范文3
【关键词】快速掘进；掘进作业线；断裂爆破；平衡支护；施工管理
0 工程概况
杨营煤矿3100扩区下山为3300采区3下煤层开采服务，开采范围为-750m～-1180m。其中3下煤层为一单斜煤层，埋藏较深，且有火成岩侵入，煤层产状稳定，煤层倾角17°左右，平均煤厚2.36m。基本顶为15.6m厚粉砂岩、细砂岩、岩浆岩，直接顶为5.72m厚中砂岩细砂岩，直接底为0.43m厚泥岩，基本底12.26m厚粉砂岩细砂岩。
该区瓦斯绝对涌出量为0.3m3/min，3下煤自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层，自然发火期为105d，无煤尘爆炸危险性。采区正常涌水量为130m3/h，最大涌水量为194m3/h，掘进期间需做好水文地质的物探工作，并对已探明的富水区实施钻探，进行有目的的疏放。
1 巷道快速掘进新技术
针对杨营煤矿3100扩区下山倾角大、地应力高的特点，以及杨营煤矿具体的生产条件，提出了岩巷快速掘进机械化作业线配置、采用高应力坚硬围岩条件下的巷道快速钻爆技术，实现岩巷、半煤岩巷的快速掘进。
1.1 岩巷快速掘进机械化作业线配置
据实地考察，杨营煤矿现有的掘进面配置与深部复杂开采条件不能很好地适应，具有钻孔速度慢、扒装能力差，且扒装机移设速度慢、循环进尺小以及提升能力不足等特点。针对现有作业线的不足，因地制宜提出了机械化作业线：扒装机+皮带运输机+矸石仓作业线，充分发挥了机械化作业线最大效能，实现了大断面岩巷安全高效掘进。
1.2 钻爆新技术
随着开采深度的不断增加，巷道凿岩成孔和爆破的难度不断增加，呈现出钻孔效率低、爆破效果差、循环进尺小的现状，原有的掘进钻爆技术已不能满足生产需求，严重影响了巷道掘进速度。为此，杨营煤矿需借鉴国内外先进的钻爆新技术：
1.2.1 新型定向断裂成形控制技术
该技术采用岩石定向断裂爆破装置，如图1所示。把圆柱形工业炸药卷装入内壁轴线方向有对称V形突起1的无毒塑料管2，药卷自身结构发生改变变为异形药包3，沿轴向被压制成聚能穴4。将该装置装入巷道岩体开挖轮廓线上的钻孔中，使聚能穴朝向炮孔连心面方向，炮孔与炮孔之间的距离为传统爆破方法的1.5～2.0倍。爆破后，聚能穴处的爆轰产物向其对称轴线的方向集中，汇聚成速度和压力很高的射流，该高速高压射流直接作用到孔壁上，使对应于聚能穴方向的炮孔孔壁上形成优势裂缝，而后爆生气体迅速涌入裂缝，促进裂缝扩展，形成沿炮孔连心面的光滑断面。
图1 定向断裂爆破装置示意图
相比于传统的爆破技术，新型定向断裂成形控制技术减少了钻孔数量和炸药消耗，巷道成型质量好，有效减轻了劳动强度，提高了作业效率。
1.2.2 多向聚能爆破技术
该技术采用如图2所示的多向聚能爆破装置，把圆柱形炸药药卷装入内壁带有5～8个V型突起1的塑料管2，塑料管长度略大于装药长度，外径小于炮孔直径。药卷因受挤压作用而变为异形药包3，在V型突起部位形成聚能穴。装置引爆后，爆炸能量沿聚能穴方向产生汇聚，形成高速聚能射流作用到炮孔周围岩石上，使孔壁上预先形成多条具有扩展优势的径向裂纹，随后爆生气体迅速涌入裂纹，进一步推动裂纹扩展。而在聚能穴方向以外的其它方向上，塑料管对爆炸产物的阻碍作用和裂纹扩展的择优特性使原生裂隙的扩展受到抑制。同时，由于爆破装置使爆炸能量发生转化，部分能量用于射流侵彻作用，大大降低了爆炸冲击波对孔壁的冲击，因而可避免或减小压碎区的形成。
图2 多向聚能爆破装置
相比于传统爆破技术，多向聚能爆破技术可大大减少炮孔数量和装药量，减少一次起爆药量，避免发生爆破危害，减轻对保留岩体的扰动，提高爆破施工效率并减轻劳动强度。
1.2.3 高效复式掏槽技术
高效复式掏槽技术主要工艺流程如下：
（1）在巷道对称轴上按设计钻取双空掏槽眼；
（2）以空孔为对称中心，钻凿较浅的一阶楔形掏槽眼；
（3）在楔形掏槽形成的空腔为自由面，均匀布置大深度的二阶筒形掏槽。
复式掏槽技术结合上述多向聚能爆破技术，可充分利用空孔空间、楔形掏槽和筒形掏槽的各自优点，更易于形成新的可靠的自由面，可明显改善目前3100扩区下山掏槽爆破效果。
1.2.4 中深孔光爆技术
在岩巷掘进中，增加炮眼深度，采用中深孔爆破技术，可以增加循环进尺，增加一次爆破岩石量，减少打眼装药等工序的辅助时间，有利于提高掘进速度和工效。
光面爆破是一种先进、科学的爆破方法，可使掘出的巷道轮廓平整光洁，便于采用锚喷支护，围岩裂隙少、稳定性高，超挖量小，是一种成本低、工效高、质量好的爆破方法。
2 巷道平衡支护技术
由于3100扩区下山埋深较大，巷道围岩软岩特性十分明显，呈现出高应力、大变形、难支护的特点，传统的锚杆支护理论对此具有一定的局限性，且常规的锚网已经不能满足巷道支护要求。
预应力-让压平衡支护技术在预应力支护与高强锚杆的基础上，通过平衡巷道变形和围岩应力来控制巷道开挖后的原岩应力与位移，达到使支护结构与巷道位移及应力在合理范围内协同变化。对3100扩区下山的支护可起到明显的改善效果。
支护参数的合理与否是决定平衡支护成功与否的关键，3100扩区回风下山采用斜矩形断面，荒宽B荒=4100mm，荒高H荒=2750mm，荒面积S荒=11.28m2；净宽B净=3800mm，净高H净 =2600mm，净面积S净 =9.9m2，采用高强预应力锚网索支护，锚杆规格为Φ20×2400mm，间排距为900×900mm，配150×150×8mm托盘，预紧力不低于40kN。在顶板锚杆之间布置锚索，规格为Φ17.8×6300mm，间排距1800×2700mm，配200×200×10mm托盘，预紧力不低于100kN，支护方案如图3所示。
图3 3100扩区回风下山支护方案
采用FLAC3D数值模拟软件对3100扩区回风下山的支护效果进行数值模拟，由数值分析可知：采用此支护方案，两帮的最大位移量为44mm，顶板下沉量达38mm，底板位移最大为11mm，能较好的控制巷道变形量，满足支护要求。
3 结论
3.1 针对上下山掘进生产特点及制约因素，结合杨营煤矿目前掘进生产装备特点，因地制宜地推广应用了机械化装运作业线，实现了大断面斜巷安全高效掘进。
3.2 根据杨营煤矿采用传统爆破方法爆破过程中存在的问题，有针对性的提出了巷道钻爆新技术，主要包括：新型定向断裂成形控制技术、多向聚能爆破技术、高效复式掏槽技术以及中深孔光爆技术。
3.3 针对3100扩区下山高应力、难支护的特点，提出了预应力-平衡支护技术，采用预应力高强锚杆、锚索进行支护，成功地控制了巷道变形，为巷道的快速掘进提供了安全保障。
预裂爆破技术论文范文4
关键词 高村 采场 爆破 参数 优化 经济 效益
中图分类号：F426.1 文献标识码：A
1高村采场爆破参数优化前经济效益分析
《高村采场二期优化初步设计》未对爆破工艺参数做详细研究与论证，从采场实际爆破情况看，大块率较高，大块率达到了4.5～5%，局部小地段大块率达到7～8%；爆破前冲距离大，爆堆形状效果不佳，对铲装不利。高村采场位于马鞍山市向山镇东北约2km的濮塘镇的陶村、高村、姚儿山村境内。高村采场已经达产，采剥总量达到1500万吨，爆破量大，爆破次数频繁，现在又处于采场上部台阶开采。爆破震动比较大，采场封闭圈200m范围内，爆破震动达到了1厘米/秒。爆破震动对附近村庄造成影响，2006年至2009年公司因此共赔偿约100万元。
2 高村采场爆破参数优化前造成经济损失的原因
由于高村采场没有进行合理爆破参数的研究工作，目前高村采场所使用的穿孔、爆破参数很多是参考了凹山采场的穿爆参数，而两个采场矿石和岩石性质却有显著的不同，非合理的穿孔、爆破参数必然引起采矿成本的增加。其次高村采场周围民居较多，虽然距离采场有一定的安全距离，但对高村采场实行控制爆破技术将会减少爆破对周围环境的影响，所提供的研究报告将有助于今后因爆破引起纠纷的合理处理。
3 高村采场爆破参数优化后技术分析
从2011年9月至2012年3月，现场爆破试验进行了五种不同类型的爆破试验16次，每次现场爆破试验都是由技术科、高采车间和矿院技术人员共同进行和完成的。
（1）侧向爆破漏斗试验总结得出，减小抵抗线有利于减少大块率，降低爆破平均块度，减小炸药单耗，提高延米爆破量，同时也能够减少穿爆成本。
（2）分段装药爆破试验，对于高村采场特别坚硬的矿岩部位，采取分段装药结构。由于孔口充填部分炸药能量降低，上部矿岩容易产生大块。采用分段装药结构可以增加装药分布的均匀性，从而降低大块率，分段填塞高度选取1.5～2m。
（3）预裂爆破试验。初步设计提出的预裂爆破孔距为1.2～1.7m，车间现在采用的孔距约为1.3m。经过3次试验总结得出，预裂爆破孔距可增加到1.8m，现场观测的效果是，成缝效果良好，爆破噪音得到降低。
（4）车间选取的爆破参数孔距排距一般危5m5m，试验选取的参数为9m5m。经过3次试验总结得出，扩大孔距爆破试验总结得出，通过扩大孔距，减小排距的方法，爆堆形态好，大块个数少，大块率降低。
（5）爆破振动测试，通过2次预裂爆破振动测试，2次测试结果都是，振动幅度降低了约50%。由此可以说明，预先进行边坡的预裂爆破，是降低采场爆破振动的非常好的方法。
4 经济效益分析
通过在一般坚硬矿岩内进行的目前正常生产孔网参数与优化参数爆破效果对比，优化后大块率降低了46.4%。对于特别坚硬的矿岩，通过高村采场的多次生产试验，大块明显减少，大块率至少降低了56.3%。由于单孔控制面积有所增加，因此延米爆破量有所增加，炸药单耗有所降低，即单位穿孔成本和爆破成本有所降低。优化后大块率降低，平均块度减小，节约二次爆破成本和破碎成本。
通过该项目所进行的大量分析研究，修正了传统计算预裂爆破参数计算方法，利用获得的合理试验参数进行现场试验验证，将传统预裂爆破的孔距扩大27～44%，爆破噪音至少降低了50%，获得了良好的预裂爆破效果。预裂孔穿孔数目减少了1/3左右，大大节约了靠帮控制爆破的成本。高村采场临近边帮需要进行控制爆破的周界边长约47000m，需要约26110个标准台阶预裂孔。由于预裂爆破孔距加大了1/3左右，因此可以减少预裂爆破穿孔1/3，合约8700个预裂孔。每个预裂孔14m，可以减少穿孔121.8km；穿孔单价按40元/m计算，则额外节省穿孔费用约487.2万元。此外，由于孔距的加大，爆破成本也有明显的降低。此外，进行边界控制爆破，能大大减少边帮清理费用。在预裂爆破后形成的预裂缝前后进行爆破振动测试，结果表明，采用改进的临近边帮控制爆破方法，具有明显的降震效果，第一炮次降低51.3%，第二炮次降低61.8%。采用我们分析得出的预裂爆破参数，对保护边帮有重大意义。
5 总结
（1）借助砂浆模型试验、现场侧向爆破漏斗试验及三维数学模型模拟分析，得出优化爆破参数。通过工业性试验，验证优化参数爆破效果的优越性，大块率在一般坚硬矿岩中降低46.4%，在特别坚硬的矿岩中降低56.3%。据此可以看出，采用优化爆破提出的优化参数进行爆破能显著地降低大块率，节约二次爆破成本和破碎成本。通过对含水炮孔采用导爆索和导爆管雷管联合起爆方法，能够大大提高装药效率，提高爆破施工和管理的安全性。
（2）根据大量试验研究及理论分析，修正了原来计算预裂爆破参数计算方法，得出了计算预裂爆破参数计算得新公式：
PB=228-6＃
PBe=PBB
PBeD≥（S-D）R；
S≤
预裂爆破技术论文范文5
【关键词】露天矿山高边坡；预裂控制爆破；施工技术
0 前言
预裂控制爆破技术是指提前沿设计轮廓线钻凿单排窄孔距、密集的平行预裂炮孔，通过采取减少装药量，不耦合装药等措施，在待爆区主炮孔爆破前，事先同时起爆预裂孔，使预先设计轮廓线形成一条平整的预裂缝，预裂缝形成后，再起爆主炮孔。
预裂控制爆破技术起源于20世纪50年代初期的瑞典，经过数年的生产实践和逐步改善，目前，该技术已成为控制开挖轮廓线的主要爆破方法之一，鉴于该技术可降低爆炸应力波对围岩的破坏，减少预留边坡上的浮石、危石、坡面裂缝等次生危害的出现几率等，利于后期安全生产，获得平整光滑的岩石壁面，大大减少超欠挖量，节省装运、回填、支护费用，节约工程总成本，可放宽对待爆区爆破规模的限制，提高功效，保持边坡的稳定性等优势，已被广泛应用于露天矿高边坡、水工建筑、交通路堑与船坞码头的施工中以提高预留区壁面的稳定、平整及安全。
1 工程概况
西安蓝田尧柏水泥有限公司蓝田县大理岩矿位于陕西省蓝田县蓝桥镇大茂嘴，至蓝田县城直线距离约14km，隶属蓝田县辋川镇及蓝桥镇管辖。矿山属露天矿床开采，矿山三级道路开拓运输方式。主运矿道路里程为0K+000.00m～3K+219.50m，沿线山坡均需爆破施工，本工程主要的爆破施工难点集中在3K+113.30m～3K+219.50m路段。其中3K+113.30m～3K+219.50m路段爆破高度基本为20～30m，0K+000.00m ～3K+113.30m段爆破高度基本为0～10m。为给矿山基建采准施工尽快创造条件，3K+113.30m～3K+219.50m路段山坡爆破必须尽快完成。该路段山体为风化白色大理岩和灰色结晶灰岩，岩层节理、裂隙发育，破碎程度严重，原山体植被发育，坡度基本为45～60°，设计边坡坡度为1：0.2。该爆破区路基北侧约25m位置有一段已竣工路基，3K+067.94m处路基左侧为运矿道路施工用空压机站和设备管理员值班驻地，施工期绝对不允许破坏。
2 爆破方案选取
按照正常的爆破方法，此处爆破方案可选择硐室松动控制爆破、浅眼爆破及深孔松动控制爆破。因该路段路堑开挖高度均在20～30m范围，山高坡陡，考虑硐室爆破不能有效控制开挖边坡且人工作业根本无法在半山坡上进行，显然硐室爆破不合适。浅眼爆破虽能有效控制飞石，减少边坡超欠挖量，但施工时间太久且不经济，起爆次数过多且该段山体表面覆盖土基本在1.0m左右，机械根本无法爬到山坡上清理表层土，人工清理表层土耗工耗时。另该路段路堑挖方必须快速完成才能保证整个工程施工工期。经过认真分析并结合现场实际情况，最终确定选择高边坡预裂控制爆破技术，在路堑开挖轮廓线上布置一排预裂孔以有效控制边坡坡度及超欠挖量。既可加快施工速度，又可保证爆碴粒径以作路基填料用。
3 施工机具选择
确定了采用高边坡预裂控制爆破技术施工方法，根据现有设备情况，选用YQ-100型潜孔钻机，钻孔直径100mm。钻机平台因机械无法上去直接清理，采用手持式小风钻人工配合施工，潜孔钻机架用人工抬至山上。
4 爆破设计
4.1 台阶高度的确定
根据选取的钻机型号以及设计中要求的路基高程确定爆破时最上层的台段高度为11～17m，再往下的一层台段高度为10m。从3K+113.30m～3K+219.50m路段共分为2个台段，施工时先进行最上层台段的爆破作业。
4.2 爆破参数选取
高边坡预裂控制爆破技术为在预留边坡处采用预裂孔，先于主炮孔起爆，在预留边坡处形成2～3cm的预裂缝，边坡要求平滑、稳定。所以，为实现高边坡一次性成型，爆破采用高边坡预裂控制爆破方法，预裂炮孔采用一字形布置，主炮孔采用梅花形布置。
4.2.1 预裂孔
预裂孔炮孔倾角为1：0.2，不耦合装药结构。
孔距a=（8～12）d=0.8m～1.20m，取a=1.0m。
线装药密度Qx=0.188δ0.5a=0.188kg/m。
式中δ―岩石极限抗压强度，取100MPa；
a―炮孔间距，cm；
钻孔超深：钻孔超深是为了克服底板阻力（即岩层的夹制作用），使爆破后不留根坎。在一般情况下，台段高度越大，坡面角越小，底板抵抗线越大，岩石越坚硬，则需要的超钻深度越大。
超钻深度并不是一个很严格的参数，但要保证各台段爆破孔底应落在同一高程上。如此才能保证爆破底部岩面基本平整，有利于下一层爆破。据实际情况：h可在0.5m～2m间取值，孔深取大值，反之取小。
药包直径：采用直径32mm，长度为200mm，重量为150g的管状乳化炸药。
不耦合系数：K=D/d=100/32=3.1
堵塞长度：堵塞长度通常为炮孔直径的12～20倍，即L=1.2m～2.0m，取L=2.0m。
4.2.2 主爆孔
5 施工过程控制及措施
施工过程控制是工程施工技术管理的关键，严格细致的过程控制，行之有效的施工措施是施工安全的可靠保证。炮孔的深度、倾角、间距、排距等爆破参数必须严格按爆破设计施行。施工必须遵照《爆破安全规程》（GB6722-2011）中相关条款操作以确保施工作业安全。
5.1 测量定位
由测量员、当班组长按测量设置的中、腰线引至工作面，严格按照设计图纸确定开挖轮廓线和预裂爆破炮孔位置，炮孔前后移位偏差不应大于20～30cm。
5.2 钻孔
预裂爆破是否成功一多半是由炮孔质量决定的，因此钻孔的过程尤为重要。
以下是一些钻孔过程中需注意的问题：
（1）台段平面须做的平整，尽量做到横向平整，纵向平缓，以致使钻机工作期间更稳当，不至于发生移动。
（2）每打完一孔需重新对钻机进行角度调整，为了方便调整角度，可用铁管做一个固定的角度，方便做参考，这样可以快速的调好钻机角度。
（3）打钻中，钻机的故障严重造成预裂孔角度的变化，其故障主要是指钻机的4个调平千斤卸油、调平水平泡移位。经常保持平整清洁，不要让物件碰撞水平器，若发现水平泡松动，应及时粘牢；调节弹环生锈或已坏时应及时更换。
（4）在钻头接触地面时，水平方向阻力和竖直方向相比较小，所以水平方向的移动会大点，所以在调节钻机的角度时可适当调大1～2度。
（5）钻孔完毕的时候应该注意炮孔孔口的堵塞，防止雨水和碎石落入炮孔中。
5.3 装药与起爆
预裂炮孔采用间隔不耦合装药结构，施工中，药包应尽可能的放置在炮孔中心，根据药包的间隔距离，将药包均匀的捆绑在导爆索上，加工成串状装药结构。中间段药包间距为25cm，孔口段的药包间距为50cm，底部2m采用耦合装药，装药量应增加1～3倍。装药前需对炮孔进行查验，处理尽炮孔内残渣和积水，排不干积水的爆破器材须有防水措施。
预裂孔和主爆炮孔间隔100毫秒，主爆炮孔排间间隔25毫秒。
6 爆破效果分析
采用预裂爆破后，从现场看，整个台段轮廓线整齐，裂缝贯通性好，形成了平顺、整齐的台阶坡面，倾斜坡面超欠挖中部以上在10cm以内，坡面底部最大超欠挖小于15cm。
总体上，此次爆破较成功。不仅改善了爆破质量，降低了工程的总成本。而且爆破时减少了后冲、后裂和侧裂、降低了爆破地震、噪声、冲击波和飞石的危害，没有出现盲炮和不耦合装药的断爆现象；预留边坡稳定，平整，半孔残留率好，边坡无散岩，无挂石，爆破的效果基本达到了预期的目的。
7 结语
采用预裂控制爆破方案，将路堑一次爆破成型，严格控制了超欠挖量，保持边坡平顺稳定，有效的解决了边坡失稳问题，同时降低了单位用药量，提高了经济效益。采用孔内孔外微差爆破，降低了爆破地震效应，有效的保护了周围的施工设施，实现了最佳的爆破效果。
【参考文献】
[1]罗绍裘，刘大荣.矿床开采卷，采矿设计手册[M].中国建筑工业出版社，1987.
[2]王海亮.铁路工程爆破[M].中国铁道出版社，2001.
预裂爆破技术论文范文6
关键词：回采工作面 预裂爆破 增透 抽采瓦斯 瓦斯治理
1 概述
焦作作为一个开采历史悠久的矿区，目前主采矿井开采深度逐步加大，实测最高煤层瓦斯压力已达2.42MPa，瓦斯含量34m3/t。迄今为止，已累计发生煤与瓦斯突出350余次。煤与瓦斯突出的发生，严重威胁着煤矿的安全生产，制约着采煤工艺的进步，从根本上解除瓦斯因素的束缚，是各突出矿井所面临的紧迫任务。
突出煤层区域瓦斯治理的关键，是抽采措施的有效性。焦作矿区煤层透气性条件差，在提高煤层透气性方面进行的研究，包括提高钻孔有效影响半径和改变煤体裂隙发育状态等方面。大直径钻孔试验、变径扩孔试验等属于提高钻孔有效影响半径的方式，深孔预裂爆破则属于提高煤体裂隙发育程度的方式。提高预抽钻孔抽采效果，单纯依靠抽放时间的延长必然影响掘进施工进度，针对这一问题进一步研究钻孔增透技术是必要的。
2 预裂爆破目的
预裂爆破的目的是为了增加煤体的裂隙长度和范围，以提高透气性，减少抽放阻力，从而提高瓦斯的抽放率。因此它不仅要求在相邻孔间连线方向形成贯通裂缝，而且要求其它方向尽可能多地产生裂隙，使煤体内形成以炮孔为中心相互连通的裂隙网。
3 预裂爆破设计方案
3.1.1 施工工序
预裂爆破孔施工——装药——封孔——联线——起爆——预裂爆破效果考察。
3.1.2 爆破孔施工
施工机械：抚顺煤科院生产的ZDY—500/22S型煤矿用全液压坑道钻机。
3.1.3 爆破材料选型
①炸药选型：安徽雷鸣科化股份有限公司生产的PT437水胶炸药。
②雷管选型：鹤壁煤业集团511厂生产的煤矿许用毫秒延期电雷管，额定阻值≤6.0Ω，实测阻值3.8—4.4Ω较多，选用阻值4.0—4.2Ω。
③导爆索选型：阜新矿务局生产。
④深孔预裂管选型：淮南矿务局生产。
⑤放炮母线及长脚线选型：4×1.5mm2电缆。
3.1.4 爆破参数
①炸药
单卷炸药参数：长210mm，Φ35mm，重量0.22kg。
②引爆方法
采用单孔双回路并联引爆。
第一引爆回路：电雷管引爆；最外端一卷炸药内设置一个电雷管。
第二引爆回路：电雷管+导爆索引爆；从炸药卷里端开始敷设导爆索直至炸药卷外端，在导爆索外端绑上一个电雷管。
爆破孔内的2个电雷管采用并联方式与母线连接。
③发爆器的选择
选用MFD—200型发爆器，引爆能力200发，脉冲电压峰值2800伏，允许最大负载电阻1220Ω。爆破网路电阻为22.59Ω，发爆器准爆能力远远大于爆破网路电阻；因此，所选发爆器能够满足要求。
3.1.5 装药
爆破钻孔施工后，必须尽快要装药，装药前，孔内应保持畅通，无残留煤渣，孔内煤渣多，应用压风吹尽。
图1 装药工艺图
装药方法：用竹板上、下错步扣住药卷，药卷应依次送入，导爆索从顶端一直拉到孔口外，孔口处的药卷和导爆索安装矿用毫秒延期电雷管。脚线与电线连接，接头设置在预裂管末端，并固定一根铅丝，（故障时，拉出药卷），最后，用管子轻轻使药卷送入孔内。
3.1.6 封孔
用黄沙和黄泥进行充填。炮眼10米以外，用黄沙和黄泥封填，把黄沙送至距孔口5m处，黄泥封到孔口，黄泥要有一定的粘稠度，避免堵住炮眼。
4 预裂爆破试验考察
14121运输巷位于14采区西翼，上部为14121工作面未采区，下部为14141设计工作面，于2005年3月开始施工。14121运输巷煤层厚4.2～9.2m，平均厚度6.5m，上部软分层厚度0.7～2.5m，煤层倾角12.5°，直接顶为2.9m厚的粉砂岩，老顶为9.85m厚的砂岩，直接底为1.15m厚的碳质泥岩，巷道顶板标高—208.4m。实测煤层原始瓦斯含量在17.4m3/t，瓦斯压力1.17MPa。
14121工作面自2011年8月12日在14121工作面进行第一次预裂爆破实验，共打16个预裂孔，其中包括：切眼3个预裂孔、一横贯10个预裂孔、下风道3个预裂孔。下风道2号预裂孔装药时由于塌孔无法爆破，其它15个预裂孔都顺利进行了爆破。预裂爆破钻孔一般深度32～65m，封孔深度不小于10m，每次装药量在114～240卷。
4.1 预裂爆破参数及工艺的考察
预裂爆破孔参数：采用Φ89mm钻头施工，采用风力排渣；钻孔布置距顶板1—1.5m，布置在硬煤中，距软分层>0.2m，距抽放孔的距离>0.5m，预裂爆破孔施工方向：沿工作面走向方向，平行于抽放孔，与水平夹角0—1°，不能有负坡度，否则不便于排渣、装药。预裂爆破采用竹板捆绑装药，用沙和黄泥封孔，导爆索引爆的方式，均取得了较好的效果。
4.2 预裂爆破影响半径的考察
试验期间，分别与爆破前后测试预裂爆破孔两侧一定范围内的抽放孔的抽放参数，考察表明：预裂爆破钻孔的影响半径可达10～18m。在其影响范围内，一些钻孔抽出量成倍提高，但也有一些钻孔瓦斯浓度下降，流量升高，抽出量显著降低。
分析认为，预裂爆破孔一方面使煤体卸压，瓦斯解吸量升高，另一方面会因为爆破的作用，破坏已有钻孔的封孔段，导致其抽出量的降低。而再远一些的位置，则可能在爆炸能量的挤压作用下，裂隙发生闭合。
4.3 预裂爆破抽放效果考察
①对14121下风道的8寸孔板进行跟踪考察。
考察发现：8寸孔板的抽出量比预裂爆破前最大增加21.5%，平均增加10.9%。
②对14121下风道的3号预裂爆破钻孔附近20米的抽放钻孔进行了跟踪考察。
考察发现：预裂爆破后，爆破孔以里9.6米、11.6米处和爆破孔以外4米、8米处的钻孔抽出量减小，但其他钻孔的抽出量都是增加的；70天后，所有钻孔的抽出量都比预裂爆破前增加，百米钻孔瓦斯流量也比预裂爆破前增大。
③对一横贯以东41米不同距离处的8组钻孔进行跟踪考察。
考察发现：8组抽放钻孔的抽出量都是不断增加的，百米钻孔瓦斯流量也增大。
5 结论
通过预裂爆破，可以使得煤层瓦斯卸压、增加裂隙沟通、提高煤层的透气性，进一步减小和消除工作面在回采期间的煤与瓦斯突出危险，保证了矿井的安全生产，促进了矿区的社会稳定。
参考文献：