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临近最终边坡控制爆破设计方案*

2021-06-06曾德进

采矿技术 2021年3期
关键词:孔距光面裂孔

曾德进

(1.江西铜业民爆矿服有限公司,江西 德兴市 334200;2.江西国泰集团股份有限公司,江西 南昌 330096;3.江西省爆破工程技术研究中心,江西 南昌 330012)

1 工程概况

铜厂采区属于德兴铜矿主采区,采区水龙山下部边坡−40m台阶临近固定边坡区段进行靠帮剥离,岩体主要由中偏弱蚀变千枚岩构成,爆岩体多属Ⅱ类岩,硬度系数f=6~8,极限抗压强度为60~80 MPa,岩体受多组断裂构造控制,岩体内节理裂隙发育。此外多雨天气施工时炮孔集水现象普遍。爆区周围条件好,但爆区工程地质条件复杂,围岩节理裂隙发育,边坡安全防护难度大。

2 爆破设计

临近最终边坡的爆破设计包括预裂爆破、预留缓冲层光面爆破和垂直深孔爆破。强夹制条件下预裂爆破震动强烈。考虑周边建(构)筑设施减震防护需求,预裂爆破沿用“加密孔、减弱装药、多段微差”的工艺模式[1−4]。

2.1 预裂爆破

2.1.1 布孔方式

台阶高度为15m,最终坡面角为65°。沿−40m台阶最终境界线预留缓冲层光面孔,钻孔下斜角度为65°,然后在其前方2.0m距离布预裂孔。如图1所示,

2.1.2 基本参数选择

基本参数沿用铜厂采区预裂爆破经验数据:孔径D=140mm,不耦合系数K=4.38,超深Lc=0.5m,单孔正常装药段线密度qL=1003.4g/m,预裂孔底与主爆区缓冲孔距离≥1.5~2.0m。从采区以往的上部台阶预裂施爆效果看,上述参数是适用的。

图1 炮孔布置

2.1.3 孔距

孔距按式(1)计算:

式中,D为炮孔直径,cm;a=98 cm~168 cm。考虑围岩松软、永久边坡服务年限长,孔距不宜太大。参考采区类似岩性条件下经验值,预裂孔孔距a=1.5m,

2.1.4 炮孔长度

炮孔长度由台阶高度和超深确定:

式中,H为台阶高度,m;Lc为超钻深度,m;θ为钻孔下斜角,°。计算出预裂孔长度16.5m。

2.1.5 单孔装药量

式中,qL为正常装药段线密度,g/m;L为炮孔长度,m;Lj为减弱装药段长度,m;Lt为炮孔上部不装药段长度,m;Qj为孔底加强装药量,g。

取Lt=3.0~5.0m,计算出单孔药量为11.0~15.0 kg,取Lt=5.0~5.5m,计算出单孔药量11.0~14.0 kg。最终确定每孔装药Q=12.0 kg。

2.1.6 孔口堵塞长度

预裂孔孔口宜堵塞,药串放入炮孔到位后,用纸团或编织袋等松软的物质盖在药柱上,然后用岩粉堵塞炮孔,孔口堵塞长度为1.5m。

2.1.7 装药结构

装药共分3段[5−8]:加强装药段、正常装药段和减弱装药段。孔底加强装药段长度为0.8~1.2m,孔底线装药密度取正常线装药密度的3倍。正常装药段线密度为0.9~1.0 kg/m,减弱装药段线密度0.5 kg/m。相关参数详见表1。

表1 预裂孔装药结构相关参数

2.2 预留缓冲层光面爆破

钻孔直径D取140mm。炮孔倾角与坡度设计一致,取65°。台阶高度H=15m。炮孔超深h取0.5m。

2.2.1 最小抵抗线

最小抵抗线W光按式(4)计算:

式中,W光为光面爆破最小抵抗线,m;K为计算系数,一般K=15~25,软岩取大值,硬岩取小值;D为炮孔直径,m。

按“多孔少药”的设计思路,本次计算取K=15,D=0.14,代入公式(4)计算出W光= 2.1m,取W光=2.0m。

2.2.2 孔距

孔距a光按式(5)计算

式中,m为炮孔密集系数,一般取0.6~0.8。

将m=0.75代入式(5)计算得:a光=1.5m。

2.2.3 炮孔长度

炮孔长度L按式(6)计算

式中,L为光爆孔长度,m;α为边坡钻孔倾角,°。

计算得炮孔长度L=17.0m。

2.2.4 堵塞长度

根据现场施工经验,为了保护好孔口位置岩石,光面孔的堵塞长度一般取1.5~1.8m,硬岩取小值,软岩取大值。本次爆破取堵塞长度为2.0m。

2.2.5 单孔装药量

线装药密度为:

式中,K光为光面爆破炸药单耗,一般取0.15~0.31 kg/m3,硬度系数f=6~8时,K光=0.26 kg/m3,考虑炸药能量易楔入围岩裂隙、造成坡面层破坏,设计取小值。

该区域光面爆破是为了提高边坡质量,故参数选取应该趋于保守,本次爆破,K光=0.26,a光=1.5,W光=2.0。

代入公式(7)计算q光=0.78 kg/m。

单孔装药量Q光=q光×L=13.26 kg。

实际施工过程中,孔口2.0m左右须进行堵塞,炮孔底部为了抵抗岩石的夹制作用,通常底部1m左右线装药密度增加1倍。

表2 预留缓冲层光爆炮孔参数

2.2.6 装药结构

装药结构相关参数见表3。

2.2.7 起爆方式与爆破规模

采用导爆索、导爆管雷管组合的延时爆破网络,光爆孔孔内用导爆索传爆,以确保预裂层同时起爆。采用导爆索将各个炮孔地表导爆索往同一方向串联起来,分段起爆时各段之间采用非电导爆管雷管串联接力,以实现微差起爆。

表3 光面爆破装药结构相关参数

2.3 缓冲区垂直深孔爆破

考虑周边建(构)筑设施有减震防护需求,深孔爆破沿用“加密孔、减弱装药、多段微差”的工艺模式。潜孔钻爆区典型剖面布置主爆孔、缓冲孔、辅助孔各一排。主爆孔连续装药、缓冲孔中部间隔装药。考虑水平片理结构影响顶部岩体破碎效果,辅助孔装药重心适当提高,顶部充填高度3.5m。主要爆破参数见表4。

表4 垂直深孔爆破设计参数

3 爆破安全技术

3.1 爆破振动控制

爆破振动安全距离及炸药用量的计算按照以下参数规定范围进行取值,最大单响药量:

式中,V为质点允许振速,cm/s;K、a为与爆破点到保护对象间的地形条件、地质条件有关的系数和衰减指数,软岩至硬岩K=200~350、a=1.8~2.0;R为爆源到观测点的距离,m。

参数选取K=200,a=1.5;参考《爆破安全规程》(GB 6722-2014)抗震标准,选取允许振速为10.0 cm/s。

需保护的建构筑物在不同安全距离及允许振动速度下的最大允许装药量计算结果见表5。

表5 最大药量计算明细表

根据上述计算结果,预留缓冲层光面孔的最大单响炸药量应控制在183.22 kg以下,预裂孔的最大单响炸药量应控制在222.37 kg以下,辅助孔和深孔的最大单响炸药量在最大允许单响药量以下。施工中采取分段起爆,用非电毫秒导爆管雷管分段。因此,理论上按此设计施工,被保护对象是安全的。

实际施工中采取以下措施控制爆破振动:

(1)采用少装药、间隔微差起爆的方式把质点振速控制在允许值以下;

(2)采用清渣爆破的方式改善场地条件,能起到有效减震的作用;

(3)缩小爆破规模、合理控制每面炮炸药用量,杜绝单孔超量装药,前后响微差时间适当增加;

(4)突出防控重点,做好单体爆破设计,精确核实炮孔到被保护对象之间的最小距离;

(5)实测爆破质点振速,掌握K、a的准确值,以便来提高设计精度。

3.2 爆破飞石控制

根据《爆破安全规程》要求,露天爆破飞石对人员的安全距离不小于300m,对设备不小于200m,山坡露天顺风方向增加50% 。

4 结语

在进行预裂爆破方案设计时,应综合分析矿山地质条件及所爆岩体的主要力学性质和主要参数,在理论分析及经验公式计算的基础上,确定爆破方式及相关参数,通过现场试爆,观察边坡预裂孔出露情况,进一步优化爆破参数,以取得边坡“不欠爆不超爆”的爆破效果,确保露天边坡的长期稳定。

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