摘要：进路式充填采矿方法通过将矿体划分成矿房和矿柱,采取两步骤回采方式,即一步骤先回采矿柱并充填,待充填体达到设计强度后再进行二步骤矿房回采,在此种开采方式下,若矿岩条件比较差且钻爆参数不合理,不仅会导致矿房回采后采场边帮轮廓成形效果差、超欠挖现象严重以及矿石损失率与贫化率较大,而且爆破振动有害效应比较大,充填体损伤垮塌严重,恶化了采场作业条件,严重制约了矿山机械化、规模化开采。为解决此类问题,以某地下矿山为例,利用高精度数码电子雷管的起爆特性,开展了一步骤回采下向孔预裂爆破技术研究与现场试验。结果表明:①采用数码电子雷管预控界面爆破试验方案后,采场边帮预控界面清晰可见,半壁孔痕率能达到60%以上,超欠挖量也可以控制在20 cm以内,为二步骤矿房回采创造了有利条件;②爆破振动峰值大幅降低,爆区附近的充填体得到有效保护,垮塌现象大幅减少;③避免了裸露的导爆索在爆炸过程中产生的噪声和冲击波对爆破作业人员产生危害,有效保护了爆破作业人员身心健康,工作环境得到明显改善;④民爆物品消耗量降低了0.46元/m^(3),有效降低了爆破成本,经济效益显著。上述研究成果可为类似矿山提供借鉴。

摘要：某地下金属矿山辅助斜坡道掘进处于强风化闪长岩及中风化闪长岩中,断层、节理裂隙发育,岩体质量呈现出复杂多变性特征,受地表水系影响,地下水较大,在掘进中岩体易发生坍塌,采用常规爆破方法掘进导致超欠挖现象较为严重,爆破成型控制难度比较大,最严重时顶板垮塌高度达8 m,由此增加了排险与支护工作量,影响施工进度。针对这一工程情况,设计了分次分段掘进的光面爆破技术方案,在同一断面不同区域设计不同的爆破技术参数,爆破后巷道界面比较平整,超挖量控制在15 cm以下,无欠挖;在顶板位置周边孔孔痕率能达到65%以上,有效减弱了爆炸冲击对顶板围岩的破坏作用。在解决特定围岩条件下爆破成型问题的同时也进行了技术扩展应用,指出在施工过程中可结合如加密布置周边眼以减少单孔装药量甚至是采用不装药的措施来达到控制巷道成型的目的,最大程度地保护预留岩体。

摘要：为提高矿山井筒掘进施工循环进尺,在分析井筒爆破常用的直眼筒形掏槽和斜眼锥形掏槽形式特点的基础上,研究设计了双阶同深分段掏槽爆破技术。该掏槽技术的关键在于一阶掏槽孔采用分段装药结构,将炮孔内的炸药能量分2次释放,加上中间空孔的辅助作用,可有效提高一阶掏槽孔的爆破效果;一阶掏槽取得的好效果使得二阶掏槽破碎岩石更加容易,进一步提高了二阶掏槽质量;良好的掏槽质量为辅助孔破岩提供了足够的补偿空间和自由面,对爆破试验段能取得平均循环进尺3.67 m的效果起了决定性的作用;周边孔采用光面爆破措施使得井壁围岩质量得到有效控制,减少了刷帮、支护等其他辅助作业时间。双阶同深分段掏槽爆破技术配合大段高液压金属模板使用,大大提高了工序间的转换效率,有效缩短了竖井施工工期,综合爆破技术指标良好,为后续施工或其他类似井筒爆破掘进工程提供了范例。

摘要：为确保大断面立井马头门施工质量,并降低爆破对立井马头门产生的损伤与破坏,提出了一种立井大断面马头门掘进的超前致裂分区爆破技术。根据某地下矿山立井马头门设计断面及工程地质条件,将-199.5 m、-258.2 m等马头门掘进断面划分为上分层、中分层、下分层等,施工顺序为:上分层→中分层→下分层。首先沿各分层开挖轮廓线施工超前致裂孔,其孔深为马头门掘进深度,超前致裂孔采用间隔装药,并先于主爆区起爆,实现孔间相互贯通。其次,沿各立井马头门开挖轮廓线形成“减震沟”,降低爆破地震波的传播。马头门各施工区域设置逐孔微差起爆,间隔时间为5~20 ms,实现分段爆破振动的干扰、抵消,降低爆破对大断面马头门的影响。各马头门开挖轮廓线半壁孔率达95%以上,既能满足大断面马头门破碎岩体掘进中对控制顶板成型质量的要求,又降低了支护、喷浆等成本支出,实现错峰降振。大断面马头门掘进的超前致裂分区爆破技术可为类似立井马头门施工作业提供一定指导建议。

摘要：微差爆破网路设计对于控制爆破振动、提高爆破效果具有重要意义。对数码电子雷管爆破网路不同延期方案下的爆破振动影响因素进行定量分析,以优选微差爆破方案。以某露天矿山为工程背景,选取延期时间、爆心距2个分析指标,设置8,16,24,32,48,72 ms共6种延期方案,开展方差分析及萨道夫斯基回归分析。结果表明:爆心距单因素对爆破振动速度的影响相关系数R2为0.7192;爆心距、延期时间双因素共同作用对爆破振动速度的影响相关系数R2为0.9008,均具有较强相关性;在距离爆源60~200 m,延期时间对爆破振动速度大小具有较大影响,且当最大段装药量一致时,不同延期时间对爆破振动速度的影响趋势相同。

摘要：为消除石溪野水泥厂废弃薄壁钢混结构烟囱的安全隐患,在分析烟囱周边环境及拆除技术难点的基础上,采用与高压线平行的定向倒塌方案进行控制爆破拆除。设计爆破切口高度2.25 m,切口角度225°,三角形定向窗高度1 m,筒壁和烟道处炸药单耗分别取3.8 kg/m 3和2.3 kg/m 3;倒塌方向上设置两道高度1 m的土挡墙以减弱塌落振动,采用铁丝网和多层密目网防护措施以控制爆破飞石。通过精细的爆破设计和组织施工,成功实现了烟囱的定向爆破拆除,爆破振动和飞石控制在安全允许范围内。

摘要：本次研究以传统预裂爆破技术为基础,以西北某露天铁矿并段超深孔预裂爆破项目为背景,在工程实例的基础上提出了超深孔底部加强装药公式,即底部加强装药高度L1取值范围0.1 L～0.2 L,其中L∈(15,30)为孔深,m。以底部加强装药的超深孔预裂爆破参数设计为基础,运用ANSYS/LS-DYNA数值模拟软件进行数值模拟,对比模拟结果,分析底部加强药区域部分节点应力场分布以及压力峰值。结果表明底部加强药高度为4～4.5 m时预裂爆破效果最好。提出了底部加强装药高度L1取值范围0.15 L～0.17 L。并进行了现场试验,试验效果均较理想,底部成缝效果较好,证明了超深预裂孔底部加强装药技术可行,有效地指导了矿山生产。

摘要：某地下矿山主矿体赋存于闪长岩与砂页岩接触带部位,岩石节理裂隙比较发育,因矿石中含造泥矿物和鳞片状矿物以及软弱夹层,导致矿体稳固性较差。为确保开采过程中的安全,设计采用进路式尾砂充填采矿法,分为两个回采步骤,即一步骤先采矿房,待矿房回采结束并充填后进行二步骤回采矿柱,采取“隔三采一”的方式。进路爆破质量受工程地质条件、原爆破孔网参数不合理等因素影响,导致生产爆破中出现炮孔利用率低、炸药单耗偏高、巷道成型差、超欠挖现象严重、大块多以及巷道支护工作量大等问题。为解决采矿进路爆破过程中的安全问题,从掏槽方式、炮孔布置、炮孔深度、装药结构及起爆顺序等方面进行爆破方案优化,试验结果表明:参数优化后爆破效果明显改善,炮孔平均利用率由82.1%提高至92.6%,提高了10.5%;炸药平均消耗量由2.93 kg/m^(3)降低至2.00 kg/m^(3),降低了31.74%;半壁孔痕率平均在76%以上,进路断面超欠挖量也控制在10 cm以下,断面轮廓成型较好,岩石块度均匀。研究成果可为类似爆破工程提供参考。

摘要：为安全拆除爆破某百米高混凝土电塔,在电塔倒塌方向偏转角理论推导分析的基础上,研究了风荷载对电塔倒塌方向的影响规律,并组织了拆除爆破施工。研究表明,当预设倒塌方向与风向一致时,对塔体倒塌方向影响最大;随着基本风速的增加,塔体倒塌偏转角逐渐增大,当基本风速在12 m/s以内时,倒塌偏转角可控制在3.2°以内;当基本风速为7.5~8.5 m/s时,应考虑横风向共振效应的影响。通过精心的设计、施工,实际电塔倒塌偏转角度控制在理论分析范围内。该成功案例对类似高耸建筑物爆破拆除具有一定借鉴作用。

摘要：以某石灰岩矿临近输油管道控制爆破作业为工程背景,根据爆区特点及被保护管道的安全允许振速,制定了合理的控制爆破方案,设计了深孔爆破参数,并对爆破振动进行了监测。经过精心设计与施工,保证了输油管道安全,为类似工程积累了宝贵经验。