爆破系统范文
爆破系统范文（精选12篇）
爆破系统 第1篇
在采矿、水利水电、道路以及机场港口等工程领域中,爆破是破碎和抛移岩体最为有效的方法,其中又以台阶爆破方法的应用最为普遍和广泛。在爆破的各种客观条件一定时,爆破参数的设计是否合理将直接影响到爆破效果及经济效益。
对台阶爆破而言,由于爆破地质环境的复杂多样,很难用数据参数精确地描述以及确定其对爆破效果的影响大小,大多数爆破设计是凭借着设计者的经验,效率较低,尤其是对深孔台阶爆破的爆破效果很难控制,爆破参数较难靠经验得到优化。因此,开发深孔台阶爆破CAD系统对深孔台阶爆破有着重要的意义。
2 开发环境的设置
在AutoCAD 2006及其以后版本中,Atuodesk为其开发添加功能强大的.NET API。.NET API提供一系列托管的外包类(Managed Wrapper Class),使开发人员可在.NET框架下,使用任何支持.NET的语言,如VB.NET,C#和Managed C++等对AutoCAD进行二次开发。其优点是完全面向对象,在拥有与C++相匹配的强大功能的同时,具有方便易用的特点。
.NET Framework是微软新一代Microsoft的平台,所有的.NET程序都编译成中间语言,由称为Common Language Runtime的运行时环境管理。.NET框架提供了大量的基类,所有CLR的语言都可以获取这些基类的功能,这使得编程语言具有高度的独立性。而C#语言是唯一用于设计.NET Framework的语言。
所以本系统将基于.NET平台在Viusalstudi.net 2005开发环境下用C#语言和ObjectARX╋managed wrapper classes对AutoCAD 2007进行二次开发。
3 CAD系统开发
3.1 系统基本功能
以爆区地形图为设计基础图件,根据地形条件,在手工选定爆破区域后,实现炮孔自动定位、爆破网络的自动布置、预测爆破效果,并根据实际爆破效果评价爆破方案进而修改爆破参数,从而实现爆破参数的最优化。
3.2 以块度为准则的爆破效果优化模型
采用Kuz-Ram模型预测爆破效果。Kuz-Ram模型主要由以下两个方程来描述:
1)Kuznetsov方程。根据炸药量、岩石强度和爆破体积来预测破碎块度的半经验模型,其方程形式为:
其中,Xm为平均块度尺寸,cm;A为岩石系数;V0为每孔爆破岩石体积,m3;QT为每炮孔内炸药的TNT当量,kg。
参数A反映了岩石各种性质对爆破作用的综合影响,岩石的主要性质包括岩石的物理力学性质和岩石的结构面特征。岩石系数A可用下式来确定:
A=0.06(RMD+JF+RDI+HF) (2)
其中,RMD为岩石性能系数;JF为岩石节理系数;RDI为密度影响系数;HF为硬度影响系数。
2)Rosin-Rammler方程。用来表示块度分布,其方程形式为:
R=e-(X/Xc)n (3)
其中,R为尺寸大于X的质量百分率,%;X为断裂尺寸,cm;Xc为特征尺寸,cm;n为均匀度系数;e为自然对数的底,取2.718 3。
由于平均块度Xm为R=0.5时对应的块度尺寸,则将R=0.5,X=Xm代入式(3)可求得Xc的值:
Rosin-Rammler方程中有一个重要的系数n即为均匀度系数,该系数反映了以下因素对块度分布的影响:钻孔直径、抵抗、间距、孔深以及钻孔精度等,n的表达方程为:
其中,W为炮孔最小抵抗线,m;S为炮孔间距,m;d为炮孔直径,mm;B为钻孔精度标准偏差,m;L为装药总长度,m;H为台阶高度,m。
3.3 以爆堆形态为准则的爆破效果优化模型
爆堆分布的预测采用韦布尔模型,该模型用较少的参数得出了实用的爆堆分布曲线。
以h(x)为爆破后离爆源x处的爆堆高度;ρr为爆前岩石密度;ρra为爆后岩块的堆积密度;A0为待爆岩体面积;Lm为岩块最远抛距。韦布尔模型用方程组表示为:
其中,Gx为爆破岩体的重心水平位移,m,Gx=φxW;φx为现场试验经验系数;W为底盘抵抗线m;ζ为岩石的松散系数。
通过迭代计算得到α,β代入爆堆曲线函数,则能得到对应坐标的爆堆高度:
4 系统组织结构
4.1 系统组成
1)爆破设计子系统。通过本子系统,在人工干预的条件下,可以完成爆破的初步设计,完成炮孔的初步定位和炸药量的初步计算等。2)爆破效果预测子系统。根据初步爆破设计,通过模型预测块度和爆堆分布,从而形成施工用爆破设计。3)爆破参数优化子系统。根据实际爆破效果与预测效果的对比,修正预测模型参数。使之较好的用于本地质条件下的爆破设计优化。4)爆破文档子系统。本子系统用于生成系统优化施工图件如爆破指令书、穿孔任务书等。
4.2 系统框架
进入系统→选定爆破区域→初步爆破设计→爆破效果预测→爆破效果优化→生成爆破设计模板。
参考文献
[1]王民寿,蒋晓明,隆文非.修正KUZ-RAM数模预报爆破堆石料块度[J].四川水利发电,1999,18(4):77-80.
[2]邬庆生.现代岩石爆破数学模型的进展[J].长沙矿山研究院季刊,1986(4):169-175.
爆破系统 第2篇
技术方案
山东黄金集团归来庄矿
北京科技大学
北京龙德时代技术服务有限公司
2014年4月
一、实验的目的和意义...........................................................................................................2
二、非煤智能爆破监控系统简介...........................................................................................3
三、研发设备完成情况与基本参数.......................................................................................5
四、工业性试验方案.............................................................................................................15
一、实验的目的和意义
非煤矿井智能爆破监控系统科研课题是国家“十二五”科技重点支撑计划--
非煤矿安全监控系统的重要组成部分。自2012年初开始至今，北京科技大学会同山东黄金集团等有关单位进行了相关的基础研究和理论分析。对金属矿山爆破条件、爆破环境、不安全因素等进行了现场调查和实验测试。初步完成了金属矿山井下爆破安全监控系统的设计和研发。按照十二五计划的相关要求，需要结合现场的开采布局和工程条件，进行工业性应用和示范。
进行工业性实验的目的是：
（1）按照初步设计方案，建成适合于现场开采作业条件和爆破环境的智能爆破监控系统。
（2）协调并完善智能爆破监测系统不同模块之间的协调性和统一性。（3）检验系统的实用性、灵敏性、可靠性、环境适应性等性能，并对不合要求的功能进行补偿和完善。
（4）完善数据采集及数据分析功能。
（5）建立适合于现场实际的控制、预警参数体系。（6）为现场爆破作业的安全保障提供技术支撑。
根据国家科技十二五支撑计划的安排。该系统有北京科技大学研发，山东黄金集团归来庄煤矿实施工业试验等相关内容。
根据科研计划进度安排，现在需要在归来庄矿实施工业性试验。
非煤矿井智能爆破监控系统科研课题是国家“十二五”科技重点支撑计划--非煤矿安全监控系统的重要组成部分。根据国家科技十二五支撑计划的安排。该系统有北京科技大学研发，山东黄金集团归来庄煤矿实施工业试验等相关内容。自2012年初开始至今，北京科技大学有关研发人员，按照十二五计划的相关要求，已经完成了相关系统的研发等工作。
根据科研计划进度安排，现在需要在归来庄矿实施工业性试验。
二、非煤智能爆破监控系统简介
一）基本功能介绍
金属矿、非金属非煤矿，爆破事故的种类主要是： 1.人员没有撤离，爆破时，爆炸伤害； 2.人员警戒不到位，爆炸伤害；
3.安全起爆位置不对，爆破时引起的突水、塌陷、冲击地压等造成伤害； 4.操作人员，误入，造成爆炸伤害； 5.起爆时间控制不严格，造成伤害；
6.炮眼没有排出，人员过早误入，造成伤害。等等。
针对上述安全隐患，按照“本质安全，不安全就不能爆破”的基本理念，非煤矿智能爆破监控系统设计为“六个不能，一个监控”功能，具体如下：
1、危险区域内有人，就不能爆破。
2、警戒人员不到位，就不能爆破；
3、人员不连锁，就不能爆破；
4、安全起爆位置不对，就不能爆破；
5、起爆时间不对，就不能爆破
6、有害气体没有排出，不能进人！
一个监控：矿山各级领导能够通过网络对爆破全过程进行实时监控。二）具体实现的方法
1、危险区域内有人,就不能爆破。
就是爆破时，首先监测爆破区域（警戒区域）是否有人，有人系统就自动闭锁，不能爆破。
是否有人的信息的判断方法：通过安装在爆破警戒区域内的爆破监视器来完成控制，有人员在危险区域，就终止作业，不能爆破。
2、警戒人员不到位,就不能爆破；
就是爆破时，首先监测警戒人员是否到达警戒区域，如果警戒人员没有到达警戒区域系统就自动闭锁，不能爆破。
是否有人的信息的判断方法：通过安装在爆破警戒区域内的爆破监视器来完成控制，警戒人员不在警戒区域，就终止作业，不能爆破。
3、人员不连锁,就不能爆破；
确保爆破时，责任人必须到现场完成自己的职责。
通过虹膜识技术和连锁卡射频技术实现，如联锁中其中一人离开爆破监控周边一定距离，系统将自动闭锁，不能爆破。
此虹膜技术能够准备无误的采集传输人员信息，靠近设备，并按照设备的语
音提示观看一下镜头，就完成识别过程，下传给智能智能发爆器机，实现连锁爆破。
4、安全起爆位置不对，就不能爆破；
通过智能智能发爆器和安全位置标识器综合作用实现的，在起爆安全位置处设定一台安全位置标识器，智能智能发爆器只有收到设定的安全位置标识器发出的信号时，才能启动进入工作状态，否则，不工作。通过控制无线通讯的距离就能够有效的控制位置。
5、有害气体没有排出，就不能进人。
在线气体检测仪对有害气体（一氧化碳、二氧化氮等）、烟雾等进行实时检测；并且进行语音提示； 三)系统基本组成
非煤矿智能爆破监控系统的组成为：
1、主系统
安放到调度室：监控主机1套，终端管理机1台，系统软件1套（含网络管理软件），终端管理软件1套,参数测定仪1台，传输线路与供电线路等。
2、子系统：
在井下爆破地点，主要由安全距离标识器、人员连锁仪、爆破人员监视器、语音光报警器、智能智能发爆器、区域控制器等组成。
三、研发设备完成情况与基本参数
一）十二五支撑计划的技术要求
十二五科技支撑计划对非煤矿智能爆破监控系统的基本要求如下：
起爆安全位置（距离），自动控制起爆安全位置，不安全就自动闭锁； 3）同时可控制的地点，32个以上； 4）系统监控隐患数量，同时6个以上；
5）起爆前控制指标，安全位置、警戒位置、是否有人、起爆时间、警戒人员是否到位；
6）起爆时控制，自动闭锁。不安全就不能起爆； 7）起爆后监控指标，一氧化碳，氧化氮，氧气； 8）起爆后警示，语音光；
9）系统巡检周期，30秒； 10）通讯距离，10千米； 11）外接数据读取速度，10秒。
二）已经完成系统与单个硬件研发的技术参数：
经过一年多的研发工作，已经完成了系统的各项设计制造，技术参数如下：
1.系统主要技术参数
1）系统容量：单套系统接口最大可接入放炮区域控制器128台。
2)系统可以监控的安全因素为10种以上，可根据需要增加或者减少监控因素。3)系统连接方式：系统连接方式为can,TCP/IP,采用信号线缆或者光纤通讯系统误码率：≤10～8。
4)智能智能发爆器与系统之间的最大无线通讯距离3-10 m。
5)供电：井下设备采用现场的127v电源供电，远程供电距离不小于2 km。6)系统存储性能：有关记录在地面中心站保存半年以上。
7)软件画面响应时间：调出整幅画面85%的响应时间≤2 s，其余画面≤5 s。
8）地面系统与井下控制器离线控制功能：即当地面主机与井下控制器中断通讯时，井下控制器具有离线管理功能，以确保井下放炮的正常运行。
9）设备故障应急处理功能：当放炮安全环境参数传感器出现设备故障时（数据超限、信号不通），这时，地面主机自动弹出对话窗，并报警，经过井下确认，地面领导批准后，可由操作员设置为故障命令，系统自动进行故障处理。（就是将故障作为合理数据来实施控制）。或者由放炮员采用应急起爆按钮，实现起爆。10）语音报警功能：进入放炮程序时，每个环节都由语音警示仪发出命令，以警示周边人此区域正在进行放炮。
11）数据传输装置与区域控制器间的数据传输
a）通信路数：1路； b）传输方式：即收即发； c）传输速率：3k,5k，10k d）最大传输距离：10Km e)传输信号电压幅值：1 V～5 V f）传输信号电流幅值：≤ 30 mA 12）区域控制器与人员监视器间的数据传输
a）通信路数：1路； b）传输方式：即收即发； c）传输速率：3k,5k,10k d）最大传输距离：10Km e）传输信号电压幅值：1 V～5 V f）传输信号电流幅值：≤ 30 mA
2.主要设备技术参数 1）智能发爆器
（1）可设置2-多人连锁；（2）自动存储放炮数据；
（3）计算机对其进行参数设置，同时实现智能爆破参数的标准；（4）具有自动控制功能；
（5）外接无线和有线信息通讯功能；（6）三人连锁功能；（7）网路电阻测量功能；（8）引爆能力（发）： 200（9）脉冲电压峰值(V): 3000（10）允许最大负载电阻： 1220 Ω（镍铬桥丝2米铁脚线工业瞬发电雷管）
（11）电源: 3节3.7V聚合物锂离子电池（型号：873445M，容量：1300mAh）（12）安参数： 语音口 开路电压：DC≤4.2 V；短路电流≤10mA（13）通讯口 开路电压：DC≤10 V；短路电流≤20mA（14）外接电缆长度: ≤300m;分布电感: ≤1mH/km;分布电容: ≤0.1μF/km（15）引燃冲量（A².ms）:≥8.7且 ≤12.0，并具有冲能自动调节功能（16）供电时间(ms):≤4（17）充电时间(S):≤20（18）外形尺寸:214*158*53mm（19）重量:1.6kg（20）使用环境条件：环境温度为-20～+40℃，相对湿度≤95%（25℃）,大气压力80～110 kPa,瓦斯浓度<1%.2）人员监视器（爆破监视器）
安装在放炮警戒区域内，监控警戒区域是否有人存在。监控的原理是通过精密监控放炮警戒区域内的灯光来实现对人员的监控，因为井下人员必须携带矿灯，有人活动就一定有灯光存在。放炮时必须关闭放炮区域的一切照明设施和主动发光设施。
a）供电电压：9VDC-24VDC；
b）功耗：2W；
c）有线通讯方式：CAN,1路；
d）传输速率：3Kbps，5Kbps，10Kbps，20Kbps；
e）最大传输距离：10Km（电缆型号：MHYVR1×2×7/0.52）； f）通讯信号工作电压幅值：1 V～5 V； g）监视范围：0到100米； h）安装示意图：
3）人员连锁监测仪
采用虹膜识别技术，能够准备无误的采集传输人员信息，通信无线传输下传给放炮终端机，实现三人连锁放炮。
使用时，首先将全部参加二（三、四）人连锁的人员信息在地面录入，到井下工作时，只要靠近设备，并按照设备的语音提示观看一下镜头，就完成识别过程，速度快，准确率高。
⑪ 接 口：2.4G无线通信； ⑫ 工作温度：-20℃--60℃ ⑬ 使用方式：壁挂式 ⑭ 眼睛角度：俯仰旋转≤45 ⑮ 注册时间：双目≤3s ⑯ 操作提示：语音向导光学引导 ⑰ 识别时间：双目＜1s(戴眼镜<3s)⑱ 工作距离：250---350mm ⑲ 工作电压：DC+12V---DC+24V ⑳ 峰值电流：≤400mA ⑴ 环境光强：0---5000Lux ⑵ 采集图像：1536×2048 ⑶ 认证方式：双目单眼 ⑷ 精 确 度：FAR＜0.0000001% FRR＜0.1% 戴眼镜FRR＜1%
⑸ 照明方式:红外照明符合ANSI/IEC60825-1安全标准
⑹ 虹膜特征数据存储容量: 1,2000个虹膜特征数据 ⑺ 符合标准:国际标准ISO/IEC19794-6:2005 安装示意图： 4）语音光警示仪
语音警示仪用于对放炮过程的报警和提示。放炮过程中，放炮终端机与系统无线连接成功后，系统进入放炮作业过程，这时语音警示仪进入工作状态，播报智能智能发爆器发送的放炮信息，即时根据放炮过程的进展，一步一步提示警示放炮过程的进展，引导操作人员进行下一步的操作，同时警示报警放炮作业，直到放炮过程完成为止。声音清晰响亮，标准普通话。同时还有双色LED点阵汉字显示功能，当放炮时显示屏红色显示“放炮”两字，平时显示绿色指示灯—表示平安不放炮。
设备主要由信息采集处理模块、传输模块、嵌入式软件等组成。与智能智能发爆器之间采用无线通讯连接。
① 本安型设备；
② 供电电压：9VDC-24VDC； ③ 功耗：10W；
④ 有线通讯方式：CAN,1路；
⑤ 传输速率：3Kbps，5Kbps，10Kbps，20Kbps；
⑥ 最大传输距离：10Km（电缆型号：MHYVR1×2×7/0.52）； ⑦ 通讯信号工作电压幅值：1 V～5 V； ⑧ 无线通讯方式：2.4G； ⑨ 传输速率：1M；
⑩ 无线最大发送功率：0dBm;⑪ 无线传输最大距离：20米；
⑫ 语音清晰响亮，声级强度大于90分贝，信号灯可视距离大于100米 5）放炮区域控制器
放炮区域控制器主要由信息采集处理模块、传输模块、后备电源、嵌入式软件组成。
主要功能就是双向通讯---一方面将接收到的人员信息、智能智能发爆器信息、放炮操作信息传到地面；另一方面将地面的指令传到智能智能发爆器，再一个功能就是给安全距离定位器供电。一个放炮区域控制器最多可以连接8个放炮监控器。
放炮区域控制器与放炮监控器之间采用CAN总线通讯，距离最大可以达到10千米。放炮区域控制器与放炮监控数据传输装置的信号传输可以采用CAN总线方式，也可以直接接光端机，采用光缆通讯的方式，也可以直接接因特网交换机。
放炮区域控制器内存容量为5000条记录。
放炮区域控制器需要布置在安全环境好的巷道或者硐室为宜。每个放炮区域控制器需要一个矿用本安电源供电（不间断的供电不小于2小时），由此保证放炮区域控制器在断电等特殊情况下的连续工作。技术参数
a）具有数据接口的双向通讯功能； b）具有与放炮监控器的通讯功能，并进行数据处理。
c）具有数据校验功能。
d）支持模拟CAN总线与CAN总线功能。主要参数
a）供电电源： DC 18V b）安全型式： 矿用本质安全型 ExibI 2.放炮区域控制器与传输装置的数据传输
a）传输路数：1路；
b）传输方式：主从式、半双工、CAN、单极性； c）传输速率：4800bps；
d）最大传输距离：10Km（电缆型号：MHYVR1×2×7/0.52）e）通讯信号工作电压幅值：1 V～5 V f）通讯信号工作电流幅值：≤ 80 mA
3.放炮区域控制器与无线收发模块间的数据传输 a）通信路数：可编程多路；
b）传输方式：即收即发、单向、CAN、单极性； c）传输速率：2.4GHz；
d）最大传输距离：20m（电缆型号：MHYVR 1×4×7/0.52）e）传输信号电压幅值：1 V～5 V f）传输信号电流幅值：≤ 20 mA 6）安全起爆位置标识器
功耗
a）额定工作电压：DC18V b）工作电流：≤ 100 mA 与控制器的通讯 a）传输路数：1路
b）传输方式：主从式、半双工、CAN； c）传输速率：5000bps d）最大传输距离：10Km（电缆型号：MHYVR1×4×7/0.52）
e）通讯信号工作电压幅值：1V～5V f）通讯信号工作电流幅值：≤ 30 mA 7）人员连锁卡 主要技术参数 供电电源
a）额定工作电压：3V（由锂电池供电）b）工作电流：≤ 2mA 电池参数
a）型号：一次性锂离子纽扣电池（生产厂家：常州市锂霸电池有限公司)(CR2477)b）开路电压：≤ 3.5 V c）短路电流：≤ 1.2 A
无线信号传输
a）传输方式：GFSK b）传输频率：2.4±0.08GHz c）发射场强： 0dBm d）最大传输距离:30m 最大编码容量：16777216个。外形尺寸：73mm×44mm×27mm 8）放炮数据传输装置
放炮数据传输装置的功能就是传输监控主机到放炮区域控制器和放炮区域控制器到主机的信号传输，并实现地面线路和井下线路的隔离，保证矿井的安全。
主要由信号转换模块组成，完成通讯信号的转换。采用光栅隔离技术实现本安与非本安运行环境的隔离，实现店面线路和井下线路的隔离。采用220V电源供电。
电源电压： AC 220V（±10%）工作电压 18V 工作电流： ≤100mA 通讯速率： 1200bps～9600bps间自动调整
外型尺寸：（430×300×80）mm 重 量： 3500 克
9）地面主机与放炮数据传输装置间的数据传输
① 放炮数据传输装置： RS232；
② 传输信号方式： 半双工、串行异步传输； ③ 传输电缆： 标准计算机通讯电缆； ④ 传输速率： 4800 bps ； ⑤ 最大数据传输距离： 15 m；
10）放炮数据传输装置与放炮区域控制器间的数据传输
① 传输信号方式： 半双工、串行异步传输；
② 传输电缆： 通讯电缆（MHYVR 1×2×7/0.52）； ③ 巡检周期： ＜ 30 S；
11）传输电缆（MHYVR 1×2×7/0.52）
① +20℃导体直流电阻： ≤18.1 Ω/km ② 线对工作电容： ≤0.06 uF/km ③ 电感： ≤800 uH/km 12）地面中心站: 设备配备: 中心站的标准配置为：工控主机2台2小时不间断电源 1套，打印机一台。采用CAN总线传输时，需要信号避雷器2个。
地面中心站主机采用工控机，配备两台，双机热备。最低配置为：
① 操作系统：Windows2000以上操作系统；
② 内存：1G以上； ③ 硬盘：160G以上； ④ 17寸液晶显示。13）信号避雷器（LAXCH303-24CH）
① 工作电压： 24 V ② 额定放电电流： 5 A ③ 最大放电电流： 10 A ④ 防护电平（线-线）：50 V ⑤ 防护电平（线-地）：30 V ⑥ 响应时间： 1 ns ⑦ 传输速率： 1 Mbps ⑧ 产品外形尺寸：（42×25×25）mm 地面中心站（机房）是整个系统的控制中枢，通过串行接口与及井下所有通讯放炮监控传输装置与放炮区域控制器连接，通过网卡和网络交换机与地面局域网各终端连接。工控机（上位机）对井下所有放炮区域控制器巡回采集记录数据，刷新数据。
① 防护电平（线-地）：30 V ② 响应时间： 1 ns
③ 传输速率： 1 Mbps ④ 产品外形尺寸：（42×25×25）mm 地面中心站（机房）是整个系统的控制中枢，通过串行接口与及井下所有通讯放炮监控传输装置与放炮区域控制器连接，通过网卡和网络交换机与地面局域网各终端连接。工控机（上位机）对井下所有放炮区域控制器巡回采集记录数据，刷新数据。使用环境条件：
安装于机房、调度室的设备，应在下列条件下正常工作： ① 环境温度:15℃～35℃； ② 相对湿度:40%～70%；
③ 温度变化率：小于10℃/h，且不结露； ④ 大气压力:80 kPa～106 kPa
除有关标准另有规定外，系统中用于煤矿井下的设备应在下列条件下正常工作：
① 环境温度：0℃～30℃；
②平均相对湿度：不大于95%(+25℃)； ③ 大气压力：80kPa～106kPa；
④ 有爆炸性气体温和物，但无显著振动和冲击、无破坏绝缘的腐蚀气体； ⑤ 无显著摇动和剧烈冲击振动的环境。
⑥ 无淋水、无强腐蚀性气体、无显著摇动和剧烈冲击振动的环境。⑦ 无强电磁干扰的场所。
四、工业性试验方案
根据科技计划安排，工业性试验在归来庄矿，示范地点在-110段。一）设备布置如下图所示：
1.安全起爆位置，集中布置在-110段联络巷的躲避硐或者巷道宽阔的位置。布置设备为区域控制器、三人连锁仪、安全起爆位置标识器、人员监视器。2.川中的设备布置为人员监视器、一氧化碳传感器、氧气传感器、氧化氮传感器。3.智能智能发爆器随身携带。
4.供电，采用现场127V电源给区域控制器三人连锁仪等供电，给传感器采用区
域控制器供电。
浅析爆破工程中影响爆破效果的因素 第3篇
【关键字】爆破工程 爆破效果 措施 影响因素
一、前言
现代爆破技术，是直接为国民经济建设服务的各种工业生产和开挖施工的技术手段之一。爆破工程应用于冶金、煤炭、水电、铁路交通和基础设施等各种领域，为矿岩开采、岩土工程、建构筑物拆除和材料加工等工程建设和生产领域起到重要作用，为国民经济建设做出了重大贡献。因此，我们要正确地分析影响爆破效果的各种因素，并提出了改善爆破效果的措施，同时这也是节约爆破工程成本，提高经济救益的重要途径。
二、爆破效果的影响因素
1、炸药性能的影响
炸药的性能对爆破的影响效果较大。炸药的性能主要是指炸药的爆炸和粉碎力，一般在特坚石中宜用粉碎力大的炸药，如梯恩梯、胶制炸药等，爆破后岩石破碎程度较大，飞散较远，但破坏范围相对来说要小些。在次坚石、软石、裂缝大而多的岩石中，以及在松动爆破中，则宜采用爆破力较大而粉碎力较小的炸药，如硝铵类炸药。开采料石时，宜采用爆破力和粉碎都比较小的炸药，如黑火药。
2、临空面的选取
临空面起到反射拉应力波和聚能的作用。因此，临空面的大小和数目对爆破效果有着明显的影响。当临空面只有1个时，爆破作用受到岩石夹制作用大，爆破困难，单位岩石耗药量增大。但当临空面超过4个时，爆破能量分散，临空面起不到聚能作用，且缺少了岩石的夹制作用（当然这种夹制作用有时是有害的），导致大块率提高。
3、布孔方式
布孔方式一般为方形、矩形、三角形（或称梅花形）3 种，从能量均匀分布的观点看，以等边三角形布孔最为理想。但随着毫秒塑料导爆管的采用，起爆技术不断发展，对方形和矩形也可通过改变起爆顺序和起爆时的炮孔密集系数，达到三角形布孔的效果。因此，布孔方式对爆破效果而言，影响不是太大，但必须注意，对于同一个工作面，当设计孔深不等时，其布孔的孔距也应做相应调整，不能取同一孔排拒。孔浅时取较小值，孔深时取较大值。
4、钻孔深度
钻孔深度大于设计值时，将不仅造成钻孔和炸药的浪费，而且增大对下一台阶顶盘的破坏，给下一次钻孔造成困难。如果小于设计孔深，则产生根底，影响挖装工作。为避免产生根底，往往采用钻孔适当加深的办法，其目的是克服台阶底盘岩石的夹制作用。超深值的确定要考虑的因素很多，岩石松软时，其值较小，岩石坚硬时其值较大；采用高威力炸药时，其值可适当取小；钻孔孔径较大时，其超深值就应偏小。
5、堵塞
封孔堵塞是容易被忽视的环节爆破施工中，堵塞有时用炮孔边上的岩粉、块石随意填充，不考虑堵塞长度是否满足，堵塞质量是否保证。这样爆破后就会产生较强的空气冲击波、噪声和大量飞石，炮孔下部岩石破碎效果很差，根底很多，因此对堵塞的作用要有足够重视。良好的堵塞可以保证在岩石爆破破碎之前，阻止高压的爆轰气体对岩石的加压作用，提高爆炸能量的利用率。
6、地形条件的影响
地形条件指地面的形状与变化。地形不同，其爆破的特性及效果也不同。爆破工程中浆地形分为平坦地形、倾斜地形、凸形山包和凹形垭口四大类。倾斜地形又按自然地面坡度角的大小分为缓斜地形斜坡地形和陡坡地形。当自然地面坡度小于15度时，属于平坦的地形愚愈陡，爆破方量愈多，炸药量就愈省。这是因为在地形平坦时，药包向上爆破，爆力须克服岩石的自重，破碎的岩石向上抛掷，仅有部分被抛出漏斗范围以外，其余仍回落漏斗内，因而实际抛掷量较小。而在地面倾斜时，爆破作用的方向（即最小抵抗方向）与岩石的重力方向斜交，岩石的自重阻碍力很少故用药量可减少，而岩石的抛掷量却增加。不仅如此，爆破上方的岩石因振动而松裂，便在自重作用下脱离岩体而坍塌，从而扩大爆破漏斗范围，增加爆破方量，因此，用同样的炸药在斜坡地形能比平坦地形下更多的岩石。
7、起爆点位置的影响
试验和经验袁明，起爆点位置是影响爆破效果的重要因素。在岩石性质、炸药用量和炮眼深度一定的条件下，与正向起爆褶比，反向起爆可以提高炮眼的利用率，降低岩石的夹制作用，降低大块率。此外。在有瓦斯或矿尘爆炸的矿井中，反向爆破比较安全，堵塞对它的影响也较小。岩石愈坚固。炸药爆速愈低及炮眼愈探时，反向爆破效果愈好。
8、非均质岩体的影响
药包在非均匀质岩体中爆破，由于岩体的力学性质不同，爆破作用容易从松软岩体部位突破而影响爆破效果。如在山脊布置双侧作用的药包，若两侧岩体不同，爆破作用将主要朝向岩性较松软的一侧，加强了该侧岩体的破碎，但另一侧较坚硬的岩体将破碎不充分而形成岩坎。当药包通过不同的岩层，或有较厚的松碴压在上面，在确定单耗值及药包间距系数时，要考虑其影响，防止过量装药和产生根底。
三、提高爆破效果的措施
1、合理选择起爆位置
在炮眼爆破法中，根据起爆点在装药中的位置和数目，将起爆方式分为正向起爆，反向起爆和多点起爆。在岩石性质，炸药用量和炮眼深度一定条件下，与正向起爆相比，反向起爆可提高炮眼的利用率，降低岩石的夹制作用，降低大块率。在炮眼较深，起爆间隔时间长以及炮眼间距小的情况下，反向起爆可消除正向起爆时容易出现的起爆药卷被邻近炮眼内装药爆破“压死”或早爆。相邻炮眼分别采用正、反起爆，可以改善岩体内应力分布不均。
2、采用合理的装药结构
采用垂直孔爆破时，由于底部阻力较大，有必要使用超深将药包中心下降到坡底水平附近，但这易使台阶上部炸药分布过少而产生大块，必须采用合理的装药结构。①分段装药。分段装药是指将深孔中炸药分成数段，用空气或炮泥隔开。采用分段装药可避免炸药过于集中在深孔下部，从而使台阶中、上部矿岩也能受到不同程度的破碎，减少塌落形成的大块。②混合装药。在深孔底部装高密度、高威力炸药，在上部装人普通硝铰炸药，以适应台阶矿岩阻力下大上小的规律，既避免台阶根部产生根底，又减少台阶上部大块的产生。
3、采用斜孔爆破
从台阶深孔爆破效果看，斜孔优于垂直孔，因为沿深孔全长上抵抗线相等，因而矿岩破碎均匀，大块、根底少，还容易保持所需台阶坡面角，爆后坡面平整，有利于下一循环的穿孔爆破工作，且因钻机至台阶坡顶线间距离较大，操作人员和钻机设备均较安全。
4、采用微差爆破
微差爆破可以增大应力波对岩体的作用时间和给后排孔补充自由面，可大大爆破质量，提高爆破的均匀度，减少对未爆岩体的破坏，降低大块率和炸药单耗10～15%，爆堆宽度也能减少1.2～1.3 倍。
5、采用挤压爆破挤压爆破是靠渣体的挤压作用提高爆破质量的一种方法，微差时间以20～150ms 为宜，渣体厚度仪10～20m 为佳。优点是爆破量大，破碎块度均匀，减少大块率和根底从而提高电铲采装效率，报读集中，避免了埋道，不需清理出台阶多久可以穿孔作业。
四、结语
影响爆破效果的因素还有很多，不再一一列举，对每一施工环节，都必须
严格按设计要求实施，如果某一环节出现差错，即使其他工序操作正确，对爆破效果也会产生不利影响。因此，只有全面提高施工质量，并在实践中不断总结经验教训，才能取得满意的爆破效果。
参考文献：
[1] 牛生禧 露天炮孔爆破技術探讨[期刊论文]-世界家苑 2011（10）
[2] 白龙 左瑞 降低矿山爆破大块率的方法浅析[期刊论文]-现代矿业 2011（7）
爆破系统 第4篇
随着炸药在各行各业中的广泛应用, 工程爆破行业也得到了迅猛的发展。但随之产生的环境问题已严重的影响了人们赖以生存的环境, 怎样降低工程爆破产生的污染成为当今世界急需解决的问题。
1 工程爆破的新特点
随着工程爆破对象的扩大, 使工程爆破的应用环境不仅仅局限于荒郊野外, 还到达了人口密度高的城镇, 由于我国正面临着城市的改建和扩建工作, 各种酒厂房、旧企业办公楼房、高大的烟囱等废旧建筑物的拆除等, 都需要工程爆破的参与, 这些都使得工程爆破对人文环境的影响日益增加。随着科技的进步, 现在炸药的种类越来越多, 有硝胺、甲苯、硝化甘油及二甲苯等单体或混合炸药, 这些炸药的主要成分大同小异, 但各自却具有不同的使用性能。
目前为止, 我国进行工程爆破的次数已达数百次, 有的炸药量甚至高达上万吨, 千吨级的工程爆破工程也比较多。
2 工程爆破环境污染的系统分析
2.1 粉尘。
剧毒粉尘是导致矽肺病发生的主要原因之一, 而这种粉尘主要是由粉尘和有毒气体结合而成的。调查研究表明, 在工程爆破中产生的粉尘粒径90%以上都小于10um, 而对人体产生危害的主要部分正是这种粉尘。这种呼吸性粉尘, 可借助风力的作用, 对于人和动物的呼吸系统能够产生严重的危害。
2.2 噪音。
噪音是指能给人们带来烦躁感的总称。研究表明, 爆破的噪音高达70d B-110d B, 在工程爆破的周围, 15%以上的人们没有进行正常的睡眠。国家对爆破的噪音进行了以下的规定, 在居民的休息期间不能超过65d B, 在日常生活期间, 不得超过75d B。
2.3 毒气。
工程爆破中能够产生大量的有毒气体, 如一氧化碳和各种氧化氮。研究发现, 我过每年由于工程爆破产生的有毒气体高达一亿立方米。这些有毒气体能够严重的影响人类和动物的生存。为此, 国家规定施工方工程爆破炸药所产生的有毒气体不能超过80L/kg。
2.4 爆破地震效应。
爆破地震效应是指工程爆破所用的炸药在一定的媒介中爆炸后, 可在一定的范围内产生的地震现象。爆破产生的地震效应不仅与地质条件有关, 还受到爆心距、炸药的爆破能力、炸药量及爆破方法等诸多因素的影响。爆破震动一旦传播到岩石破碎区外, 会对附近居民产生破坏, 不仅造成能量的浪费, 还影响居民的心理健康。现在大多数国家之制定爆破安全时, 一般都考虑震速和频率的共同影响, 我国也不例外。
3 工程爆破队环境污染的治理
3.1 从爆破环节上控制污染。
针对附近居民密度较高的工程爆破而言, 它是一种特殊的环境中进行的爆破工作, 危险性大于在荒郊野外进行的工程爆破。因此, 附近居民密度较高的工程爆破需要动用机械设备、雷管及炸药等。在这个过程中, 不可避免的会产生噪音及粉尘污染, 给人们的赖以生存的环境造成污染。因此, 在进行工程爆破设计时, 应精心设计该爆破的每个环节, 尽可能的采用新技术手段进行爆破控制。针对方案设计而言, 应当做到精心、精细, 避免设计方案的粗制滥造。设计工序应当一环扣一环, 环环相扣, 需要考虑到重要的保护措施, 做到少污染、少噪音。
3.2 微差爆破。
微差爆破是一种新型的控制爆破技术, 是按照微秒级的时间间隔进行顺序爆破的, 故又称为微妙爆破。合理的起爆时间间隔可在时间上和空间上, 将先后爆破产生的地震效应有效地错开, 总体上降低地震效应。所以, 准确的控制微妙爆破, 能够将爆破产生的地震效应降低到最小程度。由于微妙爆破的时间间隔的选择受诸多因素的影响, 目前, 我国对于时间间隔的选择没有统一的规定。研究表明, 在实际的操作过程中, 通过最低爆破地震效应原则和对比应力波叠加原则可最大程度地降低爆破对环境的污染。
3.3 加强从业人员的专业技能。
加强从业人员的环境保护教育, 提高他们的环境意识及施工安全意识等。目前工程爆破的从业人员较多, 组成复杂;环境观念普遍淡薄, 对环境保护没有给予应有的重视。
3.4 实施工程爆破的登记备案制度。
工程单位在实施工程爆破之前, 同时将工程爆破的有关内容报请环境保护部门登记备案。其内容应包括以下几个方面: (1) 工程爆破的对象、所处的地理位置和相关环境情况 (包括人口居住、楼房布置、交通以及树木、绿地和动物分布等; (2) 工程爆破所用的炸药种类和数量, 拟采取的爆破方式及时间; (3) 工程爆破的频度及一次爆破规模; (4) 工程爆破对周围环境的影响 (包括各种大气污染物的排放情况和噪声、振动、空气冲击波强度及其影响范围等) ; (5) 对工程爆破所产生的环境影响拟采取的防范及消减对策等。
3.5 加强相关的监测和监督验收工作。
加强对有毒气体、扬尘、噪声、空气冲击波及振动的监测。实施工程爆破的监督和验收工作。督促工程实施单位完成报审的各项控制措施和工程爆破的善后工作。
4 结束语
爆破工程所造成的污染已经引起当前重视, 怎样降低爆破工程产生的环境污染是当下爆破工程中亟需解决的问题。可通过加强相关的监测和监督验收工作, 实施工程爆破的登记备案制度及从爆破环节上控制污染等措施减少爆破过程中爆破的毒气、粉尘等环境污染, 旨在为人们生存提供良好的环境。
摘要：作为工程施工的重要手段之一, 工程爆破中环境污染的系统分析及综合治理是当今及其重要却未引起重视的重要课题。文章主要首先探讨了工程爆破应用范围及应用环境较广等信特点, 结合工程爆破中出现的有毒气体、粉尘、噪音及爆破地震效应等环境问题, 提出通过微差爆破, 提高从业人员的技能及从爆破环节上控制污染等措施, 综合治理工程爆破中的环境污染问题, 旨在降低工程爆破中产生的环境问题, 保护人们赖以生存的地球。
关键词：工程爆破,环境污染,系统分析,综合治理
参考文献
[1]吴子骏, 许德民, 李保珍, 等.露天矿梯段爆破过程的摄影分析[C].土岩爆破文集 (二) :107-112.
[2]吴亮, 钟冬望, 卢文波, 等.空气间隔装药爆炸冲击荷载作用下混凝土损伤分析[J].中国矿业大学, 2009, 24 (10) :36-38.
[3]吴亮, 朱红兵, 卢文波, 等.空气间隔装药爆破研究现状与探讨[J].工程爆破, 2009, 36 (1) :36-38.
爆破员培训教案(井工矿爆破部分) 第5篇
一、爆炸材料贮存
1、为什么接触爆破人人员应穿棉布或抗静电衣服，严禁穿化纤衣服？
这是因为穿化纤衣服因摩擦容易产生静电，经测定，其静电电压要达到10～50Kv，而电雷管的耐静电压10～30kV，容易引爆雷管而酿成事故；其次，万一发生火灾或瓦斯煤尘爆炸事故，化纤衣服烧着后脱不下来，增加灼伤面积，所以严禁穿化纤衣服，必须穿棉布或抗静电衣服。
2、井下爆炸材料库的贮存量有何规定？
井下爆炸材料库的最大贮存量，不得超过该矿井3天的炸药需要量和10天的电雷管需要量。
井下爆炸材料库的炸药和电雷管必须分开贮存。
每个硐室贮存的炸药量不得超过2t，电雷管不得超过10天的需要量；每个壁槽贮存的炸药量不得超过400kg，电雷管不得超过2天的需要量。
库房的发放爆炸材料硐室允许存放当班待发的炸药，但其最大存放量不得超过3箱。
3、煤矿井下使用的炸药、雷管在日常管理上有哪些规定？ ①煤矿必须建立爆炸材料领退制度、电雷管编号制度和爆炸材料丢失处理办法。
②执行编号发放管理。
③电雷管（包括清退入库的电雷管）在发给爆破工前，必须用电雷管检测仪逐个做全电阻检查，并将脚线扭结成短路。严禁发放电阻
不合格的电雷管。
④严格执行先进先出，后进后出的发放制度。⑤要执行轻拿、轻放的制度。
⑥认真执行废品的登记或废品的销毁制度。
二、领退爆破材料
4、爆破工领退爆破材料时必须遵守哪些规定？
①领取的爆破材料必须符合国家规定质量标准和使用条件。②根据本班生产计划，爆破工作量和消耗定额提出申请爆破材料的品种、规格和数量计划，填写爆破工作指示三联单，经班队长审批后签章。
③爆破工携带“放炮资格证”和班队长签章的爆破工作指示单到爆破材料库领取爆破材料。
④领取爆破材料时，必须当时检查品种规格和数量是否符合，并从外观上检查其质量及电雷管编号是否与申请计划相符。电雷管必须实行专人专号，不得遗失、借用或挪作它用。
⑤爆破工必须在爆破材料库的发放硐室领取爆破材料，不得携带矿灯进入库内，以防止矿灯引爆爆破材料。
⑥爆破工在每次爆破后，应将放炮眼数、使用爆破材料的品种、数量、放炮工作情况、放炮事故及处理情况等，认真填写放炮记录。
⑦放炮工作完成后，爆破工必须将剩余的及不能使用的爆破材料包括收集起来的瞎炮、残爆的爆破材料清点无误后，将本班放炮的炮眼数、爆破材料使用数量及缴回数量等填在放炮指示三联单内，经班队长签章，然后缴回爆破材料库由发放人员签章。放炮指示三联单由爆破工、班队长及发放员各保存一份存查。
⑧爆破工所领取的爆破材料，不得遗失，不得转交他人或下一班人员，不得销毁、扔弃和挪威作他用，发现遗失应立即报告班队长。
5、散失爆破材料有哪些危害？如何防止散失？
爆破材料的爆炸威力很大，具有很大的破坏力量，如果散失，落入坏人手中，搞破坏活动，将使国家财产受到严重损失，人民生命造成重大伤亡，或因工作疏忽，未按规定处理瞎炮、残炮和丢炮，将爆破材料混入煤炭中，在锅炉燃烧时，会造成锅炉爆炸和人员伤亡。因爆破工工作疏忽造成重大损失或事故，虽然并非故意造成的，但已构成过失犯罪，将受到法律惩处。
三、爆炸材料运输
6、地面运输爆炸材料有何规定？
在地面运输爆炸材料时，除必须遵守民用爆炸物品管理条例外，还应遵守下列规定：
①运输爆炸材料的车辆，出车前必须经过检查。车厢不得用栏杆加高，并必须插有标有“危险”字样的黄旗。夜间运输时，车辆前后应有标志危险的信号灯;长途运输爆炸材料时，必须用封闭式后开门专用棚车。
②爆炸材料应用帆布覆盖、捆紧，装有爆炸材料的车辆，严禁在车库内逗留。
③严禁用煤气车、拖拉机、自翻车、三轮车、自行车、摩托车、拖车运输爆炸材料。
④用车辆运输雷管、硝化甘油类炸药时，装车高度必须低于车厢上缘100mm。用车辆运输雷管时，雷管箱不得侧放或立放，层间必须垫软垫。运输硝酸铵类炸药、含水炸药、导火索、导爆索时，装车高度不得超过车厢上缘
7、在井筒内运送爆炸材料时有何规定？
由爆破材料库直接向工作地点用人力运送爆炸材料时，必须遵守下列规定：
①每班炸药用量超过10kg时（含10kg），电雷管必须由主放炮员亲自运送，炸药则由辅助放炮员运送，并保持有一定的间隔安全距离；每班炸药用量在10kg以下时，放炮员领取火工品后，必须将炸药和雷管分别装箱，一边背炸药，另一边用手提小雷管箱。严禁将电雷管和炸药装在同一容器内。严禁将火工品装在衣袋内。
②放炮员领到火工品后，应及时运送到工作地点，严禁中途逗留。③放炮员携带火工品必须在规定的时间上、下井时。在乘座斜井时，不得在交接班人员上、下井时沿井筒（巷）上下，必须先在上平台放炮员专用候车地点等候，不得进入候车时，待其他上、下井人员全部离开后，由值守安监员通知绞车司机和井上下把钩工、调车工后再通知放炮员，放炮接到通知后方可乘座专列上下井。
④装有爆炸材料斜井人车运行速度不得超过2m/s，且列车不得同时运送其他物品或工具。
⑤放炮员在乘座吊挂人车时，也应避开交接班人员上、下井时间。⑥放炮员在井下平巷路段内必须步行，不得乘座平巷人车。⑦火工品运到工作地点后，必须将炸药箱和雷管盒分别放在顶板完好、支护完整、避开电器设备的地方。每次放炮都必须把炸药箱和雷管盒放在警戒线以外的安全地点并上好锁。当班没有用完的爆炸材料，必须经值班队长签字认可后，由放炮员退库，严禁乱扔、乱放、埋藏等。
⑧严禁用刮板输送机、带式输送机等运输爆炸材料。
8、为什么不允许用刮板输送机、带式输送机等运输爆炸材料？ 用刮板输送机、带式输送机等运输爆炸材料，由于输送机快速运行，而爆破材料容器不可能平稳牢固地固定在运输机上，容易前后左右颠簸摆动，甚至滚出机外，无法保证爆破材料不受冲撞、摩擦等外
力而发生爆炸事故。尤其在输送机搭接处和机尾与溜煤眼搭接处危险性就更大。
四、井下爆破
9、爆破作业说明书必须符合哪些要求？
①炮眼布臵图必须标明采煤工作面的高度和打眼范围或掘进工作面的巷道断面尺寸，炮眼的位臵、个数、深度、角度及炮眼编号，并用正面图、平面图和剖面图表示。
②炮眼说明表必须说明炮眼的名称、深度、角度，使用炸药、雷管的品种，装药量，封泥长度，连线方法和起爆顺序。必须编入采掘作业规程，并及时修改补充。
③爆破工必须依照说明书进行爆破作业。
10、为什么井下不得使用过期或严重变质的爆炸材料？ 因为目前井下爆破作业仍多使用硝铵炸药，硝铵炸药的主要成份是硝酸铵，它具有很强的吸湿性和结块性，因而硝铵炸药也很容易吸湿和结块，以致硬化。粉状的硝铵炸药药卷硬化后，变成一只手捏不动的硬棒。
药卷硬化后，插不进雷管，爆轰性能显著降低，容易产生半爆、爆燃甚至拒爆。硬化后及变质的煤矿炸药，爆炸后产生有毒气体如一氧化碳和氮的氧化物，还可能有微量的硫化氢和二氧化碳，这些气体顷人体有害。所以井下不得使用过期或严重变质的爆炸材料不能使用的爆炸材料必须交回爆炸材料库。
11、煤矿许用炸药的选用应遵守哪些规定？
井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。
①低瓦斯矿井的岩石掘进工作面必须使用安全等级不低于一级的煤矿许用炸药。
②低瓦斯矿井的煤层采掘工作面、半煤岩掘进工作面必须使用安 5
全等级不低于二级的煤矿许用炸药。
③高瓦斯矿井、低瓦斯矿井的高瓦斯区域，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药。有煤（岩）与瓦斯突出危险的工作面，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。
④严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油类炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。
⑤在采掘工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。
12、采掘工作面的爆破方式有何规定？
采掘工作面的爆破方式按延期时间不同，有秒（半秒）延期爆破、瞬发爆破和毫秒爆破3种。
在有瓦斯或有煤尘爆炸危险的采掘工作面，应采用毫秒爆破。在掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安全措施;在采煤工作面，可分组装药，但一组装药必须一次起爆。
严禁在1个采煤工作面使用2台发爆器同时进行爆破。
13、在爆炸地点以外存放爆炸材料有何规定？
爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外且在放炮员的视线以内的安全地点。
14、怎样从成束的电雷管中抽取单个电雷管？
从成束的电雷管中抽取单个电雷管时，不得手拉脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线，应将成束的电雷管顺好，拉住前端脚线将电雷管抽出。抽出单个电雷管后，必须将其脚线扭结成短路。
15、装配起爆药卷时，必须遵守哪些规定？ 装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：
①必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。
②装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。
③电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。
④电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。
16、炮眼装药有哪些规定？
装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。
有水的炮眼，应使用抗水型炸药。
装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及采掘机械等导电体相接触。
17、装“垫药”和“盖药”有什么害处？
在现场把正向起爆药卷以外的药卷称为盖药，把反向起爆药卷以里的药卷称为垫药。根据试验结果，“垫药”和“盖药”在大部分情况下不传爆。爆轰的传播是有方向的。它总是以电雷管为起点，顺着电雷管起爆的方向，沿着药柱向前传播。在一般的情况下，相反的方向，得不到足以激发炸药的能量，导致“垫药”和“盖药”的拒爆。即使个别传爆，也达不到炸药的正常爆速。装“垫药”和“盖药”不仅浪费炸药，影响爆破效果，而且容易产生残爆和爆燃，爆燃最容易 7
引爆瓦斯和煤尘，对安全生产不利。
18、装药量过大有什么害处？
有人认为“多装药总比少装药好”，这种认识是错误的。它不仅浪费了大量炸药，还给安全生产带来了很多害处。
①装药量过大，爆炸瞬间在炮眼内产生高温高压的大量气态产物，往往是引燃瓦斯或煤尘的根源。
②装药量大，爆破后，炮烟和有毒有害气体相应增加，容易造成熏人事故，既延长排烟时间，又影响职工身体健康。
③破坏围岩的稳定和容易崩倒支架，造成工作面冒顶、落石和片帮。因装药量过大而发生冒顶、落石和片帮伤亡事故的在全部冒顶落石事故中占有相当比例。
④容易崩坏电气设备，造成电缆短路发火和工作面停电停产。⑤装药量过大，势必造成煤、岩过于粉碎，抛掷距离远和崩入采空区，增加装煤、岩的困难，影响回采率，增加吨煤成本。
19、坍塌、变形、有裂缝或用过的炮眼为什么不准装药放炮？ 因为这些炮眼都不完整，装药时容易将药卷卡住，不是装不到底，就是互不衔接，而且还容易把引药的电雷管拽出，或将药卷包皮刮破。由于眼壁不规整，炮泥充填不易达到要求。炮眼的裂缝泄漏爆炸气体，容易引燃瓦斯和煤尘，这不仅收不到位预期的爆破效果，而且不利于安全。
20、炮眼内装填炮泥有什么规定？
炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。
无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。
严禁裸露爆破。
21、炮眼内为什么要充填炮泥？为什么不能用煤块、煤岩粉、药卷纸当作炮泥充填炮眼？
炸药在没有炮泥封堵的炮眼内爆炸时，部分气体将从炮口冲出，不仅炸药的膨胀功得不到充分利用，而且爆炸火焰从炮口喷出，直接与井下瓦斯、煤尘接触，最容易诱使瓦斯、煤尘爆炸。所以在《煤矿安全规程》中规定，没有封泥的炮眼，不准放炮。同时还规定，在煤层内放炮，炮泥的充填长度不小于炮眼的1/2。
炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。如果用煤块、煤岩粉、药卷纸当作炮泥充填炮眼，其危害如下：
①因为它们都是无塑性的，起不到充填的作用，达不到充填密度的要求，放炮时容易“打筒”造成事故。
②它们都是可燃烧的，参加炸药爆炸反应时，改变了炸药本身的氧平衡，使炸药反应时因缺氧而产生额外的一氧化碳。
③炸药爆炸时，将燃烧的煤尘颗粒和炮纸抛出现，容易纯真瓦斯、煤尘爆炸。
22、炮眼深度和炮眼的封泥长度有何规定？ 炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
①炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破；在特殊条件下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须封满炮泥。
②炮眼深度为0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。
③炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
④炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。
⑤光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。
⑥工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。
23、处理溜煤（矸）眼卡眼时有什么规定？
处理卡在溜煤（矸）眼中的煤、矸时，如果确无爆破以外的办法，可爆破处理，但必须遵守下列规定：
①必须采用取得煤矿矿用产品安全标志的用于溜煤（矸）眼的煤矿许用刚性被筒炸药或不低于该安全等级的煤矿许用炸药。
②每次爆破只准使用1个煤矿许用电雷管，最大装药量不得超过450g。
③爆破前必须检查溜煤（矸）眼内堵塞部位的上部和下部空间的瓦斯。
④爆破前必须洒水。
24、采掘工作面在哪些情况下不准装药放炮？
装药前和爆破前发发现有下列情况之一的，严禁装药、爆破：
①采掘工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。
②爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0％。
③在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤、矸或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。
④炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。
⑤采掘工作面风量不足。
25、什么叫“糊炮”、“明炮”？为什么在有瓦斯、煤尘爆炸危险的矿井禁止放“糊炮”、“明炮”？
“糊炮”就是把炸药放在被爆煤岩的表面上，用黄泥等物把药包 10
盖上进行爆破。“明炮”就是直接把炸药放在被爆煤岩的表面上进行爆破。由于这两种爆破方法是在煤岩表面进行的，爆炸的火焰直接暴露在矿井的空气之中，最容易引起瓦斯、煤尘爆炸。另外，这种炮在空气中震动大，容易将落煤震起，增加了矿井空气中煤尘的含量，故禁止在有瓦斯、煤尘爆炸危险的矿井内放“糊炮”、“明炮”。
26、什么是“一炮三检制”？
瓦斯矿井中放炮作业，爆破工、班组长、瓦斯检查员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮”。
“一炮三检制”就是在采掘工作面装药前、放炮前和放炮后，爆破工、班组长、瓦斯检查员都必须在现场，由瓦斯检查员检查瓦斯，放炮地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1%时，不准装药、放炮；放炮后瓦斯浓度达到1%时，必须立即处理，并不准用电钻打眼。
执行“一炮三检制”是加强放炮前瓦斯检查，防止漏检，避免瓦斯超限情况下放炮。
27、什么是“三人连锁放炮制”？实行换牌制应执行哪些程序？ “三人连锁放炮制”就是爆破工、班组长、瓦斯检查员三人必须同时自始自终参加放炮工作的全过程，并执行换牌制。执行“三人连锁放炮制”，实施换制，应按下述程序执行放炮作业。
爆破工在检查连线工作无误后，将警戒牌交给班组长，由班组长在通往放炮地点的各通道安排警戒，下达放炮命令，并检查顶板与支架情况，将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员，瓦斯检查员经检查瓦斯、煤尘及通风等情况合格后，将自己携带的放炮牌交给放炮员，放炮员发出放炮口哨后进行放炮，放炮后三牌各归原主。
执行“三人连锁放炮制”，可以防止放炮混乱，放炮警戒不严或警戒不落实造成放炮崩人事故。放炮前认真检查瓦斯、煤尘及通风情况，可防止瓦斯、煤尘燃烧或爆炸事故。
28、在爆破前对设备保护及警戒工作有何规定？
爆破前，必须加强对机器、液压支架和电缆等的保护或将其移出工作面。
①爆破前，班组长必须亲自布臵专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通路上担任警戒工作。
②必须指定由责任心强的人当警戒员，不能由未经培训的工人担任，也不准许由爆破工兼任。
③警戒员必须在有掩护的安全地点进行警戒。警戒线必须超过作业规程中规定的避炮安全距离。
④警戒线处应设臵警戒牌、栏杆或拉绳。
⑤警戒员应佩戴红色袖标，禁止其他人员进入爆破地点。⑥警戒电不准兼做其它工作，不准擅自脱岗，不准打盹睡觉、打闹、聊天。
⑦一名警戒员不准同时警戒两个通路。
⑧一般贯通巷道相距20米，有冲击地压煤巷贯通掘进相距30米，要实行单向掘进，每次爆破前，两个工作面都必须安排专人警戒，并设栏杆。
⑨爆破地点较远或上、下山与平巷贯通，要多派一个人去，待警戒员就位后，此人返回通知班组长，才能下令爆破。此人未返回之前不准下令爆破。
⑩爆破后，警戒员要接到口头通知后才能撤回，不准事先约好某种信号（如听几次炮响、敲几下煤壁等）便私自撤回。
29、对放炮母线或连接线有哪些规定和要求？
放破母线和连接线应符合下列要求：
①煤矿井下放破母线必须符合标准。
②放破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的 12
接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。
③巷道掘进时，放破母线应随用随挂。不得使用固定放破母线，特殊情况下，在采取安全措施后，可不受此限。不得使用雷管脚线延长代替放炮母线。
④放破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。
⑤只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。
⑥爆破前，放破母线必须扭结成短路。
30、对井下爆破使用发爆器及动力电源有何规定？
井下爆破必须使用矿用防爆型发爆器。目前大多采用防爆型电容式发爆器，这种发爆器体积小、重量轻、外壳防爆，输出电能时间自动控制在6ms之内，6ms之后自动断电，即使网络炸断或裸露线路相碰也不会产生放电火花，避免意外引发瓦斯煤尘爆炸事故的发生。另外其防潮性能好，可在相对湿度98%的环境中使用。
井下爆破严禁用动力电缆、照明线、信号线、电机车架线等或明闸，直接与爆破母线“搭火”明电起爆，否则会导致重大事故发生。
31、对电爆网络检查和发爆器管理有何规定？
每次爆破作业前，爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通。
发爆器必须统一管理、发放。必须定期校验发爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。
32、对爆破工在起爆前最后撤离爆破地点有何规定？ 爆破工是实施起爆工作的责任人，责任重大。爆破工在完成装药、13
联线工作之后，确认爆破地点无其他人员在场时，才能最后撤离爆破地点，并必须在安全地点起爆。防止爆破崩人事故的发生。安全地点应是作业规程规定的避炮安全距离之外、顶板支架完好、有拐弯或有掩护的地点。
从起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定，这个距离应综合考虑使用的炸药威力、起爆装药量以及爆破地点的外部环境，如有无拐弯巷道或掩护物等情况最后确定。
33、对发爆器的把手、钥匙如何保管使用？
发爆器的把手、钥匙或电力起爆接线盒的钥匙，必须由爆破工随身携带，专用专管，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器或电力起爆接线盒内。爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。如不立即将把手或钥匙拔出，不但浪费电力，而且由于主电容端电压继续上升，不仅可能损坏发爆器内部元件，而且在仍具有高电压的情况下去做摘掉爆破母线等工作，可能引发意外事故，极不安全。
34、对连线、通电起爆工作有何规定？
爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。
爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，方准下达起爆命令。
爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。
装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。
35、爆破后对爆破地点巡视有何规定？
爆破后，待工作面的炮烟被吹散，爆破工、瓦斯检查员和班组长 14
必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。
36、什么是炮眼利用率？提高炮眼利用率应采取哪些措施？ 炮眼的利用率是指炮眼爆破后的实际进度与爆破前炮眼深度的比值。如：
掘进工作面炮眼利用率（%）=爆破后平均进度÷炮眼平均深度 炮眼利用率是衡量爆破效果的主要指标，炮眼利用率应达到90%以上。
提高炮眼利用率应采取下述措施：
①炮眼的深度和角度，必须符合作业规程的规定，掏槽眼必须比其它眼加深200mm。
②炮眼内的煤、岩粉必须清除净，炸药必须装到眼底并密接，不得错装电雷管段数。
③炮眼的封泥必须符合规定的数量和质量。
五、放炮事故预防及处理
37、检查拒爆有何规定？
通电以后拒爆（又称瞎炮、盲炮）时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等一定时间（使用瞬发电雷管时，至少等5min;使用延期电雷管时，至少等15min），才可沿线路检查，找出拒爆的原因。为什么要再等一定时间？这是为了防止缓爆崩人事故的发生。所以，通电以后拒爆时，要等5-15min后才可沿线检查找原因。如果超过规定时间还不爆炸，才能按拒爆处理。
38、处理拒爆有何规定？
处理拒爆、残爆（又称“丢炮”）时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现 15
场向下一班爆破工交接清楚。
处理拒爆时，必须遵守下列规定：
①由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
②在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
③严禁用镐刨或从炮眼中取出原放臵的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。
④处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，收集未爆的电雷管。
⑤在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。
39、炮烟熏人的原因是什么？怎样预防？ 1）炮烟熏人的原因
①掘进工作面放炮后，炮烟尚未排除就急于进入工作面。②局部通风机的风筒距工作面太远，因风量不足，不能及时吹散炮烟；或炮眼内装药量过多，所产生的炮烟超过通风机能力，致使不能在规定的时间内将炮烟排除或冲淡。
③炸药的变质引起炸药的缓慢燃烧，所产生的一氧化碳、氮的氧化物有所增加，使人中毒的可能性增加。
④回采工作面放炮时，在回风道作业人员距放炮地点近，炮烟浓度大，而又不能及时撤退时。
⑤长距离单孔掘进工作面放炮后，炮烟长时间浮游在巷道中，使人慢性中毒。
2）预防的方法
①放炮后待炮烟被吹散吹净，作业人员方可进入工作面作业。
②不使用超期、硬化、变质的炸药。
③控制一次爆破炸药量，不使产生的炮烟量超过通风能力。④采掘工作面尽量避免串联通风，回风道应保证足够的通风断面。
⑤装药时，按《煤矿安全规程》规定的要求填装炮泥，以抑制生成有害气体。
⑥放炮时，除警戒人员外，其他人员都要在进风巷道内躲避等候；单孔掘进巷道内所有人员要远离放炮地点，同时要有充足的风量。
⑦作业人员在通过有较高浓度炮烟时，要用湿毛巾堵住口鼻，并迅速通过。
40、放炮崩人的原因有哪些？怎样预防？ 1）放炮崩人常见的原因
①放炮母线短，躲避处选择不当，造成飞煤、飞石伤人。②放炮时，未执行《煤矿安全规程》中有关放炮警戒的规定，误伤进入放炮区的人员。
③处理瞎炮未按《煤矿安全规程》规定的程序和方法操作，致使瞎炮突响崩人。
④通电以后装药炮眼不响时，等候进入工作面的时间过短，或误认为是电网故障而提前进入，造成崩人。
⑤未能防止杂散电流，造成突然爆炸而崩人。
⑥放炮制度不严，工作混乱，往往发生在工作面有人工作时，另有他人用发爆器通电放炮，造成崩人。
2）预防放炮崩人的措施
①按《煤矿安全规程》和作业规程的规定，放炮母线要有足够的长度，躲避处的选择要能避开飞石、飞煤的袭击；掩护物要有足够的强度。
②放炮时，安全警戒必须执行《煤矿安全规程》的规定。③通电以后装药炮眼不响时，如使用瞬发雷管，至少要等5分钟；如使用延期电雷管，至少要等15分钟，方可沿线路检查，找出炮不响的原因，不能提前进入工作面，以避免炮响崩人。
④采取已经讲述过的措施，避免因杂散电流造成突然爆炸崩人。
正义的爆破 第6篇
可是人生难测，世事难料!武田怎么也想不到他这么美好的梦想竟然变成了一场噩梦!
武田刚毕业不久，就被分派到731部队做了一名高级研究员，负责细菌武器的研制和生产。这里残忍、恐怖、灭绝人性的工作环境让他万般痛苦和压抑。没想到本应是一位救死扶伤的医生的自己现在却成了一个杀人魔王，这完全违背了他当初的意愿。更可怕的是一旦把这些研制出来的细菌武器投入战场，就会给中国、朝鲜、东南亚及其邻近国家带来巨大灾难!他无法逃避良心的谴责，在经历了漫长的激烈而复杂的思想斗争之后，武田作出了一个大胆而冒险的决定，他要亲自销毁这些可恶的杀人武器，并与它们同归于尽!
武田找到他的好友——爆破专家小野，请求技术上的支持和帮助。武田的正义之举和牺牲精神深深地打动了小野：“用一条人命就能换回千万条无辜的生命，这个赚头实在是太大了，我小野可不能叫你小子一人独占了!”
武田惨然一笑：“只要我们的行为能得到祖国和家人的理解，我就心满意足了。”
“历史会给我们清白的，我们的子孙一定会为我们感到骄傲的。如果能侥幸活下来，说不定我们还能等到那一天!”
爆破系统 第7篇
作者在文献[1]中提出了基于颗粒流的爆破模拟模型，模型的基本原理为爆破产生的化学能与颗粒动能转化，进而将颗粒动能转化为颗粒的速度。在爆破的一瞬间将这些速度分配给颗粒完成爆破初始设置。由于颗粒存在速度，便会破坏原始的岩体结构，而后由于重力岩体将再一次达到平衡。上述过程即为模拟的细观爆破过程的实现原理。但原有模型只是二维平面上的模型，无法应用到实际的三维岩土体。另外一些参数的设置和能量分配情况也应进一步调整。目前关于爆炸模拟及其模型的研究已得到了一定发展[2,3,4,5,6,7,8]，但仍存在一些问题:基于连续介质理论难以实现爆破岩体的碎裂过程，无法根据实际情况控制各破碎岩块的状态，无法在细观层面上模拟爆破过程等。针对上述问题和笔者提出爆破模型的缺点及相关研究[9,10,11,12]，论文提出了将文献[1]中爆破模型从二维扩展至三维，并重新调整能量分配方式和参数设置，以达到更贴近于实际的三维爆破过程细观模拟。
1 基于颗粒流的三维爆炸模型
PFC3D是Itasca公司2008年发布的一款高端产品，特别适合于复杂机理性问题研究[13]。基于PFC3D进行爆破设计及计算步骤，如文献[1]图3所示。根据爆破区域划分[1]为爆破压碎区、破裂区、振动区。压碎区半径R1一般为3～7R，而破裂区半径R2一般为8～150R，其中R为炮孔半径。后文的爆破影响区是上述3个区域的总和。从两个方面对模型中颗粒进行爆破初始瞬间状态的设置，一是考虑炸药的能量转化为颗粒动能如何设置;二是考虑爆炸瞬间释放的气体等冲击波对建筑结构造成的碎裂和劣化作用[1]。
根据上述分析构建三维爆炸模型。该模型源于作者在文献[1]中提出的边坡爆炸模型。这个模型主要处理对象是二维岩体，为更加接近于实际将其扩展为三维模型，并对模型的构造做了改进。模型如式(1)～(12)所示，为说明方便对模型中每式进行了编号。
式中，J为爆炸总能量，/J;n为固定值3，表示爆破区域划分理论中的3个区域;Ji为3个区域分配的能量，i=1,2,3;J、αi表示3个区域分配能量的系数，α1～3分别为10%、80%、10%;Jij表示在区域i中的第j个颗粒所分得的能量;J、m表示在区域i中的颗粒数量;βij为区域i中第j个颗粒分配能量系数;γij表示在区域i中的第j个颗粒所分得的能量权重。Rij表示区域i中第j个颗粒半径;m、R0ij表示爆炸中心至区域i中第j个颗粒中心距;m、(x0,y0,z0)表示爆炸点坐标;(xij,yij,zij)表示区域i中第j个颗粒中心坐标;mij表示区域i中第j个颗粒质量;kg、vij表示由于爆炸区域i中第j个颗粒获得的速度;m/s、ρ表示结构材料的密度;kg/m3、vjix、vjyi、vjiz分别表示vij在x,y,z方向上的分量，m/s。
结合图1解释爆炸模型式(1)～(12)。式(1)～(3)为对压缩区、破裂区、振动区能量分配的设置，例中为10%、80%、10%，图中为一颗粒在破裂区内接受爆炸产生速度的示意图。
式(4)～(8)为在破裂区内各颗粒能量分配的确定方法。颗粒j获得的能量Jij是通过βij分配能量系数确定的，而βij是通过γij能量权重归一化后得到的系数，以保证破裂区内全部颗粒都能得到能量且能量总和等于整个爆炸分配给破裂区的能量。γij的确定是通过颗粒j半径构成的圆面积与颗粒j到爆炸中心半径R0ij形成的球面面积的比值得到的。这里假设颗粒能量来源仅从图中的能量接受区。即距离爆炸点R0ij的球面上(如图中虚线)爆炸产生的能量强度相等，而颗粒j得到的能量是能量强度×颗粒半径构成的圆面积(图中斜纹阴影部分)。这样确定的颗粒j得到的能量要比实际大些，越接近爆炸点偏差越大，但是由于颗粒较小，且大部分颗粒距爆炸点较远，这样的假设可以接受。
式(9)～(12)为将颗粒得到的能量转化为颗粒速度的过程。根据动能公式将得到的能量转化为速度。颗粒j的总速度vij可分解为x,y,z方向上的分量vjix,vjyi,vjiz，从而使颗粒获得初速度。
2 工程实例及边坡模型构建
为了和原有爆破模型进行对比，这里使用与文献[1]中相同的例子和设置进行模拟分析。如下进行简要论述，详细情况见文献[1]所示。相关参数参见文献[1]表1所示。整个模型长(x方向)337m、高(z方向) 207m，模型示意如图2所示。爆破点的设置如图3所示。爆点A1、A2、A3在下层砂岩内，B1、B2、B3在砂质泥岩内，C1、C2、C3在上层砂岩内，他们分别距所在层下构造面10m左右。A1、B1、C1距边坡自由面5m左右，A2、B2、C2距边坡自由面10m左右，A3、B3、C3距边坡自由面20m左右。上述9个爆点都作3次爆破模拟，3次TNT的装药量分别是1kg、10kg、100kg。
3 模拟及结果分析
就改进后爆炸模型进行模拟，使用A3爆炸点100kgTNT (如图3)进行说明。为了进行模拟效果对比，最初拟定使用与文献[1]中图7所示的相同计算步的状态图进行对比，比如将原模型在计算200步时的状态图与论文改进模型计算200步时状态图进行对比。但实际改进后模型计算时发现其稳定计算步(step 4690)远小于文献[1]中的计算步(50000)。所以为了更加清晰地表现爆破的细观过程，截取了爆破后第1步、50步、100步、150步、200步、250步、300步、350步、400步、450步、500步、550步、720步、1340步、2690步、4690步的速度矢量图、位移图和Cforce图进行对比，如表1中所列图所示。
表1中为不同计算步的3种状态图。速度矢量最为关键，因为文中算法为爆炸化学能转化为动能，而动能是通过颗粒速度表示的。所以不同状态下的速度矢量表示了爆破后颗粒的运动特征，当爆破后岩体稳定时，其速度矢量应为0。图中位移矢量表示间隔计算步期间所产生的颗粒位移，比如Step4690的位移矢量表示了颗粒从Step2690～Step4690期间产生的位移量，同样爆破后岩体稳定时位移矢量为0。CForce图表示了颗粒之间的拉压应力。其可以反映爆破过程中颗粒之间的受力情况。爆破开始时爆破影响区域内的CForce分布应该是明显地显现集中现象，而稳定后为重力分布特点，即下密上疏的分布。下面详细说明爆破过程的细观发展。动力计算中1步约等于1ms。3种图的绘制尺度各自均相同，各步间可以比较。
Step1主要完成了模型的设置过程。根据模型式(1)～(12)，最终计算得到爆破点A3的爆破影响区内的颗粒速度，并对这些颗粒设置这些初始速度。上述是爆炸瞬间完成的，这时颗粒速度为初始速度，是最大速度;期间未产生位移，颗粒之间尚未产生相互挤压，CForce分布依然为重力分布特征。
Step50期间是爆炸发展最明显的过程。由于爆破使爆破点A3周围的颗粒以初始速度向外扩散，岩体碎裂形成较大空间。速度矢量图表明这时速度仍向外发散，所以颗粒仍将向外运动。位移矢量表明了上述期间的颗粒位移量。CForce图在此刻最具有特点，因为爆破点周围颗粒向外移动。这样的移动使颗粒对外围颗粒造成挤压，便显示出图中中间密实、周围稀疏的CForce分布特征。这显然不是颗粒之间重力造成的CForce分布特征，而是由于爆破形成的。另一个CForce图的作用就是可以判断这个挤压过程影响的区域。这个挤压影响区域大体上大于破裂区域，约150R～180R。可见在爆破破裂区外围30R范围内岩体只受到挤压而为发生破碎。这期间爆破产生的影响占主导地位，重力影响忽略。
大体上从Step 50以后，爆破产生的影响开始消散。明显的标志是速度矢量开始减小;CForce应力分布也开始从爆破产生挤压应力分布特征向重力分布特征变化，爆破点周围的应力集中消失;位移图中的爆破形成的颗粒间空间开始缩小。
Step 100时的爆破影响消散过程即已开始，Step100～350期间变化过程具有一定的规律性。速度矢量在此期间明显减小，且其方向从一开始的向外扩散变为向内扩散，随后速度方向便主要由重力支配，即方向向下。位移矢量在此期间逐渐等值变化，这是由于爆破作用消失后重力起主导作用，而图之间的步距相等，也就是时间差相等，所以在图中所示的颗粒位移差相等。CForce应力分布从爆破作用的应力分布向重力作用的应力分布过度。这期间伴随着爆破形成空间的逐渐缩小。爆破残余影响减弱，重力影响增强。
Step 350以后，3种状态的变化都进一步减小，但减小的幅度比Step100～350小得多。Step400～4690是边坡岩体趋于平衡的发展过程。在此期间速度矢量和位移矢量的变化都很小，且接近于0。CForce应力分布随着爆破形成颗粒间空隙消失以完全变为重力分布特征。爆破影响消失，基本为重力作用。
与文献[1]的模拟结果相比，上述爆破细观过程基本一致，但过程的发展时间差别很大。上述过程发展可分为3个阶段:Step 1～100、Step100～350、Step350～4690(平衡)。而文献[1]对应的3个阶段为:Step1～720、Step720～14090、Step14090～平衡(50000)。究其原因应该是模型从二维转化为三维所造成的，由于被分配的颗粒增加，导致颗粒所分配到的动能减小。缩小系数k=(2R×2r)/(πR2),R=170r,r=0.8～1.2m，计算的k=0.085～0.128。动能的减小导致了颗粒初始速度的减小，那么相应的爆破造成的影响区域和速度及位移变化相应减小，进而后期重力作用下恢复平衡所需时间也缩短了很多。当然参数的设置也加剧了这个减小的程度。
4 结论
论文完成了文献[1]中爆破模型从二维形式向三维形式的转化，这种转化使爆破细观过程更接近于实际的爆破过程。主要结论如下:
1)研究了基于颗粒流的三维爆炸模型并予以实现。在作者提出的原有模型基础上进行改进，提出了新的能量分配方式，使该模型适合于三维的岩体爆破模拟。其可广泛用于爆破工程。
2)与文献[1]中爆破过程进行了对比。研究了速度矢量、位移矢量和CForce应力分布在爆破过程中的变化趋势。分析了不同效果的3种物理量所表示的意义。可将整个细观爆破过程分为3个阶段:Step 1～100 (爆破产生的影响占主导地位，重力影响忽略)、Step100～350(爆破残余影响减弱，重力影响增强)、Step350～4690(爆破影响消失，基本为重力作用)。
3)解释了论文中模型和文献[1]中模型爆破过程发展时间差别很大的原因。原因是模型从二维转化为三维所造成的，由于被分配的颗粒增加，导致颗粒所分配到的动能减小(缩小系数k=0.085～0.128)。这样造成影响区域和速度及位移变化相应减小，进而后期重力作用下恢复平衡所需时间也缩短了很多。
摘要：为了使作者提出的基于颗粒流的爆破模型更贴近于实际,将原模型从二维模拟推广至三维爆破细观模拟。模型的基本原理为基于能量守恒理论,假设爆炸时刻产生的能量全部由爆点周边一定范围内的岩体承受,并转化为动能,进而能量在碎裂的岩块中传递、吸收,最终达到平衡,爆炸过程结束。将原模型方程改为适用于三维爆破模拟方程,并调整了能量分配和参数设置。使用PFC3D模拟了在露天矿边坡内A3爆破点处100kg TNT爆炸直至岩体回复平衡的细观过程。模拟结果表明研究速度矢量、位移矢量和CForce变化趋势后,可将该过程分为3个阶段:Step 1100、Step100350、Step3504690。其时间远小于原模型模拟至平衡时间,这主要是由于模型从二维转化为三维所造成的。颗粒动能减小为原模型的0.0850.128倍。
爆破系统 第8篇
关键词：地铁隧道,爆破开挖,炮孔深度,爆破振动
随着我国的城镇化进程的不断推进,各大城市的地铁工程建设也进入了一个新的时期。由于一些城市的地表土层较薄,在进行地铁隧道和车站基坑修建的过程中不可避免的会遇到大范围的坚硬岩体,进行爆破开挖即成了必然的途径。
地铁的修建多在城市繁华地区,人流量大,周围建筑物密集。隧道和车站基坑初期爆破开挖时爆破振动和爆破噪声对环境安全的影响很大,必须对爆破引起的爆破振动进行实时监测,总结爆破振动的衰减规律,控制爆破振动速度在安全范围内,以减小爆破振动对地面建筑物的影响[1—7]。已有的研究表明,影响爆破振动峰值速度的主要因素有炸药量和传播距离,减小装药量和掘进循环进尺无疑会减小爆破振动对周围建筑物的损害。然而从提高循环进尺、增加爆破效率的角度出发,人们又期望增加装药量和炮孔深度,以按时完成工程进度,提高经济效益。因此,如何减小爆破对周围建筑物的扰动,同时加快循环进尺,保证良好的爆破效果,是当前爆破施工的重点和难点[8,9]。以深圳地铁7 号线皇岗村—福民站区间隧道爆破开挖为工程背景,通过理论计算和现场试验相结合的手段,根据试验调整并优化施工方法及相关的爆破参数,在确保爆破振速满足设计要求的同时,加大了循环进尺,降低了掘进成本,实现了隧道爆破开挖的高效施工。
1 工程概况
皇岗村—福民站区间隧道为深圳地铁7 号线7304 - 2 标段,沿福民路段呈东西走向布置。隧道采用矿山法施工,起点为皇岗村站,下穿既有4 号线福民站,终点为福民。区间左线长392. 3 m,右线长395. 9 m,区间隧洞的最大埋深为16 m。皇—福区间隧道穿越砾质粘性土、全风化、强风化泥岩、中风化和微风化花岗岩等地质条件,地下水丰富,隧道距离最近建筑物的地下室仅16 m左右,施工难度较大。
区间隧道与皇岗村车站基坑相连处,基坑宽度为23. 9 m,深度为24. 8 m; 开挖隧道共有大断面和小断面两种形式。其中开挖左线隧道大断面采用CRD法施工,断面宽度为12. 1 m,高度为9. 49 m。施工时,按照Ⅰ区、Ⅱ区、Ⅲ区和Ⅳ区的顺序开挖,Ⅰ区首先进洞开挖5 m后暂停,进行右线小断面隧洞开挖和支护,保持左右线开挖掌子面间距20 m的安全距离,然后再进行左线隧道开挖,两种断面的上下台阶要求距离在3 ~ 5 m。同时左线大断面的左洞和右洞之间的掌子面前后要错开不小于5 m的距离。右线小断面采用上下台阶法施工,断面宽度为6. 4 m,高度为6. 6 m。隧道施工顺序的平面图和左线隧道大断面CRD法施工顺序图分别如图1 和图2所示。
施工现场根据不同的围岩情况采取不同的开挖和支护方法。基于皇岗村车站与基坑相连处的“上软下硬”的特殊地质条件,隧道的上台阶采用机械开挖; 下台阶由于是中风化和微风化花岗岩,则必须采用爆破法施工。
2 爆破振动测试
2. 1 爆破振动监测方案
主要研究左线区间隧道大断面爆破开挖对周围建筑物的影响,因此爆破振动监测方案共分为两部分: 第一部分是观测爆破振动波的衰减规律; 第二部分则是监测爆破对特殊保护建筑———庄氏祠堂的影响。庄氏祠堂属于古建筑类房屋,根据相关规定,其临界爆破振速为0. 5 cm/s。基于以上两个原则并结合工程实际,第一部分的监测点选择布置在左线区间隧道开挖的地面上,其中第一台爆破振动测试仪安放在隧道掌子面的正上方,剩下的测振仪以10m为间隔沿掘进方向依次布置,共设置4 个监测点;同时,在庄氏祠堂处布置一台爆破测振仪,用来监测爆破对庄氏祠堂的影响。爆破振动监测点的布置如图1 所示。
2. 2 监测结果及分析
在我国,研究爆破振动速度传播与衰减规律一般均采用萨道夫斯基经验公式。
式( 1) 中,V为质点的振动速度,cm/s; K、α 为与地形、地质条件等因素有关的系数衰减系数; Q为与振速相对应的最大一段起爆药量,kg; R为测点与爆心的直线距离,m。
萨道夫斯基公式是基于概率统计分析得到的预测公式,通过对监测得到的爆破振动数据进行回归分析,求出相关系数K和 α 的值,得出在相应传播介质和起爆方式条件下的分析公式。
根据萨道夫斯基公式可以反推在临界振速条件下,单次爆破允许的最大单段药量为
本次监测采用了TC-4850 爆破测振仪,爆破开挖初期,每一次爆破后都要结合现场情况和周围建筑物的分布对爆破参数进行相应的调整,共进行了15 次爆破振动测试,剔除了2 个奇异点后,将剩下的13 组数据进行指数拟合,得到了符合现场工程实际的回归分析曲线,如图3 所示。其中纵轴代表了爆破振动峰值速度v; 横轴代表了比例距离
根据拟合得到的回归曲线,可以得到相关系数K = 196. 1,α = 1. 943 5。从曲线上可以清晰的观察到,爆破振动速度随着距离的增加而不断减小。这是由于炸药产生的能量在介质中不断被消耗,爆破振动应力波随着距离的增大而不断衰减所致。由于在区间隧道的范围内地质条件变化很小,因此得到的爆破振动回归曲线具有指导后续爆破施工的实际意义。
3 爆破开挖方案
3. 1 爆破开挖原始方案
左线大断面进行CRD法施工时,先进行左半部分开挖,Ⅰ区采用人工和机械开挖,待掘进5 m后,再进行Ⅱ区的爆破开挖。根据地勘资料,Ⅱ区隧道围岩等级为Ⅴ、Ⅵ级围岩,根据“短进尺、弱爆破”的减振措施,爆破采用浅眼掘进控制爆破,上部开挖出露段作为临空面,爆破单循环进尺为1 m。掘进眼和辅助眼均平行于隧道的中线,炮孔直径为42 mm;周边眼则朝向轮廓外线斜角打眼,外斜角度1. 7° ~2. 5°,外斜率为3% ~ 4% ,眼底落在轮廓线外10 mm左右。根据式( 2) 计算爆破最大单段药量,取v =0. 5 cm / s。由于下台阶顶部距离地面为20 m,且隧道下台阶已经掘进15 m,此时下台阶掌子面距离庄氏祠堂的地面距离经计算为35 m,则最终可得爆破振动距离R = 40 m。将以上数据带入公式( 2) ,可以算出临界单段最大药量Q = 6. 3 kg。随着隧道的掘进,爆破掌子面距离庄氏祠堂越来越近,临界单段最大药量也会不断减小。为了安全起见,取最大单段药量为3. 0 kg。最终设计的爆破参数如表1 所示。
根据以上爆破设计参数和原则,具体炮孔布置和现场情况如图4 所示。
按照上述设计,每次爆破的开挖方量约为28m3,单位体积炸药耗药量约为0. 7 kg /m3。
爆炸产生的各能量波中,纵波传播速度较快,且在介质中呈Z方向( 垂向) 振动,测振仪中Z方向先触发; 同时一般情况下三向振动速度中垂直方向振速最大,因此选取庄氏祠堂处Z方向( 垂向) 的爆破振动波形进行分析,如图5 所示。
现场爆破使用了8 个段别的雷管,采用跳段的方式从1 段至15 段按奇数项选用布置。1、3 和5段处的爆破由于微差时间间隔较近,振动波形产生了复杂的叠加; 而后5 段由于起爆间隔时间较长,振动波形较为清晰。本次爆破振动峰值速度为0. 22m / s,远小于庄氏祠堂处要求的临界速度。这是因为下台阶爆破时,上台阶已经开挖并创造了良好的临空面,1 段掘进眼起爆时,随着炮孔自由面的增加,岩体的夹制作用降低; 其次下台阶顶部和拱顶之间存在的4 ~ 5 m的空腔起到了较好的隔振作用; 再次本次爆破的总装药量和单段装药量较少,控制了整体的爆破能量,从而减弱了爆破振动强度,因此下台阶爆破产生的振速较小。图6 爆破震动信号的功率谱密度与频率的关系,从图中可知,信号的主频为48 Hz,除了主频能量较高外,低频和高频成分都很小,属于典型的“窄带频谱”。且20 Hz以下的低频成分很小。由于建筑物的自振频率一般在10 Hz以下,可知设计的原始爆破方案不会对周围建筑物造成破坏。
3. 2 爆破开挖优化方案
工程现场经过几个循环进尺后发现,虽然爆破振速满足设计要求,但是由于炮眼深度较小,使的单循环进尺低,导致每个循环的装药、通风、出渣和清底等辅助工作时间增加,掘进效率低下,而进尺较短无疑也增加了炸药的用量和对隧道周围岩体和支护结构的损伤,使的整体成本显著增加。因此,在现场跟踪监测一段时间后,决定在原方案的基础上对爆破参数进行优化。
由于原方案爆破振动速度控制的较好,因此决定在不改变装药量的前提下,加大炮孔深度,降低单耗。经过现场的几次尝试后,最终将循环进尺调整为1. 5 m,炮孔布置无需改变。优化后的爆破参数如表2 所示。
观察图7 可以发现,振动波形图明显的分为了8 个段位,能清楚的找到掘进眼、辅助眼和周边眼的起爆时间点,说明各段位起爆后产生的能量和应力波基本无重叠增大现象,按照爆破设计的分段起爆方式可以有效的减少各段位的爆破能量叠加,达到了减振的效果。
图8 为对爆破参数优化后的信号频谱,再进行新方案的设计时隧道又掘进了约6 m,监测点距爆源的距离变小,爆破信号的主频率变大,为64 Hz,这和以往的研究结果是一致的。同时,20 Hz以下的低频成分依然很小,可知优化后的爆破方案对周围建筑物的振动影响在安全标准范围内。
对比优化前后的爆破振动波形图可发现,优化爆破参数后,爆破振动速度整体上有小范围的增加,爆破振动峰值达到了0. 3 cm/s,但仍然在规定的临界爆破振速以下。爆破振动速度略有增大可能是由于炮孔加深后,堵塞的长度也相应的增加,从而延长了爆破产生的能量和爆生气体对岩体的作用时间,增加了炸药爆炸后能量的利用率。同时,从优化前后的频谱图可知,两种方式的爆破振动主频率远高于建筑物共振频率,对建筑物的影响很小。经现场试验证明,该方法切实可行,爆破后的岩体破碎率较好,无需进行二次破碎。在确保爆破振速满足设计要求的前提下,降低了掘进成本,实现了隧道爆破开挖的高效施工。
4 结论
结合深圳地铁7 号线皇福区间隧道爆破开挖的工程实际,通过现场试验的方法,根据试验调整并优化施工方法及相关的爆破参数,同时控制因爆破振动对周围建筑物的扰动,取得了良好的施工效果,得到了一些规律和结论如下。
( 1) 根据现场的爆破开挖情况设计了相应的爆破振动监测方案,通过监测得到了适用于现场地质条件的振动质点速度衰减规律,获得了爆破振动回归分析曲线,确定了符合现场实际的K值和"值及相应的爆破振动预测公式,为后期的爆破设计及施工提供了理论依据。
( 2) 对初始爆破方案进行了优化,在不改变装药量的前提下,加大掘进循环进尺,降低爆破单耗。经现场实验证明,该方法切实可行。在确保爆破振速满足设计要求的同时,降低了掘进成本,实现了隧道爆破开挖的高效施工。
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爆破系统 第9篇
经过国内许多矿山的努力, 扇形深孔起爆位置从孔口起爆发展到孔底起爆, 大抵抗线小孔底距发展到大孔底距小抵抗线孔网参数, 扇形炮孔同排同时起爆发展到排间、孔间微差起爆, 均达到了预期效果, 降低了矿石的大块率和贫化率, 但由于各矿山实际生产条件、地质情况不同, 爆破参数也有较大差别。
某钒矿岩体较不稳固, 岩体呈薄层状结构、节理裂隙发育, 为了得到良好的矿岩破碎效果, 同时减小爆破对围岩的破坏, 通过爆破漏斗实验确定其最优爆破参数, 从而降低成本获得较高的经济效益。
1 矿山概况
某钒矿矿石组成包括炭硅质岩夹泥岩型和 (炭质) 泥岩型两种, 产于结核炭硅质岩、结核泥质岩和黑色炭泥质岩中, 且层位稳定。层状矿体, 倾向北, 倾角65°~86°, 平均倾角∠71°;矿体厚度 (水平) 1.30~28.76m, 平均12.70m。
矿石松散系数:1.3~1.4;安息角:36°;矿石抗压强度:40~60MPa;矿石体重:2.27t/m3。
该矿采用水平扇形深孔阶段矿房法进行采矿作业。矿块沿走向布置, 长56m, 宽度为矿体水平厚度, 中段高50m, 顶柱5m, 间柱6m, 采用KQJ-80潜孔钻机打孔, 内燃铲运机出矿。采场拉底作业完成后, 通过水平扇形深孔爆破将各分层矿体崩落至拉槽, 矿石由出矿巷道运出。因此, 扇形深孔爆破效果对采场正常生产影响较大, 通过爆破漏斗实验确定合理的爆破参数至关重要。
2 理论基础及原理
C.W.Livingston根据漏斗爆破试验得出结论:炸药爆炸后将产生的能量传递给岩石, 其大小取决于岩性、炸药性能和药包重量;改变药包埋置深度和药包重量其中之一, 另一个不变, 可获得相同的爆破效果, 这符合炸药爆炸的能量传递观点。在一定的埋深范围内, 药包埋置深度与爆破漏斗体积成正比关系, 药包埋置深度越深, 爆破漏斗体积越大;当埋深达到一定值时, 再增加药包埋置的深度, 爆破漏斗的体积将减小, 最终将不产生爆破漏斗。
设爆破漏斗体积最大时, 药包埋置深度为最佳埋深Lj, 仅引起地表破裂或隆起的药包最小埋置深度称为临界埋深Le。得到球形药包处于临界埋深Le和最佳埋深Lj的弹性变形方程式为:
根据球形药包处于临界埋深Le和最佳埋深Lj的弹性变形方程 (1) , 可以推导出爆破立方根相似定律, 即在相同岩性和炸药条件下, 若要爆出某一特定效果, 当药量为Q1时, 药包埋深 (最小抵抗线) 为W1, 药量改变为Q2时, 药包埋深 (最小抵抗线) 改变为W2, 满足下式:
3 爆破漏斗试验
3.1 漏斗试验目的
通过爆破漏斗试验, 可以获取矿岩爆破的变形能系数Eb、最佳埋深比Δj和最佳炸药单耗q, 为爆破设计中炸药单耗、最小抵抗线和最大孔底距等参数选择与优化提供科学依据, 降低成本。
3.2 试验方法及结果分析
本次试验采用改性铵油炸药, 药量为353g, 采用自制药包, 药包长度为165mm, 直径为55mm, 装药密度为0.9g/m3, 与矿山风动装药器装药时的密度一致。药包长径比为3, 当药包长径比不超过6时[1], 其作用满足球状药包的要求 (见表1) 。
试验地点的选取应满足:爆破漏斗之间不会相互干扰;岩性与矿山今后生产的矿石岩性状况一致;不影响矿山生产。故将试验地点选在+995m中段20号勘探线附近的出矿进路端面中。
采用YT-28型钻机钻凿水平炮孔, 炮孔直径为60mm, 孔深取650mm、880mm、1080mm和1200mm。一次一孔爆破。
炮孔2在爆破后的爆破漏斗呈圆筒形, 故增加炮孔3再次进行试验。
经试验统计与计算, 所得的爆破漏斗试验结果见表2。
在表2的基础上绘制爆破漏斗特性曲线如图1、图2所示。
3.3 爆破参数确定
3.3.1 炸药单耗
根据爆破漏斗试验结果得出, 药包处于最优埋置深度时, 按照漏斗爆破量核定的最佳炸药单耗量为0.902kg/m3。但此试验在出矿进路端面完成, 受到掘进时爆破振动的影响, 出矿进路的表层岩石在一定深度范围内变得疏松, 使爆破后的崩矿量增大, 此种条件下计算得到的炸药单耗量偏低, 故调大计算结果, 以保证实验结果的科学性, 取q=1.0kg/m3。
图2爆破漏斗特性曲线 (V/Q—Δ)
3.3.2 最小抵抗线w (排距b)
垂直扇形孔的孔径为75mm, 根据爆破立方根相似定律, 当爆破漏斗试验药包处于最佳埋深W1=0.82m, 药包半径r1=27.5mm;炮孔直径变为75mm (原型) , 药包半径r2=37.5mm (原型) , 爆破抵抗线为W2 (原型) 时;应满足公式 (4) , 即:
所以, 通过球形药包模型试验, 可以算得球形药包原型的最佳最小抵抗线。根据其他学者研究表明, 炮孔柱状装药的爆破作用不同于球状药包, 当爆破效果相同时, 若药量也相同, 则柱状药包抵抗线大于球状药包[2,3], 并有
3.3.3 孔底距
扇形炮孔的孔底距a和最小抵抗线w (或排距b) 满足等式:
式中:m———密集系数, 是孔底距与最小抵抗线之比, 一般取1.0~1.25[1,4];选取m=1.2, 则孔底距a=1.2×1.8=2.1m。
根据上述理论计算得出, 孔径为75mm的扇形垂直深孔, 其凿岩爆破参数如下:最小抵抗线w=排距b=1.8m;孔底距a=2.1m;炸药单耗q=1.0kg/m3。
4 实际应用效果
按照上文确定的爆破参数, 在东边+845m水平31线东试验采场进行垂直扇形深孔爆破拉底, 第一次凿一排孔进行爆破, 一排齐发不分段, 爆破效果良好, 爆堆松散。第二次凿二排孔进行爆破, 排间采用50ms微差分段, 排内齐发不分段, 爆破效果也良好, 爆堆松散。但第三次凿三排孔进行爆破, 排间50ms微差, 排内齐发不分段, 爆破后发现, 矿体似成排推下, 爆堆成岩墙一样, 用木棍一捅能松散下来一部分矿石, 分析原因认为多排时, 后排挟制增大, 扇形孔从孔底往孔口孔间距离越来越小, 排内齐发时, 后排孔孔间先贯穿, 从而形成岩墙。在后来的垂直扇形孔拉底过程中, 把排内齐发, 改为排内微差, 中间2孔先爆, 再爆扇形两边的孔, 排间微差50ms~100ms不等, 一次爆破3~4排, 效果良好, 进展顺利。
5 结论
①用小药包爆破漏斗试验结果, 通过爆破立方相似定律确定扇形深孔爆破参数对于初次采用深孔爆破的矿山进行爆破设计有现实的指导意义, 可以排除开始进行深孔爆破的盲目性。
②从本矿的实际应用效果来看, 爆破漏斗试验对优化爆破参数具有科学的指导意义。
③因为爆破立方相似定律只有在相同岩性和装药条件下才成立, 所以爆破漏斗试验时地点岩性要有代表性, 所用药包的炸药性能及装药密度等要与实际生产情况相符。
④由于爆破漏斗试验采用单孔爆破, 而实际生产中是多孔多排爆破, 后者破岩时存在应力波叠加等, 两者破岩机理上存在一定的差异, 所以在实际应用中对由漏斗试验结果反演推导出的爆破参数应根据实际情况作相应的调整。
摘要：为研究扇形深孔爆破在软岩中爆破效果, 以某钒矿水平深孔阶段矿房法为例, 通过理论分析及现场爆破漏斗实验方法确定扇形深孔爆破参数, 最小抵抗线w=排距b=1.8m;孔底距a=2.1m;炸药单耗q=1.0kg/m3。经现场爆破试验表明, 爆后效果良好, 大块率低, 对围岩破坏小。因此, 该方法对矿山确定及优化爆破参数具有很好的应用价值。
关键词：爆破漏斗,爆破参数,深孔爆破,扇形炮孔
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爆破系统 第10篇
坚硬顶板下进行长壁开采时, 如果顶板处理不好, 随着采面的推进, 易形成大面积悬顶, 一旦垮落极易产生飓风和强冲击载荷, 造成人员伤亡和设备损坏[1];还会造成老塘积累的瓦斯瞬间涌出, 引起瓦斯突出事故。目前, 我国已经采用顶板注水弱化和爆破弱化等[2,3,4]技术改变顶板的物理力学性质, 减小悬露面积、防止大面积顶板来压;其中, 深孔爆破技术成熟、有效, 已广泛用于厚硬顶板的处理工作[2,3,4,5,6,7,8]。
目前, 关于深孔爆破顶板弱化的基本机理较为普遍的观点为[2,3]:利用炸药爆炸的动静作用, 在岩体中制造裂隙、造成已有裂隙进一步扩展, 实现相邻炮孔裂隙贯穿、形成断裂面, 顶板沿断裂面破坏、折断。此种观点的前提是爆破裂隙扩展、贯穿, 进而形成断裂面;实际上在综采面顶板无限岩体中, 没有爆破自由面, 且受不同强度地应力的作用;有文献资料表明[8,9], 埋藏深度和地应力对爆破裂隙扩展起到抑制作用, 随着初始应力和深度的增大, 裂纹的扩展半径相对减小。文献[10]试验表明, 深部无限岩体深孔爆破裂隙半径为0.5~1.0m。表1列出了一些成功的顶板弱化爆破参数。
由表1可见, 实际工程中炮孔间距特别是孔底间距都相对较大, 有些达10m以上[6], 显然, 这远大于爆破裂隙区范围, 但仍然取得了良好的爆破效果。笔者分析认为, 这不仅仅是爆破裂隙的作用, 还应该考虑爆破损伤作用。
爆破损伤范围的研究多见于边坡[11]、水电站厂房[12]等对爆破要求较高的工程, 鲜见于煤矿采掘爆破。本文基于顶板深孔爆破现场振动测试结果, 根据质点峰值振动速度 (PPV) 研究深孔爆破损伤范围, 通过爆破后矿压观测结果验证爆破参数的合理性, 为强制放顶爆破参数设计提供参考。
1 爆破损伤范围判据
实践工程中, 爆破损伤范围的确定方法主要有:
1) 工程检测方法:主要测试爆破前后岩体的声波波速、弹性模量、透水率等参数, 进行对比分析。
2) 理论分析方法:根据理论计算, 结合实践经验和现场测试成果得到爆破损伤安全判据, 由此确定爆破损伤范围的大小, 如质点峰值震动速度 (PPV) 建立的安全判据。PPV安全判据在露天边坡、水电等工程中广泛使用, 文献[11]利用PPV安全判据分析了爆破后炮孔周围6.2~12.4m为重度损伤区、12.4~19.7m为轻微损伤区。
关于PPV安全判据和理论在一些文献中已有表述[11,12], 本文就不一一赘述。Bauer与Calder[13]、Mojitabai[14]等学者通过爆破前后岩体内裂隙数量统计、声波波速对比等研究结果, 给出了爆破损伤质点峰值振动速度安全判建议值。本次采用Bauer和Calder安全判据, 如表2所示。
2 深孔爆破损伤范围确定
2.1 爆破振动测试
试验选择在国投新集二矿210108工作面进行, 该工作面标高-608.3~-647.1m, 走向长1442.4~1524.6m, 平均为1485.3m;平均切眼长度148m。顶板岩性主要为粉砂岩、中砂岩、中-细砂岩、细粒砂岩, 整体性好。煤岩层综合柱状图见图1, 基本物理力学参数见表3。
爆破在风巷进行, 起爆一个炮孔, 采用三级煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。炮孔直径75mm、药柱直径63mm, 深度30m, 孔口距巷道底板1.5m。其他爆破参数为:装药23m、堵塞7m, 起爆药量69 kg。爆破振动监测采用Blatmate SeriesⅢ振动测试仪, 测点布置在爆破侧巷道底脚处, 测试结果如表4所示。
2.2 爆破损伤范围的确定
利用萨道夫斯基公式对表4测试结果进行回归[15], 得到爆破振动衰减规律为:
式中, υ合为岩体中质点峰值振动合速度, cm/s;Q为最大单段起爆药量, kg;R为质点至爆破中心的距离, m。
式 (1) 体现了药包爆破后岩体中地震波衰减规律, 对于炮孔周围岩体损伤是在爆破近区产生的, 在爆破近区, 炮孔周围的应力波更接近柱面波, 因此需对式 (1) 做一定的修正。
在爆破近区, 岩体中质点峰值振动速度一般按下式计算[16]:
式中, υ为岩体中质点峰值振动速度, m/s;υ0为炮孔壁上的质点峰值振动速度, υ0=p0/ρCp, m/s;k为与一次起爆的炮孔个数有关的系数, 在顶板深孔致裂爆破中, 由于起爆药量大, 每次起爆一个炮孔, k取1;b为炮孔半径, m;R为岩体中质点距爆破中心的距离, m;β为衰减指数;p0为炮孔内爆生气体的初始压力, MPa;ρ为岩石密度, kg/m3;Cp为岩石纵波速度, m/s。
在传播过程中, 应力波的衰减有两种方式:①由于几何扩散造成的衰减;②由于阻尼因素造成的衰减。对于球面波, 几何衰减因子约为1.0, 即与传播距离成反比;而柱面波的几何衰减因子为0.5[12]。阻尼衰减仅与地质条件及岩性有关。因此, 根据式 (1) 可得到试验场地应力波阻尼衰减因子为1.383-1.0=0.383。进一步可得, 对于爆破近区柱面波条件下, 式 (2) 中应力波衰减因子β=0.5+0.383=0.883。则式 (2) 柱状装药爆破近区质点峰值振速的衰减规律为:
根据工程实践, 岩石纵波波速CP取3500m/s;爆破采用煤矿许用水胶炸药, 其参数为:密度ρe=1150 kg/m3, 爆速D=3600 m/s, 药卷直径63mm, 炮孔直径75mm;岩石物理力学参数见表3, 代入各参数, 由式 (3) 即可计算出距离炮孔中心不同距离处岩体的质点振动峰值速度 (PPV) , 见图2。
由图2可得, 至炮孔中心7.631m的质点振动峰值速度为63.5cm/s、21.933m处的PPV=25cm/s。结合表2岩石损伤判据, 深孔爆破可以对距炮孔中心7.631m范围内的岩体造成严重损伤、对7.631~21.933m范围内的岩体造成轻微损伤。因此, 可以解释表1中有些案例虽然炮孔间距大仍取得良好的爆破效果。而按文献[3]给出的裂隙区半径计算公式计算结果为0.86m, 无法满足爆破要求。
3 现场试验
顶板超前深孔爆破在风巷和机巷分别进行, 炮孔采用扇形布置、炮孔孔口间距1.5m。根据爆破严重损伤区范围计算结果, 炮孔最大间距可取15.262m, 设计取15.2m, 具体爆破参数见表5和表6, 炮孔布置见图3。
经计算, 在进行深孔爆破强制放顶前, 工作面初次来压步距为84m, 冒落面积约12432m2, 而实施爆破强制放顶后, 初次来压步距为40.3m, 冒落面积约5964.4 m2;初次来压步距提前了43.7m, 冒落面积减少了6467.6 m2。文献[17]为具体的工作面矿压显现特征监测与分析。综合结果表明, 受爆破弱化作用的影响, 来压步距减小, 没有大面积悬顶现象、避免了工作面煤壁大面积片帮等压力显现, 保证了回采期间的安全生产, 深孔爆破取得了良好的效果。
4 结论
1) 通过总结、分析厚硬顶板爆破强制放顶成功案例, 提出强制放顶的成功在于爆破损伤形成薄弱带、而不是爆生裂隙贯穿形成薄弱面, 顶板在薄弱带断裂、下落, 避免了大面积悬顶。
2) 基于萨道夫斯基公式与PPV安全判据, 计算得到炮孔周围重度损伤半径为7.631m, 轻微损伤范围为7.631~21.933m, 由此设计炮孔孔口间距1.5m、最大孔底间距15.2m。
浅谈巷道爆破技术之 第11篇
【关键词】煤矿;巷道;中深孔爆破;分析
Discussion on Tunnel Blasting Technology
——in deep-hole blasting
GAO Xiang-yang
(Gedian Coal Mine Henan Shenhuo Group Co.,Ltd. Henan Yongcheng 476600)
【Abstract】with the development of science and technology, domestic coal acquisition technology level also rises subsequently, so fast, efficient, safe production of coal mine laneway has become the important condition, how to improve coal mining rate and yield when the road of sustainable development the key coal mine. According to the author 's own experience, a brief description of the basic situation of Gedian coal mine tunnel, and according to the current situation of domestic coal mining roadway, improving blasting efficiency, promote the coal lane acquisition speed, in order to improve yield, hope everyone can provide a reference.
【Key words】In mine;Roadway;In deep hole;Analysis
煤礦巷道的爆破直接影响着作业进度，如何提高爆破效率是国内煤矿技术研究的重要课题，本文就笔者多年工作经验，简单对中深孔爆破技术进行了分析，详见下文：
爆破技术的探索:
煤矿井下巷道一般把坚固性系数f>8的石灰岩、中砂岩、粗砂岩以及一些如花岗岩、片麻岩等火成岩类岩石称为坚硬岩石，而较多遇到的是含石英，闪长石等的中、粗砂岩。常用的爆破方法存在少打眼、乱打眼、多装药的现象，造成的后果是炮眼利用率低，岩石抛掷远，周边超挖量大，巷道成型较差，围岩松动破坏严重，使得工程进展缓慢，爆落岩石大块率高、装岩生产效率低，使得整个开采时间延长，以至严重影响进度。
１．岩石巷道特点
一般把坚固性系数f>8的石灰岩、中砂岩、粗砂岩以及一些如花岗岩、片麻岩等火成岩类岩石称为坚硬岩石，而较多遇到的是含石英，闪长石等坚硬成分的中砂岩、粗砂岩。
在坚硬岩石巷道中爆破的显著特点是：
①钻眼速度慢、钻具磨损快式风钻的平均钻眼速度约为0.1m/min；②岩石爆破困难，经常出现放炮“冲炮”现象，爆破效率普遍较低，有时只能达到50%左右，甚者仅有30—50％；③炸药消耗量大，炸药单耗有时达到3.0kg/m3以上，但爆破效果仍不太理想；④ 爆落岩石大块率高、装岩生产效率低。
通常坚硬岩石巷道掘进循环时间较长，严重影响掘进施工进度。为克服硬岩石的高阻抗，提高炮眼利用率，改善破碎效率，增大循环进尺，通常是增加炮眼数目，加大炮眼装药量等。但炮眼数目增加势必又增大了打眼的工作量和作业时间，使得本已困难的打眼变得更难。过大装药量有时也只能造成炮眼前段岩石破碎和大量抛掷，不能从根本上解决炮眼利用率低的问题。
2.中深孔爆破的特点
中深孔掘进爆破技术可减少辅助作业时间，提高单循环进尺，能大量节省爆破器材和钎具消耗，从而加快巷道挖掘速度和获得较大的经济效应。因而被认为是最为有效的技术手段之一，具有不可替代的优越性。
2.1炮眼直径和装药直径
炮眼直径较大时，对应可采用较大直径的药卷，炸药的爆速好爆轰稳定性较高，爆炸能量相对集中，利于岩石的爆破破碎，特别对于坚硬岩石，较大的装药直径能增强岩石的爆破破碎作用，提高爆破效率，同时增大炮眼直径，还可以减少工作面炮眼数目。但较大的炮眼直径增加了打眼的难度，与小直径炮眼相比，其钻眼速度明显降低。
2.2炮眼直径和装药直径的选择
可根据巷道岩石的实际情况选用炮眼直径和装药直径。例如，掏槽眼可采用较大直径的炮眼和药卷（φ40mm钎头，φ35mm药卷），以增强掏槽眼爆破的能力，加大槽腔内岩石的破碎和抛掷，提高掏槽效率。而对于其他炮眼，则可采用较小直径的炮眼和装药（φ32mm钎头，φ27~29mm药卷），以提高钻眼速度。
2.3炮眼深度
炮眼深度是指眼底到工作面的垂直距离，而沿炮眼方向的实际深度叫炮眼长度，例如斜眼掏槽中的掏槽眼。炮眼深度是爆破中最基本的技术参数，影响炮眼深度的因素主要有：煤岩性质、钻眼机械、循环作业方式、炸药威力等、要求的任务等，在选择炮眼深度时应综合考虑。其中，重点是钻眼机械和循环作业方。
3.深孔爆破技术应运规范
3.1加强技术指导
在中深孔爆破技术的实施开始阶段，可组织技术人员现场跟班，掌握第一手资料，根据现场跟班调查出的问题，采取以下措施：
（1）加强对施工作业人员的技术培训，专门举办打眼工的技术培训班，培训打眼知识，加强岗位责任制的学习，提高操作人员的责任意识。
（2）强化现场施工监督管理，每小班打眼前跟班技术员点眼位，打眼时做到“三定”，即定人、定位、定职责，炮前验炮检查眼深、眼数、眼的角度，并由安检员将当班打眼情况汇报调度，使打眼做到了动态管理。
（3）在技术上主要做了以下改进:①根据地质情况及时调整爆破参数。②掏槽眼由水平楔形改为水平楔形加辅掏，从而扩大了自由面，增加了掏槽效果；辅助眼眼位与眼位的间距变大，在一定的程度上减少了眼数。③使用了大直径钻头配大直径炸药，即使用了￠42钻头配￠35直径炸药，增加爆破强度。④装药结构由正向改为反向。⑤炮眼深度：掏槽眼2.8米，其它眼深2.4米，爆破的有效长度得到提高。⑥增加风锤和锚杆机数量，缩短打眼时间。
【参考文献】
［１］中国力学学会工程爆破专业委员会.爆破工程[M].北京：冶金工业出版社.1992.
［２］孙良誉.浅论深孔预裂爆破对煤层透气性影响.四川:煤矿安全与技术，2007.
［３］张应立.工程爆破实用技术冶金工业出版社,2005.
爆破系统 第12篇
岩巷掘进爆破的特点是巷道宽度小, 自由面少, 岩石所受夹制作用强。而现场施工仍普遍存在少打眼、乱打眼、多装药、乱放炮的现象, 造成的后果是炮眼利用率低, 光爆效果差、成型质量差, 造成围岩自承能力差。因此, 如何提高爆破效率、改善爆破效果、增加进尺、保证成型, 仍是岩巷掘进爆破工作中应解决的主要课题。为此, 我们力图从炮眼深度、掏槽爆破、光面爆破、定向断裂控制爆破等技术问题进行分析探讨, 以期提出一些有益的参考。
2 炮眼深度
影响炮眼深度的因素主要有:岩石性质、钻眼机械、循环作业方式、炸药威力等, 在选择炮眼深度时应综合考虑。
(1) 根据钻眼机械确定。合理的炮眼深度应与钻眼机械相适应, 即合理的炮眼深度要保证钻眼时有较高的钻眼速度。有资料表明:对于普通的气腿式凿岩机 (如常用的7655型和YT-24型) , 在相同的凿岩条件下, 采用同一根钎子钻眼, 每增加1m炮眼, 其钻眼速度就下降4%~10%, 且随着钻眼深度的增加, 钻眼速度就下降得越快。特别当炮眼深度超过3.0m时, 由于钎子重量增加, 使克服钎子弹性变形的冲击功增大, 排粉难度也增大;其次钎杆与眼壁间摩擦阻力增大, 能量消耗增加;再者人工拔钎也相当困难。
(2) 根据循环作业方式确定。合理的炮眼深度应与循环作业方式想适应, 即合理的炮眼深度应能保证每班或圆班完成整循环, 保证实现正规循环作业, 这样, 每班工作任务明确, 便于组织和管理, 配合锚喷支护及其掘支作业方式, 在合理的炮眼深度内, 力争达到一班多循环或中深孔爆破一班一循环。
(3) 根据单位工时消耗确定。据我们长期研究和现场经验, 当炮眼深度变化时, 各主要工序, 如钻眼爆破 (包括钻眼、装药、联线、放炮等) 、装运岩石、临时支护和永久支护、铺设轨道等, 其纯的单位工时消耗量基本保持不变, 但各种转换工序和各种辅助工序, 如交接班、钻眼准备、工作面清整、放炮前撤人撤物、通风排烟、安全检查等的单位工时消耗量却随着炮眼深度的增加而明显减少。
3 掏槽爆破
决定掘进进尺的关键是掏槽爆破。要提高炮眼利用率, 就应首先选择合理的掏槽形式和掏槽参数。
3.1 掏槽形式
在目前浅眼多循环的巷道掘进爆破中, 最常用的掏槽形式是垂直楔形掏槽。而中深孔爆破时垂直楔形掏槽的应用就受到了巷道断面宽度的限制, 多采用直眼掏槽。直眼掏槽的形式有多种, 较为常见的有菱形掏槽、角柱掏槽、螺旋掏槽等多种。各种掏槽形式的共同特点是利用数量不等的平行空眼作为首爆装药眼的辅助自由面和破碎岩石的膨胀补偿空间。目前较为有效的中深孔爆破直眼掏槽方式是阶段直眼掏槽和孔内分段直眼掏槽。前者是将掏槽眼深度分成若干段 (多为两段) 不同掏槽眼的眼底位于不同的平面上, 按由浅入深的顺序分阶段进行掏槽。后者则是在掏槽装药炮眼内实施上下两分段, 分段装药间以一定长度的炮泥相隔, 由外向内顺序起爆。
我矿坚硬岩石巷道掘进爆破时就采用了这种双楔形掏槽, 该巷道岩石为粗砂岩, 整体性好, 致密坚固, 无层理, 韧性高, 极其坚硬难爆, 使用单楔形掏槽或普通角柱形直眼掏槽, 2.0m的掏槽炮眼深度, 爆破后炮眼利用率一般在60%以下, 个别时候仅有30%左右, 而且大块较多, 严重影响了掘进速度和巷道成型。改用双楔形掏槽, 两阶槽眼梅花形布置, 其中两对一阶掏槽, 槽眼深度1.2m, 倾角65°;三对二阶掏槽, 槽眼深度2.0m, 倾角70°;另为增大槽腔内岩石的破碎程度和改善岩石破碎块度, 在槽腔中心加打了一个与二阶槽眼同深的炮眼。取得了较高的掏槽效果, 爆破效率基本上在80%以上, 平均达86%左右, 爆破块度也较为均匀。
3.2 掏槽参数
(1) 炮眼间距。斜眼楔形掏槽参数多由经验确定。笔者认为, 掏槽爆破主要是利用装药爆炸后岩石中产生的破碎破裂作用, 因此对于直眼掏槽, 要保证槽腔内岩石充分破裂破坏, 掏槽炮眼就应布置在破裂区内, 即a<R�k, a为槽孔间距, R、K为破裂区半径。
(2) 炮眼装药量。据掏槽爆破要求, 装药爆后要将槽腔内岩石充分破碎并抛出, 因此, 装药量较其它炮孔要大, 且不同种类的岩石装药量有变。
4 光面爆破
较好的光面爆破效果是保证巷道成型规整、减少周边围岩破坏的关键。岩巷掘进均应采取周边光面爆破技术。
(1) 炮眼间距。合理的炮眼间距应保证炮眼间贯通裂隙完全形成。综合考虑爆炸应力波和爆生气体在贯通裂隙形成过程中的作用; (2) 炮眼密集系数。根据经验, 光面爆破炮眼密集系数多取值为:m=0.8~1.0。我们通过双孔双自由面爆破模型试验, 在综合分析炮眼断裂面的平整程度、爆破漏斗体积、炮眼利用率等指标的基础上, 得出在曲率较小的拱顶部分, 光爆炮眼密集系数可以适当增大, 但也不宜超过1.2; (3) 装药结构和装药集中度。较合理的光爆装药结构为径向空气间隙不偶合和轴向软垫层不偶合装药。巷道周边光面炮眼装药量通常用装药集中度来控制, 所选装药集中度的大小要求爆破后在炮眼周围的岩石中不产生粉碎性破坏, 并能在岩壁上留有眼痕; (4) 定向断裂控制爆破。定向断裂控制爆破是利用一些方法首先使炮眼眼壁某部位应力集中而产生径向裂缝, 同时避免眼壁其他部位产生微裂缝, 随后在爆炸应力波和爆生气体的共同作用下, 径向裂缝持续发展, 形成预期的断裂面。与普通光面爆破相比, 其主要的技术特点有:巷道周边成型质量提高, 围岩破坏程度降低;眼距加大, 周边钻眼工作量减少。特别是在软岩巷道效果更为明显。
切缝药包定向断裂控制爆破法是将炸药装在特制的外壳 (多为ABS工程塑料) 中, 通过外壳切缝的导压作用控制眼壁上裂缝生成与扩展。一般切缝管外径38~40mm, 壁厚2~4mm, 切缝宽度3~5mm, 长度由炮眼深度和装药量来确定。
5 结束语
爆破系统范文
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