对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价.doc

返回 相似 举报
对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价.doc_第1页
第1页 / 共15页
对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价.doc_第2页
第2页 / 共15页
对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价.doc_第3页
第3页 / 共15页
对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价.doc_第4页
第4页 / 共15页
对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价.doc_第5页
第5页 / 共15页
点击查看更多>>
资源描述:
对地下金属矿山小型巷道爆破效果的批判性评价 摘要 巷道根据尺寸可以分为小型,中型和大型。巷道的尺寸对爆破参数的设计和爆破效果有很大的影响,虽然在小型巷道掘进中平行掏槽更适合高效的掘进,但是楔形掏槽的生产效率更高在锰矿山中(1号),因为在单位掏槽面积上需要更高的费用和炮孔数量。建议在这些巷道掘进中采用双楔形掏槽的方式。通过对两个金属矿中大约600米的小矩形巷道周围的围岩和矿体的爆破结果分析,从而为能量因素和专用钻孔与楔形掏槽或平行掏槽,以及围岩强度,岩石质量和炮孔深度之间的关系的精确预测得到经验性的联系。 1998年出版由Elsevier Science公司保留所有权利。 关键词 小型巷道 爆破效果 掏槽 强度等级 巷道爆破指标 1简介 1.1金属矿山的巷道掘进 水平或近水平的巷道掘进,被称巷道掘进,是在金属矿山的围岩里建设运输巷道和石门以到达矿体。相似的是,穿过矿体的巷道,称为穿脉或石门,被用来建设采场。围岩里竖直或急倾斜的巷道掘进被称为竖井,天井和溜井,并主要用于材料运输。 1.2 根据巷道掘进的尺寸进行分类 在横截面积的基础上,巷道掘进可以分为不同的类型(表1)。 1.3 巷道爆破效果 在印度和传统的其他地方的巷道掘进中,凿岩爆破是最常用的。掘进的速度和效率在很大程度上取决于爆破效果,避免时间超期和地下工程成本超支是必须的。巷道报掘进的爆破效果基于以下几项标准进行衡量 1)炮孔总深度中,二次钻孔的所占的比例,以百分比表示。 2)能量因素,测量破碎每立方米岩石消耗的炸药量。 3)炮孔的利用率,测量爆破每立方米岩石消耗的炮孔长度。 4)爆破外形,通过超挖或欠挖占总挖掘量的百分比来衡量,或者是一种称作半孔率的项目,是指残留下的半个炮孔的总长度占原炮孔总长度的比值,以百分比表示。 5)爆破震动对围岩造成的损害。 以上参数共同组成衡量巷道掘进效率和经济效果的评价标准。 表一 巷道尺寸与巷道掘进分类 编号 巷道掘进横截面积(㎡) 类型 1 <10 小型 2 1035 中型 3 >35 大型 1.4小型巷道中的爆破效果 1.4.1 炸药比和炮孔系数 根据Langefors和Kihlstrom(1973),Olofsson的理论(1990),能量因素和炮孔系数是与横截面积区域是成反比的。(图一)从图可以看出,当巷道横截面积不超过10㎡时,炸药比和炮孔系数的影响是非常高的,同时在这些区域他们降低的速率也是非常高的。当位于巷道面积大于35㎡的区域时,降低的速率小到可以忽略。根据Pokrovsky的理论(1980)炸药比不仅基于巷道尺寸,也与岩石强度有关,同时也与结构,爆破类型,以及巷道直径有关。根据Whittaker和Frith的调查结果(1990),可以得到一个有趣的结论,当巷道尺寸增加时,在坚硬的岩石里,炸药比和炮孔利用率降低的速度要比在软弱岩石里快。 尽管炸药比和炮孔利用率也影响着炮孔直径,这个因素在这里不被讨论,在所有的例子中,炮孔直径保持恒定。 图一 1.4.2 每轮提前 Langefors和Kihlstrom(1973总结了V型掏槽和扇形掏槽每轮的最大提前量与巷道尺寸直接相关,但是在较大的巷道里,由于巷道的宽度,如果每轮设计的提前量不加大,所需的拉槽百分比不可能得到,因为增加的偏差来源于更长的炮孔。然而,每轮的提前量是独立于巷道尺寸的,是根据泄压孔直径来估计的。 从上面的讨论中显而易见的可以得到,与中型大型巷道相比,在小型巷道里,爆破结果与炸药比和炮孔系数显著的高度相关。这在根本上要求在小型巷道里优化爆破参数设计来实现更有效的爆破。此外,小型巷道里每个工作循环更高的提前量需要采用平行掏槽技术。 2.4m2.1m的矩形水平巷道被开掘在下盘岩体中,用做运输平巷和石门。类似的巷道穿过矿体掘进用于采场准备。在掘进中一般采用常规的钻孔、楔形或者平行掏槽。通过对大约600m范围内的大量的岩石进行为期一年的监测,来对爆破参数和爆破效果进行实验。进行爆破试验来提高巷道掘进中的爆破效果。 关键的爆破结果分析如下。 2. 地质 2.1矿山1 该褐锰矿的倾角为7585度,倾向南,矿体厚度1225m,有180度的平卧褶皱,这引起了矿体厚度的巨大变化。矿体的两翼是低品位的含锰石英岩石英锰榴岩。它由两部分组成,具有平行的片里理构造,其组成部分从粗糙到光滑,平坦的表面没有其他填充材料。巴顿岩石质量指标(Q为17.4132.05. 主要的不连续部分在下盘,具有片理状的坡面,其他几处断裂也随机存在,在倾角和倾向上变化较大。但是其他部分具有粗糙的节理面。主要的节理面都被软质的粘土矿物或硬质二氧化硅填充,下盘岩石的Q指标从0.62到7.5之间。这些组成部分,当与片理面相互交叉形成了一个封闭空间,形成一个楔形空间会引起超挖。 调查460m长的巷道掘进,矿石的单轴抗压强度为60到180,上下盘围岩18到46. 2.2矿山2 该矿体仍为锰矿,矿体中的节理是光滑的并被粘土填充。上下盘围岩的断裂面成起伏的平面状,表面光滑到粗糙。在断层处有粘土矿物沉积,矿体Q值从0.96到1.85,上下盘围岩为0.15到0.91,,可以想到,地面的条件很差。矿体单轴抗压强度为60到162,上下盘围岩为50到142. 3.0 爆破 3.1 矿山1 3.1.1 爆破实践 在巷道掘进中同时使用楔形掏槽和平行掏槽,矿山管理者根据经验优先使用楔形掏槽(图2),但是承建商大多使用四角平行掏槽(图3)。 3.1.2 爆破效果 像炸药比率,超挖等这样的爆破结果在楔形掏槽和平行掏槽中一直被监测。每轮工作循环后,通过测量每轮爆破后开口的宽度和深度,得到每个工作循环挖掘的体积。在矿体中掘进时,每个工作循环的破岩量都要进行计算从而得到需要提升的容器的数量。这些数值是从矿石料堆中验证得到的。炸药比和炮孔系数用爆破消耗的炸药量和总的钻孔长度分别除以总的挖掘体积得到。平行掏槽和楔形掏槽的爆破设计参数以及爆破效果的比较在表2中列出。在这些例子中,最大的孔深为1.5m,炸药用的是80的胶状炸药。从表2,B部分可以看出,尽管每轮工作循环的提前量都提高了,平行掏槽的炸药比和炮孔利用系数仍然不如楔形掏槽,这解释了在平行掏槽中需要大量的炮孔和花费的事实(表2,A部分),开口占了总掘进面积的37.9,相反的是,楔形掏槽仅需要较小的费用和较少的炮孔,开口占了掘进面积的44。 从以上的分析可以得到 (1)在小型巷道里,平行掏槽的生产效率比楔形掏槽要低,掏槽和开口的面积比接近1.平行掏槽在拥有较大的成本和炮孔数目的大中型巷道里比较可行,巷道切割部分每单位面积的炮孔数可以又其他部分中和。 (2)对于每个工作循环里提前量更高时,在小型巷道里,平行掏槽是首选,因为楔形掏槽每个工作循环的最大提前量会受到巷道尺寸限制。 3.1.3 爆破试验 由于掘进的巷道较小,在楔形掏槽中首先开切角度小于36度,长度小于1. 5m的爆破孔,是开口宽度的0.625倍(图2)。因此,掏槽时的限制是非常高的,否则就会导致破损差,这最终导致60的炮孔长度不足,此外,平行掏槽的执行也是问题,因为大直径的钻头很少用。 考虑到所有的这些因素,一种双楔形掏槽模式发展出来以提高掘进效率、利用可利用的资源。双楔形掏槽是在垂直面内增加一个楔形,先于水平面上主楔形槽爆破。来减少主楔形的约束。这会导致(1)尽管顶角很小,掏槽孔周围的岩体破碎的更好,以及(2)更高的拉槽 对单楔形掏槽和双楔形掏槽的爆破效果的比较在表3中列出。随着炸药比的略有增加,双楔形掏槽能够产生非常高的拉槽百分比,降低炮孔率,因此,优先选择双楔形掏槽。 3.2 矿山2 在拉槽时的爆破效果方面,在130m长的上下盘围岩和40m的巷道里,炸药比和超挖一直被监测。巷道掘进中的楔形掏槽爆破模式在图3中展示,最大炮孔深度0.75m,80的胶状炸药作为爆炸物。 图三 3.2.3 岩体质量对炸药比的影响 一般来说,爆破工程师分为地下岩体和地表挖掘,根据不同区域的整体岩体情况为每个区域设计一个爆破模式。据此,在上下盘围岩和矿体中的掘进根据岩体质量不同分为区域. 得到每个区域的炸药比和炮孔利用率,显示某些区域的爆破效果非常的飘忽不定,这些区域的顶板超挖也很严重,可能是因为 (1)在掘进中,爆破模式的初始部分标准化了,而岩体风化程度不一。 (2)钻孔由不同的掘进队手工完成,钻孔因为操作错误引起错误结果。 (3)无轮廓爆破实践通过。 表四 由于顶板岩体受到的限制最小,巷道中任何不稳定的岩体爆破结果都会引起大范围的顶板超挖和巷道形状的恶化。岩体顶板超挖量在10以下的区域的爆破结果认为不需要做进一步分析。该值被拒绝因此代表总人口的20%左右。 每个区域内岩体单轴抗压强度的值与炸药比和炮孔利用率的值得变化在表5中以Q值得形式展示。 在相同尺寸、类型以及巷道断面面积的掘进中炸药比和炮孔利用率有很大不同,Langefors和Khilstrom (1973 )、或者Olofsson的(1990)这些人提供的方法无法解释。 由于岩体质量Q频繁和广泛的变化,波克罗夫斯(1980)的方法也很难估计炸药比的变化,波克罗夫斯(1980)只考虑到三种类型的岩石的效果的结构和质地。(1)弹性,弹性和多孔的岩石; (2)位置凌乱和形状不规则的岩石,(3)岩石层理正常时的炮孔。他认为,炮孔深度不需要考虑,因为深度的增加会增加岩石的夹制作用,可以瓦解由于岩石梁(破坏岩石自由面长度的增加(炮孔深度)而增加的负荷。但是,在较长的孔中,增加的影响是不可忽略的。 Langefors和Kihlstrom (1973)考虑了效果差的影响,来设计每个工作循环的提前量,这在1.4.2中讨论过。 图五 图六 最初,查克拉博蒂等(1994)将巷道掘进中的炸药比和巴顿岩石质量体系联系起来,认为巷道爆破的效果受到岩石结构和层理的影响最大,岩体强度的影响并没有在这种方法里考虑到。Jurgenson和Chung(1987)、Singh(1991)等人发现,爆破效果直接受到围岩整体的地层强度的影响。巷道爆破指数的概念表明,考虑了岩体Q值和强度准则之后,巷道围岩强度的降低是后来发生的。因此,查克拉博蒂等人提出巷道爆破指数(TBI的概念(1997)是为了预测巷道掘进中的炸药比。 TBI是增加了两个影响因素,如岩体质量,其中作者发展起来的表示的质地和结构的隧道围岩质量和强度评级(SR),根据岩石单轴抗压强度的范围从1到100兆帕,TBI表明,爆破引起的巷道岩体破坏强度,同样具有各向异性。单轴抗压强度(UCS的值并没有直接用来发展预测模型,因为关于影响隧道爆破程度各种强度参数(如抗拉,抗剪,抗压,动态拉伸,动态压缩)的知识不足。然而,UCS的值被用来给岩石强度分级,这是因为在实验室评估UCS是很方便的。强度评级(SR)表示爆破破坏的地层阻力。查克拉博蒂等人在1997年发现即使是在非常复杂的地层,如混合地层,该指数可能是非常精确地与航道炸药比相关。SR的值在早期非常接近UCS值查克拉博蒂等,1997),现在在UCS值高达200兆帕的基础上,可以进一步修改和扩张。基于上述情况下的研究(表4)。 TBI的值可以与从楔形掏槽和平行掏槽得到的炸药比以及炮孔利用率的值很好的相关起来,如下 炸药比(楔形2.1370.0054TBI-(0.82/HD 炸药比(平行1.7530.1TBI 单位 HD炮孔深度 炮孔利用率(楔形)9.030.212TBI-4.155/HD 0.91 炮孔利用率(平行)5.960.344TBI 0.717 直径系数 因为平行掏槽只在一号矿山中使用,炮孔深度对炸药比和炮孔利用率的影响都无法评估,由于这样的限制,该指数的确定,在炸药比和炮孔利用率的参照方程里是相同的。然而,基于平行掏槽的使用结果,炸药比和炮孔利用率能够被很好地预测,它们与孔深直接相关,平行掏槽也是一样。 4.0 结论 巷道的尺寸影响着爆破的效果因素,例如炸药比和炮孔利用率,特别是在小型巷道里影响因素非常大。因此,在这样的巷道里,优化爆破设计参数对于巷道的成本效益是十分必要的。 TBI的值与炸药比和炮孔利用率能够很好地契合,但是,仍需要更进一步的研究,以使其能够包含更多的变量,如巷道大小,炮孔直径,泄压孔直径和爆破类型。使模型更加准确灵活。 参考文献 Barton, N., Lien, L. and Lunde, J. 1974. Analysis of rock mass quality and support practice in tunnelling, and a guide for estimating support requirements. Internal Report of the Norwegian Geotechnical Institute Oslo, Norway, 6-9. Chakraborty, A. K,, Jethwa, J.L. and Dhar, B. B. 1997. Predicting powder factor in mixed-face condition development of acorrelation based on investigations in a tunnel through basaltic flows. Engineering Geology 47, 31--41. Chakraborty, A. K., Neogy, M.B. and Jethwa, J. L. 1996. Blasting in small drivages--critical uation in an underground metal mine. Proc. National Seminar on Drilling and Blasting, Bhubaneswar, Sept. 20-21, 1996, 47-53. Chakraborty, A. K. et al. 1996. “Improving the drivage rate of development headings in Balaghat and Chikla mines, MOIL.“CMRI Project Report No. GC/N/1/96, ted to Manganese Ore I Ltd. Chakraborty, A. K.; Jethwa, J. L.; and Paithankar, A. G. 1994. Assessing the effects ofjoint orientation and rock mass quality on fragmentation and overbreak in tunnel blasting. Tunnelling and Underground Space Technology 94, 471-482. Hagan, T. N. 1992. “Safe and cost-efficient drilling and blasting for tunnels, caverns, shafts and raises in India.“ Manual prepared by Golder Associates Pty. Ltd., Australia and Central Soil and Material Research Station, India, September 1992, 7.1-7.3. Holmberg, R. 1982. Charge calculations for tunnelling. Underground Mining s Handbook, 1580-1589. NewYork Society of Mining Engineers, American Inst. of Mining Met. Pet. Eng.Jurgenson, G. K. and Chung, S. H. 1987. Blast simulation surface and underground with the SABREX Model. CIM Bulletin 80 904 August, 37-41. Langefors, U. and Kihlstrom, B. 1973. The Modern Technique of Rock Blasting, 180-256. New York John Wiley and Sons. National Institute of Rock Mechanics. 1995. Report on geomechanical and geotechnical properties of wall rocks and ore body at deeper levels of MOIL underground mines, KolarGold Fields, 10-14. Olofsson, S. O. 1990. Applied explosives technology for construction and mining, 131-135. Sweden Applex.Pokrovsky, N. M. 1980. Driving Horizontal Workings and Tunnels,38--41. Moscow Mir Publishers.Singh, D. P. 1991. Effect of physico-mechanical properties ofrocks on drilling and blasting operations in underground drivage. Presented at a Workshop on Tunnels, Mine Roadways and Caverns, Ooty, India, September, 1991, IV-63-IV-68. Whittaker, B. N. and Frith, R. C. 1990. Tunnelling Design, Stability and Construction, 460. London Inst. of Mining and Metallurgy.Volume
展开阅读全文

资源标签

最新标签

长按识别或保存二维码,关注学链未来公众号

copyright@ 2019-2020“矿业文库”网

矿业文库合伙人QQ群 30735420