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中深孔爆破一次成井技术研究及应用
分举号 Ｊ＼●，Ｊ密级 编号ＵＤ Ｃ十Ｉ初大学ＣＥＮＴＲＡＬ ＳｏＵＴＨ ＵＮＩＶＥＲＳＩＴＹ硕士学位论文学科、专业 研究生姓名导师姓名及毒蓝技术职务一――』垒量卫ｊ蝗塑垒―――一分类号Ｕ ＤＣ密级编号硕士学位论文中深孔爆破一次成井技术研究及应用Ｒｅｓｅａｒｃｈ ａｎｄ Ａｐｐｌｉｃａｔｉｏｎ ｏｆ Ｂｌａｓｔｉｎｇ ｔｏ Ｆｏｒｍｂｙ Ｏｎｅ Ｓｔｅｐ ｗｉｔｈａＳｈａｆｔＭｅｄｉｕｍ－－ｌｅｎｇｔｈ Ｈｏｌｅ作者姓名： 学科专业： 学院（系、所）： 指导教师：徐敏 采矿工程 资源与安全工程 李启月论文答辩日期：逸！≯：５：乡答辩委员会主中大 学 ２０ １ ２年５月南原创性声明本人声明，所呈交的学位论文是本人在导师指导下进行的研究工 作及取得的研究成果。尽我所知，除了论文中特别加以标注和致谢的 地方外，论文中不包含其他人已经发表或撰写过的研究成果，也不包 含为获得中南大学或其他单位的学位或证书而使用过的材料。与我共 同工作的同志对本研究所作的贡献均已在论文中作了明确的说明。作者签名：数 日期：垃年工月三日关于学位论文使用授权说明本人了解中南大学有关保留、使用学位论文的规定，即：学校有 权保留学位论文并根据国家或湖南省有关部门规定送交学位论文，允 许学位论文被查阅和借阅；学校可以公布学位论文的全部或部分内 容，可以采用复印、缩印或其它手段保存学位论文。同时授权中国科 学技术信息研究所将本学位论文收录到《中国学位论文全文数据库》， 并通过网络向社会公众提供信息服务。日期：丛匕年￡月≥日摘要摘要天井掘进是掘进工作中最困难的一环。普通法掘进天井劳动强度 大，作业条件差，安全性低。最经济实用的掘进方法是爆破一次成井。 本文以山东黄金集团新城金矿“厚大破碎矿体全分段预裂挤压一 次爆破强化开采技术及研究”项目为背景，参考国内外相关爆破理论 和爆破成井资料，综合运用理论分析、模型预测、数值模拟和现场试 验等方法与手段，对中深孔爆破一次成井技术开展系统与深入的研 究，取得了以下研究成果： （１）根据爆破破岩理论和直眼掏槽破岩机理，分析了影响爆破一次 成井的多项参数。对主要参数，初始补偿空间大小、装药孔数目、槽 孔与空孔距离、装药集中度和微差时间进行了理论计算，并据此设计 了多种天井断面炮孔布置图。 （２）基于投影寻踪回归基本理论，选取抗压强度，岩石容重、空 孔直径、空孔数目、炮孔直径、炮孔数目、最小抵抗线，槽孔装药密 度和炸药单耗为判别指标，建立了爆破一次成井断面和高度的预测模 型。搜集３８组不同矿山爆破一次成井资料作为训练和检验样本，预 测结果符合工程要求，并运用此模型预测山东黄金集团新城金矿一次 成井爆破效果。 （３）运用ＡＮＳＹＳ／ＬＳ．ＤＹＮＡ非线性动力有限元软件，模拟了爆破 一次成井直眼掏槽爆破破岩过程，显示了不同直径空孔模型和不同数 目空孔模型的破岩效果，对比分析了不同孔径单空孔理论计算和模拟 数值所得最大拉应力变化。 （４）进行了多次新城金矿爆破一次成井试验。第一次试验由于钻机 偏斜率较大，试验未获得成功。经总结经验和改进，第二次试验，天 井上下成功贯通，上下口爆破漏斗得到很好控制，天井断面符合设计 要求。第三次溜井刷大试验，溜井断面规整，炮眼利用率高，井深和 断面均符合要求。 关键词： 爆破一次成井，数值模拟，投影寻踪回归，现场试验中南大学硕士学位论文ＡＢＳＴＲＡＣＴＡＢ ＳＴＲＡＣＴＲａｉｓｅｓ ｅｘｃａｖａｔｉｏｎ ｉｓ ｔｈｅ ｍｏｓｔｄｉｆｆｉｃｕｌｔ ｐｒｏｊ ｅｃｔｌｏｗａｍｏｎｇ ａｌｌｄｉｇｇｉｎｇｐｒｏｊｅｃｔｓ．Ｄｉｇｇｉｎｇａｗｅｆｕｌ ｗｏｒｋｉｎｇｒａｉｓｅ ｂｙ ｎｏｒｍａｌ ｍｅｔｈｏｄ ｎｅｅｄｓ ｓｕｂｓｔａｎｔｉａｌ ｌａｂｏｕｒ ｗｉｔｈ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎｓ ａｎｄｓａｆｅｔｙａａｓｓｕｒａｎｃｅ．Ｔｈｅｍｏｓｔｅｃｏｎｏｍｉｃａｌ ａｎｄ ｅｆｆｅｃｔｉｖｅ ｍｅｔｈｏｄ ｆｏｒ ｄｉｇｇｉｎｇ ｍｅｔｈｏｄ． Ｂａｓｅｄｏｎｒａｉｓｅ ｉｓ ｏｎｅ．ｓｔｅｐ ｂｌａｓｔｉｎｇｔｈｅｐｒｏｊｅｃｔｏｒｅｓｔｕｄｙｏｎｐｏｗｅｒｆｕｌ ｍｉｎｉｎｇｏｎｅｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｌａｒｇｅ―ｔｈｉｃｋ ｂｒｏｋｅｎｂｏｄｙ ｗｉｔｈ ｆｕｌｌ．ｓｕｂｌｅｖｅｌｔｉｍｅ ｐｒｅ―ｓｐｌｉｔｔｉｎｇａｎｄ ａｎｄｔｉｇｈｔ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｏｆ Ｓｈａｎｄｏｎｇ Ｇｏｌｄ Ｃｏｒｐｏｒａｔｉｏｎ，ｉｎ ｔｈｅ ｒｅｆｅｒｅｎｃｅ ｆｏｒｅｉｇｎ ｄｏｍｅｓｔｉｃ ｍａｔｅｒｉａｌｓｔｏｏｎｂｌａｓｔｉｎｇ ｔｈｅｏｒｙ ａｎｄ ｉｎｓｉｔｅ ｅｘａｍｐｌｅｓ ａｂｏｕｔ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｓｕｃｈａｓｆｒｏｍａｓｈａｆｔ，ｍｅｔｈｏｄｓｔｈｒｏｅｙ ａｎａｌｙｓｉｓ，ｍｏｄｅｌａｒｅ ｏｎｅｐｒｅｄｉｃｔｉｏｎ，ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ａｎｄ ｉｎｓｉｔｅ ｔｅｓｔ ｒｅｓｅａｒｃｈｏｎｕｓｅｄ ｔｏ ｓｙｓｔｅｍｌｙ ａｎｄ ｄｅｅｐｌｙ ｓｔｅｐ ｗｉｔｈ ｍｅｄｉｕｍ―ｌｅｎ舒ｈ ｈｏｌｅ．ｂｌａｓｔｉｎｇｔｏｆｒｏｍａｓｈａｆｔ ｂｙａｓＳｅｖｅｒａｌ ｃｏｎｃｌｕｓｉｏｎｓｃａｎｂｅ ｏｂｔａｉｎｅｄｂｅｌｏｗ：（１）Ａｃｃｏｒｄｉｎｇｐａｒａｍｅｔｅｒｓ，ｓｕｃｈｔｏ ｂｌａｓｔｉｎｇｔｈｅｏｒｙ ａｎｄ ｓｔｒａｉｇｈｔ ｃｕｔｔｉｎｇ ｍｅｃｈａｎｉｃｓ，ａｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｒｅｌａｔｅｄ ｔｏ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｔｏ ｆｏｒｍａｓｒａｉｓｅ ａｒｅ ａｎａｌｙｚｅｄ．Ａｓ ｔｏ ｍａｉｎｔｈｅ ｉｎｉｔｉａｌ ｓｐａｃｅ，ｔｈｅ ｎｕｍｂｅｒ ｏｆ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｈｏｌｅ，ｔｈｅｄｉｓｔａｎｃｅ ｂｅｔｗｅｅｎ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｈｏｌｅａｎｄ ｅｍｐｔｙｈｏｌｅ，ｔｈｅ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ｏｆｃｈａｒｇｅ ａｎｄ ｔｈｅ ｄｅｌａｙ ｔｉｍｅ ｉｓ ｃｏｍｐｕｔｅｄ ｒｅｓｐｅｃｔｉｖｅｌｙ，ｔｈｕｓ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｈｏｌｅ ｏｕｔｌａｙ ｍｅｔｈｏｄｓａｒｅｄｅｓｉｇｎｅｄ．（２）Ｂａｓｅｄ（ｃｏｍｐｒｅｓｓｉｖｅｏｎｔｈｅｐｒｏｊｅｃｔｉｏｎｐｕｒｓｕｉｔ ｒｅｇｒｅｓｓｉｏｎ ｔｈｅｏｒｙ，９ ｆａｃｔｏｒｓ ｏｆ ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ，ｎｕｍｂｅｒ ｏｆｍａｇｎｉｔｕｄｅ，ｒｏｃｋｄｅｎｓｉｔｙ，ｄｉａｍｅｔｅｒａｎｄｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ，ｄｉａｍｅｔｅｒ ｏｆ ｃｈａｒｇｅｄｈｏｌｅ，ｎｕｍｂｅｒ ｏｆ ｃｈａｒｇｅｄ ｈｏｌｅ，ｔｈｅｌｉｎｅａｒ ｃｈａｒｇｅｄ ｄｅｎｓｉｔｙ ｏｆｍａｘｉｍｕｍ ｒｅｓｉｓｔａｎｃｅ ｌｉｎｅ，ａｍｏｕｎｔ ｏｆ ｃｈａｒｇｅｔｈｅ ｉｎｉｔｉａｌ ｍｏｄｅｌｔｏｈｏｌｅ）ａｒｅｐｒｅｄｉｃｔ ２ｓｅｌｅｃｔｅｄａｓｄｉｓｃｒｉｍｉｎａｔｉｎｇ ｉｎｄｅｘ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｎｇ ｔｈｅｏｆ ｓｈａｆｔ ａｎｄ ｓｉｚｅ ｏｆｆａｃｔｏｒｓ（，ｄｅｐｔｈｓｈａｆｔ）．Ａｐｐｌｙｔｈｅｅｓｔａｂｌｉｓｈｅｄ ｍｏｄｅｌ ｔｏ ｐｒｅｄｉｃｔ ｔｈｅ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｓｈａｆｔ ｂｌａｓｔｉｎｇ ３ ８ ｇｒｏｕｐｓ ｏｆ ｄａｔａａｒｅｔｒａｉｎｅｄａｎｄ ｔｅｓｔｅｄ．Ｔｈｅ ｐｒｅｄｉｃｔｅｄ ｒｅｓｕｌｔｓｔｏａｒｅｃｏｎｓｉｓｔｅｎｔ ｗｉｔｈ ｔｈｅｍｅａｓｕｒｅｄ ｏｎｅｓ．Ｔｈｕｓ，ｕｓｅ ｔｈｅ ｍｏｄｅｌ ｆｏｒｍｅｒｐｒｅｄｉｃｔ ｔｈｅ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｒｅｓｕｌｔ ｏｆ ｔｈｅｄｅｓｉｇｎ．ｔｈｅ ａｐｐｒｏａｃｈ ｏｆ ＬＳ―ＤＹＮＡ，ｄｙｎａｍｉｃ ｒｏｃｋ ｂｒｅａｋａｇｅ（３）Ｔｈｒｏｕｇｈｐｒｏｃｅｓｓ ｗｉｔｈ ｂｌａｓｔ ｈｏｌｅ ａｎｄ ｖａｒｉｏｕｓ ｄｉａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ ｉｓ ｓｉｍｕｌａｔｅｄ中南大学硕上学位论文ＡＢＳＴＲＡＣＴａｎｄ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｒｅｓｕｌｔ ｗｉｔｈ ｄｉｆｆｅｒｅｎｔ ｄｉａｍｅｔｅｒ ａｎｄ ｎｕｍｂｅｒ ｏｆ ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ ｉＳ ａｎａｌｙｚｅｄ．Ｎｕｍｅｒｉｃａｌ ｒｅｓｕｌｔ ｓｈｏｗｓ：Ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ ｉｎ ｂｌａｓｔｉｎｇ ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ ｅｆｆｅｃｔ，ｗｈｉｃｈ ｏｒｉｅｎｔｓ ｒｏｃｋ ｂｒｅａｋａｇｅ ｗｈｏｓｅ ｌａｒｇｅｒａｓｃｕｔａｒｅａｐｒｏｄｕｃｅｓ ｂｅｃｏｍｅｓｔｈｅ ｄｉａｍｅｔｅｒ ｏｆ ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ ｉｎｃｒｅａｓｅｓ．Ｃｏｍｐａｒｅ ｄｉ ｆｆｅｒｅｎｔ ｇｒｏｕｐｓｚｏｎｅｏｆ ｍｏｄｅｌｓ，Ｃｏｍｐｒｅｓｓｉｏｎ ｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎｚｏｎｅ ａｒｅａｎｄ ｔｅｎｓｉｏｎ ｆｒａｇｍｅｎｔａｔｉｏｎｍｏｒｅ ｏｂｖｉｏｕｓｌｙ ｏｂｓｅｒｖｅｄ ｗｉｔｈ ｌａｒｇｅ ｓｉｚｅ ｏｆ ｅｍｐｔｙ ｈｏｌｅ． ｆｉｔ ｔｏ Ｘｉｎｃｈｅｎ ｇｏｌｄ ｍｉｎｅａｒｅ（４）Ｐｒｏｇｒａｍｓｓｅｌｅｃｔｅｄ ａｎｄ ｐｕｔ ｉｎｔｏｕｓｅ．Ｂｅｃａｕｓｅ ｏｆ ｈｉｇｈ ｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｄｅｆｌｅｃｔｉｎｇ，ｔｈｅ ｆｉｒｓｔ ｔｒｉａｌ ｗａｓ ｎｏｔ Ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌ． Ａｆｔｅｒ ａｍｅｌｉｏｒａｔｉｎｇ ｔｈｅ ｄｅｓｉｇｎ．ｔｈｅ ｓｅｃｏｎｄ ｔｒｉａｌ ｗａｓ ｓｕｃｃｅｅｄｅｄ．Ｔｈｅ ｒａｉｓｅ ｉＳｒｕｎｔｈｒｏｕｇｈ ｗｉｔｈ ｂｌａｓｔｉｎｇｃａｔｅｒｓａｔ ｂｏｔｈ ｓｉｄｅｓ ａｒｅ ｗｅｌｌ 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１．４．２研究内容与技术路线………………………………………………．．１ ０ 第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算……………………………………．１１ ２．１前言……………………………………………………………………………………………．．１ｌ ２．２爆破破岩理论………………………………………………………………１１ ２．２．１爆破破岩机理………………………………………………………．．１１ ２．２．２粉碎区、裂隙区计算方法…………………………………………．１２ ２．３中深孔爆破一次成井参数计算……………………………………………１６ ２．３．１钻孔孔径的确定……………………………………………………．．１６ ２．３．２爆破一次成井的规格确定…………………………………………．．１ ６ ２．３．３补偿空间的确定……………………………………………………．．１６ ２．３．４首响炮孔的确定……………………………………………………．．１７ ２．３．５装药孔数的确定……………………………………………………．．１９ ２．３．６其余炮孔位置的确定………………………………………………．．１９ ２－３．７掏槽方式……………………………………………………………．．２０ ２．３．８布孔设计……………………………………………………………．．２１ ２．３．９装药集中度…………………………………………………………．．２４中南大学硕上学位论文目录２．３．１０微差时间……………………………………………………………２５ ２．４小结…………………………………………………………………………………………………２６ 第三章一次成井爆破效果的投影寻踪回归预测模型…………………………．２７ ３．１投影寻踪简介………………………………………………………………２７ ３．２投影寻踪自回归模型原理…………………………………………………２７ ３．３一次成井爆破效果的投影寻踪回归预测模型……………………………２９ ３．３．１爆破效果影响因素分析……………………………………………．２９ ３．３．２模型的确定…………………………………………………………．２９ ３．３．３预测结果分析与工程运用…………………………………………．３０ ３．４小结…………………………………………………………………………………………………．３６第四章直眼掏槽破岩过程数值模拟……………………………………………．３７４．１前言…………………………………………………………………………………………………３７ ４．２数值模拟过程………………………………………………………………３８ ４．２．１算法选取……………………………………………………………．．３８ ４．２．２单元选取……………………………………………………………．．３９ ４．２．３材料选取……………………………………………………………．．３９ ４．２．４失效准则……………………………………………………………．４０ ４．３单空孔掏槽破岩过程数值模拟……………………………………………４１ ４．３．１几何模型……………………………………………………………．４１ ４．３．２材料参数……………………………………………………………．４２ ４．２．３网格划分……………………………………………………………．４２ ４．２．４破岩过程分析………………………………………………………．４３ ４．２．５最大拉应力分析……………………………………………………．４５ ４．４多空孔掏槽破岩过程数值模拟……………………………………………４８ ４．４．１四空孔掏槽…………………………………………………………．４８ ４．４．２五空孔掏槽…………………………………………………………．４８ ４．４．３大空孔掏槽…………………………………………………………．４９ ４．５小结…………………………………………………………………………５０ 第五章 中深孔爆破一次成井在新城金矿的运用………………………………．５２５．１前言…………………………………………………………………………………………………．５２ ５．２矿山概况……………………………………………………………………５２ ５．３第一次爆破一次成井施工方案……………………………………………５５ ５．２．１成井位置……………………………………………………………．５５ ５．２．２凿岩………………………………………………………………………………………一５５中南大学硕士学位论文目录５．２．３装药…………………………………………………………………．５６ ５．２．４微差时间与起爆顺序………………………………………………．５７ ．５．２．５，爆破材料清单………………………………………………………．．５９ ５．４第一次爆破一次成井爆破结果分析………………………………………５９ ５．４．１爆破效果……………………………………………………………．５９ ５．４．２原因分析……………………………………………………………．６０ ５．５第二次爆破一次成井方案改进与效果分析………………………………６０ ５．５．１凿岩…………………………………………………………………．６ｌ ５．５．２掏槽方式……………………………………………………………．６２ ５．５．３装药结构……………………………………………………………．６２ ５．５．４起爆顺序……………………………………………………………．．６３ ５．５．５爆破结果分析与评价………………………………………………．６３ ５．６第三次爆破一次成井方案与爆破效果……………………………………６４ ５．６．１炮孔布置……………………………………………………………．．６４ ５．６．２装药…………………………………………………………………．６４ ５．６．３雷管延时与爆破网络………………………………………………．．６６ ５．６．４爆破材料清单………………………………………………………一６７ ５．６．５爆破效果……………………………………………………………．６７ ５．７小结…………………………………………………………………………６７ 第六章结论与展望………………………………………………………………．６９ ６．１结｛仑…………………………………………………………………………………………………６９ ６．２建议与展望…………………………………………………………………６９ 参考文献……………………………………………………………………………．７１ ＡＣＫＮＯＷＬＥＤＧＥＭＥＮＴ……．………………………………………．……………………………．．７６ 攻读硕士学位期间主要研究成果…………………………………………………．７７中南大学硕上学位论文第一章绪论昂一早硒比 第一章绪论１．１前言天井在国防、民用及矿山等地下工程中都有着非常广泛的应用，如军事地下 仓库的通风天井，地下商场的安全天井以及矿山的充填天井、切割天井等。目前， 根据人员是否进入天井内作业，可以将天井掘进分为井内施工和井外施工法两大 类【卜列。井内施工法人员需要进入天井内作业，又可分为普通法掘进天井、吊罐法掘进天井和爬罐法掘进天井三种【¨Ｊ。井外施工法不需要人员进入天井内作业，可分为爆破法掘进天井和钻进法掘井天井两种。普通法、吊罐法和爬罐法掘进天 井由于人员需要在天井内作业，工人劳动强度大，作业条件差安，安全性不高。 钻进法一般是使用大直径的旋转钻机在天井的全深进行全断面钻进，虽然作业安 全，工效高，但是投入成本太大，并且对于岩石的坚固性系数还有很大的要求（一 般需要厂＜６），很难在矿山普遍使用。爆破法成井避免了普通法，爬罐法和吊罐 法的缺点，如工人不需要进入井筒内作业，安全性好；在平巷里坐着操纵钻机， 劳动强度小。与钻进法相比，成本低，适用范围广，是目前最经济，研究最多但 同时也是施工难度最大的天井掘进方法。 爆破法成井的实质是沿天井全高自上而下或者自下而上钻凿一组平行炮孔， 再分段或一次爆破成井。由于凿岩器械普遍存在凿孔偏斜率，降低了爆破一次成 井的凿孔质量，从而限制了爆破一次成井钻孔深度。特别是凿孔深度较大时，经 常出现孔底钻孔相互贯穿或者造成孔底抵抗线的大幅增加，限制了深孔一次成井 的高度。据此，本文提出采用中深孔爆破一次成井法形成天井。中深孑Ｌ由于钻孔 不深，同样的偏斜率条件下，偏斜程度小，另外由于中深ＴＬＴＬ径较深＃ＬＴＬ径大， 对于提供初始补偿空间具有很大的作用。 本文以山东黄金集团新城金矿“厚大破碎矿体全分段预裂挤压一次爆破强化 开采技术及研究”项目为背景，结合山东黄金新城金矿的生产实际，综合运用理 论分析、模型预测、数值模拟和现场试验等方法与手段，分析了中深孔爆破一次 成井相关技术，以此指导现场实践，并在生产现场形成满足应用要求的切割天井。１．２国内外爆破成井研究现状与进展１．２．１爆破成井的方法 爆破法掘进天井按照爆破方法的不同分为爆破一次成井和分段爆破成井‘５１。 爆破一次成井，即凿岩工作完成后，进行一次爆破作业就可以达到合乎规格全高中南大学硕士学位论文第一章绪论贯通的天井。分段爆破天井，将井段划分成若干个爆破分段，由下而上逐段爆破， 下分段为上分段提供自由面，爆下来的岩渣因自重下落，炮烟则经由炮孔和上部 水平巷道排出。 （１）爆破一次成井 成井高度一般小于１ ０ｍ。钻机按天井断面尺寸，沿天井全高钻凿一组平行炮 孔，再利用大直径空孔作为初始补偿空间爆破一次成井。 （２）分段爆破成井 成井高度一般超过１０ｍ。分段爆破成井，按其矿岩性质及井筒大小分成若干 分段进行爆破。分段的高度既要考虑岩石的碎胀性系数还要考虑岩石的坚固程度 和爆破条件。根据分段高度可以分为高分段爆破和低分段爆破。高分段爆破分段 高度大于１０ｍ，适用于软弱和松散的岩石。低分段爆破一次爆破的分段高度小于 １０ｍ，适用于中等坚固以上的岩石。分段的高度与初始补偿空间有关。当天井断 面为２ｍｘ２ｍ时，对于松散系数为１．５的岩石，当ｎ＝０．５时，一次爆破高度可为 ２－４ｍ；当ｎ＝Ｏ．５５～０．７时，一次爆破高度可为５－７ｍ；当ｎ＝０．７时，一次爆破高度 可为７～１０ｍ［６］。 还有一种特殊的分段爆破法叫做球状药包漏斗集中法。这种分段爆破法的特 点是没有空孔，利用垂直工作面的一个或多个相接近的装药孔爆炸形成爆破漏斗 的原理进行掏槽爆破。当平行空孔与装药孔的进度不能保证时一般使用此法，分 段高度低，一般为２～３ｍ。 １．２．２爆破成井理论研究现状 爆破成井的核心技术是掏槽方式、装药结构和微差时间三个因素的选取【６ｊ， 因此这三部分的理论研究对于爆破成井的成功具有很大指导作用。 （１）．爆破成井直眼掏槽理论研究现状 由前面叙述可以看出，爆破成井的钻孔是沿着天井断面一次凿完所有平行的 炮孔，所以爆破成井的掏槽方式均为直眼掏槽。关于直眼掏槽爆破的理论与试验 研究，国内外许多学者进行了大量卓有成效的研究。 Ｂ．ｋｉｈｌｓｔｏｒｍ和Ｕ．１ａｎｇｅｆｏｒｓ等ｔｓｌ（１９６３）等提出，按照炮孔间距与空孔直径不 同可以把爆破作用分为三类：抛掷、破碎和塑性变形。在相当长一段时间内，他 们的研究成果是我国井巷掘进掏槽爆破设计中的主要参考资料；所总结的半经验 半理论公式体现了空孔的作用，但并未考虑岩性的影响，尤其是掏槽爆破属于抛 掷爆破，缺乏抛掷过程的分析。 陈寿如桫】（１９８４）结合大量爆破工程实际，指出直眼掏槽施工中存在三大问 题。一是：掏槽孔距偏大，爆破后有部分岩石崩不下来；二是：掏槽孑Ｌ距过小，中南大学硕上学位论文第一章绪论爆破后的岩石受爆破作用挤死形成“再生岩”；三是：相邻炮孑Ｌ问距不当造成装 药“挤实”，造成炸药密度过大而拒爆。刘殿书，杨善元１１０ｊ（１９８８）对直眼掏槽进行了电测模拟试验研究，重点考虑了空孔周围的应力集中。在直眼掏槽中，空孔位于装药孔近区，应力集中能有效 破碎空孔边的岩石。 林丛谋１１ＩＪ等（１９９０）将柱形装药等效为一连串当量球形药包，利用球链法和 叠加法原理，计算了槽腔内岩石中爆炸应力分布。结果表明，在分阶分段直眼掏 槽区内，拉应力只出现于孔口部位。并指出不管是同阶分段直眼掏槽还是不同深 度分阶分段直眼掏槽，掏槽区岩石都是以挤压作用的剪切破碎为主。 朱国胜等ｌｌ ２Ｊ（１９９２），结合动光弹和环氧树脂板建立了直眼掏槽模型，得出 单孔爆炸产生的应力等差线在空间上的分布规律以及及空孔周围应力等差条纹 分布规律。由于试件厚度较小，应力条纹精度不精确，且装药孔与空孔之间距离 较大导致结果与实际工程模拟相似性较差，研究成果需要进一步改进。 唐建华、宗琦【Ｂｌ（１９９５）对桶形直眼掏槽产生大块的机理进行了理论分析， 认为在装药条件和岩石一定的情况下，大块的形成的原因是是爆炸应力波相互作 用时间有误差以及孔间贯通裂隙导致爆炸能量过早逸散。 张奇，杨永琦【１４Ｊ（１９９７）等人采用水泥砂浆试验，对直眼掏槽爆破的抛掷过 程作了分析。他们认为抛掷过程可以分为两个阶段，第一阶段是装药孔爆破使破 碎介质向空孔方向抛掷；第二阶段是由于爆生气体膨胀，使破碎介质沿槽腔向自 由面方向抛掷。第二阶段碎块的运动近似于一维。并指出在含空孔的直眼掏槽中， 装药孔与空孔之间的距离存在最佳值。最佳间距为爆炸能量利用最高，炸药单耗 最小时。 戴俊【ｌ副（２００１）通过理论分析了直眼掏槽炮眼合理堵塞长度及后续炮眼起爆 间隔时间问题。通过分析槽腔内岩石的破碎过程，未装药段岩石的抛掷过程和固 气两相的流动，得出了掏槽炮眼合理封堵泡泥长度上下限公式、装药长度与炮眼 泡渣效率之间的关系式及后续炮眼起爆延迟时间的计算公式。 林大能ｌＩ ６Ｊ（２００６）对大空孔螺旋掏槽方式进行分析，得出槽孔与空孔之间的 最大拉应力呈正变关系，给出了槽孔与空孔最优间距的确定方法，建立了空孔直 眼掏槽成腔分析模型，得出了碎块出腔的估计办法，并通过现场掏槽成腔的试验， 指出了大空孔的使用能更有效地扩出槽腔。 总而言之，爆破掏槽理论的研究发展较缓慢，主要是因为岩体材料的复杂性 以及爆破过程的短暂性导致。从以上研究来看，现有的掏槽研究主要集中于有空 孔的掏槽研究。 （２）．爆破成井药量计算的研究现状。中南大学硕士学位论文第一章绪论李新平，朱瑞庚‘１７１等（１９９７）在计算中深孔双螺旋掏槽时，认为岩石的破坏 为炸药爆炸形成的冲击波或应力波在存在自由面的有限岩体介质中产生破坏和 变形，认为装药量的大小和形成标准抛掷漏斗的炸药单耗，炮孔的爆岩体积以及 爆破作用指数有关，具体公式（１―１）所示。 Ｑ２ｑｖ（Ｏ．４＋０．６ｎ３）（１．１）式中Ｑ为装药量，ｖ为炮孔的爆岩体积，胛为爆破作用指数，ｑ为形成标准抛掷漏 斗的单位耗药量。姜科㈣（２００３）认为辅助孔和周边孔的药量确定在保证填塞的前提下均连续耦合装药，具体每个炮孔的装药量是按照炮孔的实际装药空间和装药密度来确定 的。 毕卫国，高文乐【１９】等（２００３）认为掏槽孔和辅助孔的装药量应按照最小破裂 角条件下达到完全破碎时装药量计算，并分别给出了掏槽孔和辅助孔的装药线密 度公式，如式（１。２）和（１．３）所示。对于周边孔的装药密度则需根据经验公式 确定。３Ｌ１：０．５５（ａ一＃／２）（ｓｉｎａ）２（１－２）式中，厶为首响掏槽孔每米装药量，ｋｇ／ｍ；ａ为掏槽孔与空孔的距离，ｍ；妒为 空孔直径，１ＴＩ；口为首响掏槽孔与空孔中心夹角的一半。 其余掏槽孔装药量的确定：３Ｌ２＝Ｏ．３５ｂ（ｓｉｎｆｌ）２（１―３）式中，厶为其余掏槽孔每米装药量，ｋｇ／ｍ；ｂ为其余掏槽孔与空孔的距离，ｍ； ∥为其余掏槽孔与空孔中心夹角的一半。 从式（１．２）和（１．３）所包含的参数可知，这两个公式并没有考虑到岩石岩 性，也没有考虑到炸药的类型，属于经验公式。 林从谋口ｏ】（２００４）结合现场实践，认为掏槽孔的连续装药有可能导致局部出现 岩石碎渣（“再生岩”）“挤死”空孔现象。指出采用间隔装药或者是不耦合连续装 药，使得沿炮孔长度方向均匀布置装药量，能有效地减少“再生岩”的产生。同时 指出采用不耦合装药时，不耦合系数不能太大（一般为１．１５～１．４０），否则影响炸 药能量的利用。采用空气间隔装药时，间隔距离不能大于该孔的最小抵抗线，一 般为２００ｍｍ左右。 田健生１２１１等通过室内模型试验，探讨了在双自由面下单孔爆破岩石的破碎情 况。根据炸药传递给岩石的能量准则为基础，通过不同组的装药量分别回归出耦 合装药与不耦合装药情况下岩石的单耗与岩石的单向抗拉强度关系，分别如 （１．４）和（１．５）所示。４中南大学硕ｒ上学位论文第一章绪论对于耦合装药 对于不耦合装药ｑ＝（－１．３１ｘ１０。３）ｔ．＋Ｏ．５９３ ｑ＝（－１．３１ｘ１０。）盯。＋０．５９３（１―４） （１－５）式中ｑ为单位岩石所需炸药量，ｋ咖３，盯，．岩石的单向抗压强度，Ｍｐａ。由上述研究可以看出对于掏槽爆破的药量计算难以有确定的公式，主要是因 为掏槽爆破的复杂性以及炸药种类各异，岩石物理性质和爆破的作用指数不同等 许多不确定因素难以定量分析。 （３）掏槽爆破微差时间的研究现状 关于掏槽爆破的微差时间，由于掏槽爆破的复杂性，已有的研究成果还难以 确定的描述一般的掏槽过程。在实际操作中，主要是在经验和类比的基础上确定 的。近年来，人们对岩石破碎的过程有了更多的认识，对微差时间的分析也有了 一定的研究。 林从谋口０１（２００４）认为有空孔掏槽爆破槽腔形成过程大致可以分为三个阶段， 一为岩石破碎阶段，二为岩石岩渣抛掷充满槽腔阶段，三为岩石碎渣轴向排弃形 成槽腔的阶段。高文乐【２３１（２００７）指出崩落眼需要在掏槽眼爆破后，把岩块抛离 原岩开始形成槽腔自由面时才能起爆；周边眼只有在相邻崩落眼爆破后，把大部 分岩块抛离原岩，己充分形成平行自由面后起爆才能取得好的光面爆破的效果。 他提出了在井巷爆破中，合理的微差时间是形成新自由面的所需时间与破碎岩石 完全脱离岩体以及岩渣排出槽腔的所需时间总和。经过理论分析，他给出了具体 如式１．７所示。ｒ：ｆ１＋厶＋厶：坐＋生＋生＋三 Ｃ‘’（１．６）ｐＣｆＶｃｐｖｆ式中，丁为有空孔掏槽爆破合理微差时间，Ｓ；ｔｌ为槽腔内岩石破碎所需要的时 间，ｓ；，，为岩石碎渣抛向空孔并充满槽腔的时间，Ｓ；＾为岩石碎渣受爆生气体 余压膨胀而排弃形成的有效爆腔时间，Ｓ；Ｗ为最小抵抗线，ｍ；Ｃ。为岩石纵波速度，州ｓ；，为￡，裂缝长度，ｍ，Ｌ，＝１．４Ｗ；Ｃ，为裂隙扩展平均速度Ｃ，＝０．３８Ｃｐ， 耐ｓ；ＢⅣ为裂纹宽度，０．００８～０．０１ｍ；Ｖｃｐ为岩块移动速度，２０面ｓ。Ｙ为岩石抛掷距离，ｍ；对于周边孔和辅助孔，】，＝Ｗ，对于单阶掏槽孔或抛渣孔，】，为阶段高度；以为破碎岩石的平均飞行速度，１５５～１３７叫ｓ。林从谋进一步分析表明，在有空孔的掏槽爆破中，岩石破碎并且岩渣抛掷充满槽腔阶段的时间在ｌｍｓ左 右。指出了槽腔形成所需时间将主要取决于槽腔内岩石碎渣的轴向排弃时间并给 出了经验计算公式。个、２日阿“百√百（１－７）中南大学硕上学位论文第一章绪论式中，７’为槽腔形成的近似微差时间；Ｈ爆破一次成井的高度；Ｄ炸药的爆速 度；Ｍ爆炸矿岩的重量；Ｑ爆炸的炸药量。 辜大志【２２】（２００７）描述直眼掏槽爆破的过程为破碎和抛掷。指出槽腔内岩石 碎块的抛掷过程可以分为两个阶段，首先是岩石碎块（抛体）的加速阶段，主要 发生在槽腔的顶部；然后是槽腔内岩石碎块的抛掷阶段。微差时间应该大于岩石 破碎的时间和抛体加速时间。 １．２．３爆破成井凿岩技术现状 凿岩机械根据钻凿的孔深和和孔径大体上可以分为三大类【２４】：小直径浅孔凿 岩设备，中小直径中深孑Ｌ凿岩设备和大孔径凿岩设备。它们的区别如表１―１所示。表１．１钻孔的分类爆破成井中，凿岩质量的好坏直接影响爆破成井的成功。由于深孔钻机钻孔 存在偏斜率随着孔深的增加，钻孔偏斜的距离就会越来越大，这样凿孔越深越难 爆破成功。另外由于深孔凿岩设备孔径大，凿岩速度慢；钻机体积比较大，需要 开凿大断面峒室才能容下，所以近年来越来越多的人开始研究中深孔凿岩。中深 孔凿岩设备与其它两种凿岩设备相比有如下优点：（１）与浅孔凿岩设备相比，凿 岩效率可以提高几十倍，因为中型凿岩设备的主机冲击功率大，扭矩高，推进实 现了机械化，不仅提高了推进能力，也提高了排除卡钻故障的能力。（２）与浅孔 凿岩设备相比，由于实现了远距离操作，使操作者彻底摆脱了机器，大大减轻了 劳动强度，改善了劳动条件。（３）与深孑Ｌ凿岩设备相比，轻便灵活。从钻架方面 看，可以直接爬山越岭，可以在自然山坡上凿岩作业；从钻车方面看，凿岩方位 灵活，几乎可以钻凿任意方位的钻孔。而大型凿岩设备不仅体积大，而且钻孔方 位的调节仅限于垂直向下或有小角度的调节范围。 １．２．４爆破成井数值模拟技术研究现状 近年来，电子计算机的迅速发展，数值模拟为爆破理论的深入发展提供了重 要的手段。数值模拟、实验研究和理论分析己构成认识爆破力学甚至整个力学问 题的三种有效方法，称为“三位一体的研究途径’’【７１。周传波ｍ５１（２００５）总结前人对一次爆破成井的研究成果和生产现状，采用６中南大学硕上学位论文第一章绪论三维非线性动力有限元程序ＬＳ．ＤＹＮＡ，分别模拟了深孑Ｌ爆破一次成井九孔掏槽、 双孔菱形掏槽、单螺旋掏槽和双螺旋掏槽四种方式下应力产生和传播，定量得到 了四种掏槽模型中空孔周边应力产生时间，节点最大应力产生的时间、节点最大 运动速度、有效应力作用时间以及掏槽孔应力全部贯穿时间等相关参数，经过分 析和对比，认为单空孔单螺旋掏槽方式为最优掏槽方式。 郑祥滨，遽世杰１２６Ｊ（２００８）等结合某铁矿水平巷道掘进工程实例，采用三维 非线性有限元动力软件ＬＳ．ＤＹＮＡ，建立了三心拱断面布孔模型，模拟单螺旋空 孔直眼掏槽爆炸应力波传播规律和成腔过程。从单螺旋空孔直眼掏槽有效塑形应 变、单节点有效速度图与加速度．时间历程曲线，分析了直眼掏槽空腔成型过程。 结果表明，爆炸应力波是以柱面波形式传递，并且得出装药孔和空孔距离的增大 会导致局部空腔破碎效果差，空腔形状不规则，抛掷率和半孔率低等问题。但是 文章对空孔大小，空孔与装药孔距离以及补偿空间形成机制分析不够。１．３国内外爆破一次成井研究现状１．３．１爆破一次成井方法与比较 对于中短型天井掘进，最经济实用的方法是爆破一次成井。爆破一次成井有 作业条件好，工效高，速度快，安全性高，节约材料等一系列优点【５，２７】。 根据国内外研究现状，爆破一次成井按照爆破工艺可以归纳为三类‘３，２７，２８】： （１）平行空孔掏槽法（掏槽法） 这种方法是沿着天井全长打一组平行炮孔，以空孔为自由面，借助掏槽孔将 其扩大，利用辅助孔和周边孔最终完成掘进作业。这种爆破法对掏槽孔孔距参数 设计及钻孔精度求较高，所需炮孔也较多。但其装药结构、起爆顺序比较简单， 可操性强，易于掌握，在分段高度不大时，较易实现一次成井。如图１―１Ａ所示。 （２）平行空孔分段掏槽法（分段法） 这种方法沿着天井全长打一组平行炮孔，以空孔和下端巷道为自由面和初始 补偿空间，每个掏槽孔分成若干段分段进行装药，分段装药之间充填一定高度的 填塞物把炸药隔开，利用毫秒微差雷管自下而上按顺序依次起爆扩出槽腔。第一 分段扩大后，在周边孔爆破的同时，第二分段掏槽孔再起爆，以此类推，形成一 个超前阶段“塔型”爆破空间。这种方法一般是分段间隔装药，装药量少，炸药利 用率高，但是装药困难，分段间堵塞困难，控制不好容易引起炸药的殉爆。如图 １．１Ｂ所示。 （３）球形药包倒置漏斗法（漏斗法） 这种方法炮孔内按集中药包的形式分段装药，以下端巷道面为自由面，各分中南大学硕ｉ：学位论义第一章绪论段药包按秩序逐个爆破形成一系列的爆破倒漏斗直至扩展成设计要求的天井。漏 斗法虽然对凿岩的要求标准较低，但装药结构、起爆顺序以及操作工序等繁琐复 杂，实施困难较大，爆破高度低。如图１―１Ｃ所示。．薰 缓 缓蓬空 孑【缓蕙 蓬荔 蓬缓 缓蓬 荔蓬 慕荔空子【图１．２三种爆破一次成并示意图数字表示矿石崩落的顺序三种中深孑Ｌ爆破天井法比较如表１．２所示。表１―２ 三种爆破一次成井方法对比综合比较三种一次成井的方法可以看出，三种爆破成井方法各有优缺点，使 用范围不同。对于松软岩石，一次爆破高度较大时，可采用分段法爆破天井。漏 斗法爆破成井分段高度小，在钻孔偏斜较大时，可采用漏斗法爆破成井。掏槽法 爆破天井优点较多，可操作性强，爆破高度介于另外两种方法之间，对于中短型 天井选用此掏槽法爆破施工成井最合适。 １．３．２中深孔爆破一次成井工程实例 由于中深孔凿岩设备比深孔凿岩设备有更多的优点，如钻孔偏斜率低，凿孔 速度快，设备体积小等。所以越来越多学者在进行中深孔凿岩爆破一次成井试验。 周传波Ｈ，２副（２００４）在大冶铁矿用ＣＴＣ一１４１凿岩台车凿上向孔５．３ｍ，采用 单螺旋掏槽方式，一次爆破盲天井５．３ｍ，断面尺寸２ｍｘ２ｍ。试验地段岩体主要 成块状分布，裂隙不太发育，岩体稳定性好。经现场取样测试，所得试验地段岩 性为灰绿色闪长岩，密度为２．８９９／ｃｍ３，平均单轴抗压强度为１２５．５ＭＰａ。抗拉强中南大学硕上学位论文第一章绪论度为６．０９Ｍｐａ，泊松比为０．２２，岩石松散性系数为１．６０。试验布置一个空孔，２ 个掏槽孑Ｌ，２个辅助掏槽孔和８个周边孔。空孔直径为８５ｍｍ，其余炮孔直径为 ７６ｍｍ。空孔装２００～３００ｍｍ长的泡渣药包，其余炮孔均采用不耦合装药，掏槽 孔装药系数０．８，辅助孔和周边孔装药系数为０．７。掏槽孔微差时间为５０ｍｓ，辅 助孔微差时间为１５０ｍｓ，周边孑Ｌ微差时间１５０ｍｓ。爆破后，四周井壁平整，爆堆 块度均匀，基本无大块。 危时安１２圳（２００６）在漂塘钨矿运用ＹＧＺ一９０钻机凿上向孔１２ｍ，采用单螺旋 掏槽方式，设计一次爆破形切割天井８ｍ，断面尺寸２ｍ×３ｍ。试验地段围岩为中 上寒武纪的变质砂岩，岩石结构坚硬致密，矿岩系数为８～１２，岩石松散性系数 １．６，岩石抗压强度８１．６ＭＰａ，抗拉强度７．７ＭＰａ。中心孔孔径９０ｍｍ，装药炮孔 孔径６０ｍｍ，一共布置１８个装药孔。所有炮孔连续装药，堵塞高度１．４ｍ。首次 爆破后由于爆孔被堵死，仅爆出２ｍ高的天井，经过二次处理后（在原有的天井 断面上多凿了２个孔），剩余６ｍ的一次爆出。 李伟泉【ｊＵＪ（２００８）在龙滩地下饮水发电工程中成功运用中深孔爆破一次成井 技术成功掘进出１７个溜渣井，直径为３ｍ，高度为８～１２ｍ，一次爆破高度４－６ｍ。 掏槽方式采用对称桶形掏槽，由１个空孔（直径１２０ｍｍ）和四个装药孔（直径 ７６ｒａｍ）组成。采用乳化炸药进行不耦合装药，径向间隔５０ｃｍ，孔口堵塞１．５ｍ。 周祥云ｐｌＪ（２００９）等在铜坑矿９１＃矿体进行了中深孔爆破成井的方法掘井了 多条切割天井和充填井。其中切割天井的断面为２ｍｘ２ｍ，充填井断面为３ｍｘ３ｍ。 天井高度一般在２５ｍ左右，一次爆破高度为５－７ｍ。对于充填井的爆破，采用桶 形掏槽，中心孔直径为１００ｍｍ或者１６５ｍｍ或更大孔径的孔，装药炮孔布置１４ 个，孔内连续装药，堵塞高度１．２ｍ。采用单孔孔内分段爆破。 王广云１３２Ｊ在张马屯铁矿对岩石坚固性系数为５￣７的矿岩中成功实行中深孔 爆破一次成井，爆破高度为１０ｍ。切割天井断面为２ｍｘ２ｍ，布孔１９个，其中不 装药孔１个。炮孔直径为６４ｍｍ，空孔直径为９６ｍｍ。除中心空孔以外，其余炮 孔不与上一个中段贯通，留５００～６００ｄｍ的厚度，所有炮孔采用ＢＱＦ一１００装药器 装药，利用泡泥堵塞，堵塞高度为６００ｍｍ。掏槽孔间隔取５－２５ｍｓ，辅助孔和周 边孔间隔取１５０ｍｓ以上。 由上面实例可以看出，中深孔爆破成井一次爆破的高度都在４－７ｍ内。中深 孔爆破一次成井高度大于１０ｍ的实例较少。一次爆破高度达不到设计高度原因 在于爆破后碎石堵死补偿空间，制约了爆破成井的高度。１．４课题来源、研究内容和技术路线１．４．１课题来源中南大学硕Ｊ二学位论文第一章绪论本文以Ｌｂ东黄金集团新城金矿“厚大破碎矿体全分段预裂挤压～一次爆破强化 开采技术及研究”项目为背景。该矿Ｖ≠｝厚大矿体一６３０ｍ中段现采用预护顶中深孔 下向凿岩分段充填法，分段高度１０ｍ，每个采场均需凿一切割天井作为落矿的初 始补偿空间．切割天井高度为５．０ｍ～７．０ｍ。对于这一中短型天井，最经济实用的方 法是用中深孔爆破一次成井。 １．４．２研究内容与技术路线 以新城金矿Ｖ“矿体一６３０ｍ中段试验采场爆破成井开挖为研究对象，以爆破 参数理论分析、投影寻踪回归模型预测、数值模拟研究及工程试验等多种研究手 段，技术路线图如图１―３所示，主要研究内容有： （１）根据爆破破岩理论和直眼掏槽机理，分析了影响爆破一次成井的多项参 数。对主要参数，如初始补偿空间大小、装药孑Ｌ数目、槽孑Ｌ与空孔距离、装药集 中度和微差时间分别进行了理论计算。 ｆ２）基于投影寻踪回归基本理论，选取抗压强度、岩石容重、空孔数目，空 孔直径、炮孑Ｌ数目、炮孔直径、槽孔线装药密度、最小抵抗线及炸药单耗９个因 素为判别指标，建立了爆破一次成井断面和成井高度的预测模型预测爆破效果。 （３１运用ＬＳ．ＤＹＮＡ非线性动力有限元软件，模拟了爆破一次成井直眼掏槽 爆破破岩过程。分析空孔大小和数目对掏槽爆破的影响以及应力传播的影响。 （４）结合矿山实际，选取满足新城金矿爆破一次成井方案并进行施工。通过 爆破效果的分析提出下次爆破的改进措施与参数的调整方案。资料收集搜集和整理大 量国内外关于 爆破理论研究 和爆破成井工 程资料研究现状介绍国内外爆 计影响参数、研成果爆破参数分析影响爆破 的多项参数并 依据爆破效果预测一破成井理论、设 日一次成井效果究方法和应用 给出计算理论＿吟回归基本理论，爆破效果模型基于投影寻踪 建立预测一次数值模拟运用ＬＳ．ＤＡＮＡ 模拟爆破一次 成井直眼掏槽 破岩过程，分析 应力应变变化工程实践结合矿山实际 备条件，选取爆总结与展望 总结工程试验时地质条件和设 豳一成果，提出不足和下一步的工作展望破一次成井方案进行施工论文技术路线图１０图１―３２．２爆破破岩理论 第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算 ２．１前言１１ 图２．１炸药爆破的内部分区示意图 域分成三大类，即粉碎区、裂隙区和弹塑性振动区，具体如图２―１所示。 属于爆破近区问题。根据球状药包在岩石中爆破对岩石的破碎情况可以把破坏区 掏槽爆破的主要作用是将掏槽区得岩石破碎并抛出，形成一定大小的槽腔， ２．２．１爆破破岩机理 岩理论和其研究成果叙述爆破一次成井参数的计算方法。 为空孑Ｌ半径，起爆时差、炸药种类和掏槽孔到空孔的距离。所以本章结合爆破破 端部漏斗的因素。通过２７次正交试验，他得出了对掏槽效率的影响显著性依次 山而言，矿岩的性质可以认为是固定的。这样影响掏槽效率的可调因素就是影响 的因素包括岩石的抗拉强度、抗压强度、初始密度和炸药的种类。对于具体的矿 的应力波波速、非装药段长度、空孔到掏槽孔的距离，空孔半径。影响内侧槽腔 的因素，二是影响内侧槽腔的因素。影响端部漏斗的因素包括炸药爆速、介质中 爆破的参数。林大能Ｉ¨＿各影响掏槽效率的因素分为两大类，一是影响端部漏斗 爆破一次成井成功的与否关键在于爆破参数的确定，但首要条件是确定掏槽 第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算 中南大学硕＿【：学位论文中南大学硕士学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算２。２．２粉砰区、裂隙区计算方法 由于岩石破坏准则判定的多样性，其计算粉碎区半径和裂隙区半径就有不同 的方法。 （１）根据最大拉应力破坏准则【１７１ 掏槽首响爆孔的附近围岩内，如果冲击波或者应力波的最大径向应力仃。。、大于岩石的三向抗压强度ｂ。】，则岩石处于粉碎状态，即应满足条（２。１）。ｃｒｒ。缸≥ｂ。】 ｂ。】－（４０～１１０）ｂ。。】 式中ｈ。】为岩石的单向抗拉强度，Ｍｐａ，对于硬岩取大值，软岩取小值。在粉碎区外，岩石在应力波作用下，炮孔的径向产生压应力瓯，而在切向（２―１）产生拉应力％。当大于岩石的极限抗拉强度ｂ】时，将会产生与拉应力方向相垂直的裂缝，即裂隙区。产生裂隙的条件为（２．２）。％≥ｂ，】 ｂ，】－（１０～１２）［ｏ－。，】 式中，ｐ。，】为岩石的单轴抗拉强度，Ｍｐａ。在柱状装药条件下，岩体处于平面应变状态，岩体径向应力Ｏ＂ｒ与切向应力％ 有如下关系：（２．２）ｏ－ｏ＝一｝ｑｌ一∥（２．３）式中，∥为岩石泊松比 如果对于地质条件复杂或者比较破碎的岩体，可以通过现场测定岩体重横波与纵波的传播速度Ｃｓ，ｍ／ｓ，Ｃ。，ｍ／ｓ，也能确定％和盯，之间的关系。（厂口２＝（２Ｃｓ２／Ｃｐ２――１）仃ｒ（２．４）由于几何衰减和能量损失（因为岩石不是理想的弹性体）造成的衰减，随冲 击波或应力波传播距离增大，应力峰值将不断减小。径向应力峰值与距离有如下 关系式。Ｄ仃，。。≥（习”，一（２．５）式中，，．为距装药中心的距离厂。和炮眼半径％的比值，咒冲击波对炮孔壁的 初始压力，如果装药结构对于耦合装药，按照声学近似方法中南大学硕士学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算只＝丽ｐ，．丽Ｃｐ ｏＤ２ｇ／ｃｍ３；Ｄ炸药爆速ｍ／ｓ。 如果为不耦合装药，按照声学近似方法（２―６）式中，ｐ。岩石密度？ｇ／ｃｍ３；Ｃｐ纵波在岩石中传播速度，ｍ／ｓ；，００炸药密度，只＝≯㈡刀射压力倍数（４～２０），接近耦合装药时取大值。Ｑ１，式中￡药卷面积；瓯炮孔面积；，２爆轰产物与炮孔壁碰撞时反射压力为入及为应力波衰减指数，前苏联学者给出应力波衰减指数与岩石泊松比之间的 经验关系式如下式口：２±―Ｌ，冲击波作用去“＋”，应力波作用取“．”。１一∥若将岩石视作弹性体，岩石弹性波的波速与岩石的物理力学性质有（２．８） 的关系【３５】铲［揣］ｌ／２名＝槲。％泣８，式中，Ｅ岩石的弹性模量，ＭＰａ。 综合（２．１）、（２―３）、（２．５）、（２―６）或者（２．７）可以确定炮孔周围粉碎区半径（２．９）综ａ（２―１）、（２－２）、（２－３）、（２―４）、（２－６）或者（２―７）确定裂隙圈的半径‘‘＝ｂｅ］／（－字ｂ，孵（２）应用Ｍｉｓｅｓ准９１，Ｕ笋ＪＪ断岩石破坏泣㈣考虑到岩石在爆炸载荷受力为三向应力，岩石中的投射冲击波不断向外传播 而衰减，最后变成应力波。岩石中任一点引起的径向应力和切向应力可表示为：万，＝Ｒ严（２－－１ １）６ｅ２一Ａ６ ｒ（２－－１２）中南大学硕上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算凶为炮孔在长度方向上远大于炮孔直径，因此根据弹性力学【３酬，可以将其简 化为平面应变问题。呸２以，（１一允）ｑ（２―１３）式中：ｑ、％和呸分别为径向、切向和轴向应力；Ｆ为相对距离，一／－＝％，厂为计算点到装药中心的距离，ｒ０为炮孔半径；口为动载荷传播衰减指数，口＝２±，坠，对于冲击波形成的粉碎圈取正号，对于应力波形成的裂隙圈取负ｌ一∥，，号；鳓为岩石动态泊松比；五为侧压系数，五：―Ｌ。ｌ一∥ｄ岩石中任一点的应力强度为：仃．＝击２［（Ｏ＇ｒ－－Ｏ－ｏ）２＋（ＧＯ－－Ｇｚ）２＋（盯：～仃，）２ｌ佗（２－－１４）将（２－－１１）、（２―１２）和（２―１３）带入（２―１４）得咿击ｑ【（１圳２＿２，／／ｄ（１卅２（１－／／ｄ）＋（１圳２ｌ心根据Ｍｉｓｅｓ准则，有： 粉碎区， 裂隙区， 式中：（２―１５）仃．≥Ｏ＇ｃｄ（２－－１６）ｑ≥％（２－－１７）盯耐为矿岩动载荷抗拉强度；仃甜为矿岩动载荷抗拉强度；由于动载荷作用下矿岩强度存在应变率效应，旦抗压动载荷强度仃耐与静载荷强度仃。有 Ｏ＂ｃｄ＝吒毒Ｖ３；抗拉动载荷强度仃耐与静载荷强度仃，有仃耐＝１：７＂ｃ；舌为动载荷加载应 变率，应变率值变化较大，在粉碎区有叠＝１０２～１０４Ｓ～，在裂隙区有叠＝１００～１０３ｓ～。粉碎区和裂隙区在指导矿岩破碎范围设计中有重要作用。粉碎区半径足的 计算公式为【３７】：式中：爿５而２ｐｃｐ，Ｂ＝ｋ１＋彳）＿２，／／ｄ（１一矾１一肋）＋（１＋州裂隙Ｋ半径Ｒ，的计算公式为：尺ｃ＝（等）了广。（２－－１８，中南大学硕＿上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算ＲＩ：（等）寺（等）｝‰。－［糍挚卜 ‘：ｆ篆警ｒ５％（２―１９）式中，∥为应力波传播衰减指数，∥＝２一―生。 ｌ一∥（，（３）根据摩尔．库伦准则判断岩石的破坏 高金石１３８１等根据岩体动力学原理分析了冲击波和应力波对岩体的破碎作 用，根据摩尔．库伦准则得到岩石粉碎区的半径和裂隙区半径分别为为：ｃ２咄， ｃ２吲，式中，够为岩石的内摩擦角；Ｃ为岩石的内聚力，其余符号意义与前相同。 分析下这三种计算粉碎圈和裂隙圈的方法。第一种和第二种除了应用破坏准 则不同外，第一种计算过程中忽略了爆生气体的作用，直接以爆炸后岩石内的爆 炸应力波考虑，推到过程的裂隙圈和粉碎圈半径将会于实际偏小。第二种和第三 种准则不同，所取的参数不同。 （４）裂隙区半径和粉碎区半径的计算 选取２撑岩石乳化炸药，密度为１．０９／ｃｍ３，爆速３２００ｍ／ｓ；钻孔取值７０ｍｍ， 对新城金矿几种岩石分别计算耦合装药，不耦合系数为１．２、１．４以及１．６几种情 况下裂隙圈半径的大小。新城金矿主要岩石性质参数见表２．１。表２．１新城金矿主要岩石参数表计算结果如表２．２所示中南大学硕上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算表２―２２ｉ｝岩石乳化炸药在不同岩石中裂隙圈半径的计算值，单位ｍ２．３中深孔爆破一次成井参数计算２．３．１钻孑Ｌ孔径的确定 钻孔直径由钻机类型决定。钻机类型的选择根据岩石性质，装药量以及现有 的设备的条件等因素决定。采用ＦＪＩ．７００型钻机时，孔径为５ ｌ～７５ｍｍ；采用ＹＧ．８０ 型，ＹＧＺ．９０型钻机时，孔径为５６～８０ｍｍ；ＹＱ．１００型钻机，孔径为１００ｍｍ；采 用中深孔台车ＤＬ３３０．５，孔径为７０ｍｍ。 ２．３．２爆破一次成井的规格确定 成井高度取决于分段高度，爆破一次成井的高度小于等于天井全长。天井的 断面尺寸根据落矿的体积决定。断面的尺寸随着一次成井的高度增加而增大。一 次爆天井的高度主要与岩性和补偿空间大小有关。根据工程经验【３引，在天井断面 ４ｍ２左右，补偿系数为０．５５～０．７时，一次爆破天井的高度可达５～７ｍ；若补偿系 数小于Ｏ．５时，一次爆破高度为２～４ｍ较宜。在松软的岩石中爆破成井，分段爆 破高度一般可达１０ｍ以上。对于中硬以上的岩石，则宜采用１０ｍ以下的低分段 爆破。２．３．３补偿空间的确定补偿空间可以分成两种，一种为初始补偿空间，由空孔提供，容纳首响孔 破碎岩石；另一种为岩体补偿空间，容纳爆破整个天井的岩石，一般由上下巷道 提供。 空孔一般布置在天井断面的中心。空孔的直径体现了初始补偿空间的大小。 空孔直径越大，越易容纳破碎的岩石和越有利于岩石的破碎。但实际情况，空孔 的直径不可能无限制大。空孔越大，凿岩成本越高，凿岩效率越低。空孔直径具 体根据现有的设备情况、钻眼的技术水平、施工进度及经济效益综合考虑选【４０】。 目前，现场施工中采用１００ｍｍ～１５０ｍｍ大直径空孔孔径，一般需１￣２个；使用多 个小空孔直径为５０～７５ｍｍ，一般为３～５个。】６中南大学硕上学位论文第－一－１５＇．爆破破岩理论及一一次成井参数计算对于容纳破碎岩石的补偿空间，没一次爆破天井垂高为Ｈ，断面为Ｓ，倾角 为Ｏｒ，下部巷道高为ｈ。Ｋ＝Ｓｈ（２―２２） （２－２３）矿＝ＳＨ（Ｋ一１）／ｓｉｎ口式中，Ｋ为岩体补偿空间：旷为破碎岩体膨胀体积，Ｋ为岩石碎胀系数。 要想崩落下的岩石完全被岩石补偿空间容纳，需圪＞眵。 ２．３．４首响炮孔的确定 （１）布置在裂隙圈半径内 为保证槽腔内岩石充分破碎，首响炮孔必须布置在裂隙圈内。 计算如２．２．２所述。ａ≤Ｒ． （２―２４）裂隙圈半径式中，ａ为炮ＴＬｆＮ足Ｅ；Ｒ，为以炮孑Ｌ为中心的裂隙圈半径，具体计算如前所述。 （２）炮ＴＬＩＮ足Ｋ应满足补偿空间理论。 如图２．２所示，矿岩破碎后体积膨胀，需要补偿空间容纳，其关系满足式 Ｓ预爆岩体ｋ≤Ｓ补偿空问＋ Ｓ预爆岩体（２．２５）式中，Ｓ顶爆岩体为预爆岩体的面积；Ｓ补偿空问为空孔面积。Ｋ为岩石碎胀系 数，根据矿山岩石条件选取其值。～◆ａ图２－２补偿空间法示意图 １一空孔，直径痧； ２一装药孔，直径ｄ根据式（２－２５）可推导出装药：ｆＬ－与空孔的距离，如式（２―２６）所示。【，日型２一笙８一笙８ Ｂ型２口＋笙８＋堑８Ｉ Ｊａ≤玎铬黼］池２６，中南大学硕上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算式中，ａ为空孔与装药孔距离，ｍ，ｄ为装药孔半径，ｍ；痧为空孔半径，ｍ 为防止孔间的贯通，ａ的值不能太小，需满足式（２．２７）。口＞型兰＋２Ｌｓｉｎ∥式中，Ｌ为炮眼深度，∥为炮孔偏斜角度（２．２７）考虑到其它炮孔起爆，炮ＴＬｔＥ离的设计应该避免小破裂角。小破裂角意味着 炮眼夹制作用大，并且破碎岩体少。根据图２．２，可以推出Ｇ： ２ａｒｃｔａｎ ｏ ．２（型２８）试验证明，％≥２００～３００时，爆破夹制性小，不易发生槽腔挤死。（３）炮眼间距按照应力波强度确定…要使装药眼与空眼之间的岩石破碎，所需要的最低条件是从空孔壁反射的应 力波拉应力对岩石的破碎范围与装药眼的爆炸应力对岩石的破碎范围要连续贯 通。这样将空孔与装药孔的孔距分成三部分，即爆炸应力波对岩石的破碎范围ｗ、 反射拉伸应力波对岩石的破坏范围Ｊ和空孑Ｌ的半径痧／２，如图２－３所示。ｗ＿“南尸的初始压力；［１１丁Ｃ】为岩石的动态抗压强度；口为爆炸应力波的衰减指数。反射拉伸应力波对岩石的破坏范围ｘ＠。２”式中，Ｗ为爆炸应力波对岩石的破坏范围；，．为装药孔的半径；只为炮孔壁２氡南卜泣３∞所以炮眼间距一一铮，．（龋＋ｒ辐心协３?，装药孔空孔图２－３按照应力波强度炮孔间距计算图１８中南大学硕上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算这个公式在计算炮孔间距的时候只考虑ｒ应力波的破坏作用，而没有考虑爆 轰气体的静压作用，因此这个公式计算出的孔距实际情况偏小。也有曾适当增大 炮孑Ｌ间距的情况，掏槽效果也很好。 ２．３．５装药孑Ｌ数的确定 装药孔数的确定和天井的断面尺寸，岩石的岩性等因素有关。一般天井断面 越大，岩石坚固性越高，所需炮孔数越多。其具体计算公式可按照（２．３２）计算：ＪＶ：坠塑ｒ７７（２．３２）式中，Ⅳ为装药孔的总数目；Ｋ为断面系数，按表２．３选取：ｇ为每立方米岩石炸药消耗量，ｋｇ／ｍ３； ７７为炮孔装药系数，一般为０．６～０．８； ，．为每米炮孑Ｌ装药量，ｋｇ／ｍ。表２－３断面系数表２．３．６其余炮孑Ｌ位置的确定 根据各炮孔在爆破时的作用，“爆破一次成井”中炮孔可分为【５】，掏槽孔：起 掏槽作用，其中有一个或几个不装药的孔作为初始补偿空间，一般有５个；辅助 孔起补助掏槽作用，一般为１～２个；周边孔为确定天井形状的各炮孔，一般有４ 个。如果岩石比较坚硬，周边孔也可以增加几个。 掏槽孔的确定需严格按照补偿空间法确定，这是保证掏槽成功的必要条件。 随着掏槽爆破的成功，自由面会越来越大，这样确定辅助孔和周边孔的条件就会 宽松点。尤其是确定周边孔，按补偿空间法计算的最大孔距都大于天井断面的最 大尺寸了，这时考虑更多的是设计破碎的岩体是否能破碎的问题了。所以确定周 边孔应该在考虑爆破岩石的炸药单耗。确定足够的药量，保证岩石能完全破碎。 如果孔径太小而装药太少，或者岩石坚固性太大，可考虑在设计天井轮廓线的中 点增加２～４个钻孔。中南大学硕上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算２．３．７掏槽方式 从前面的分析可以看出，如果炮孔逐个起爆，无论炮孔如何排列，只要炮孔 间距合理，破岩体积在容许范围之内，从理论上都可以都ｕＪ．以实现天７ｂｆｉ＇，ｊ爆破。 考虑施工的简便性，炮孑Ｌ往往按照一定的规律进行布置。查阅前人成果［２．４２－４７Ｉ， 现选择五种常见且成功率比较高的按一定规律布置的掏槽方式加以介绍和比较。 （１）九空孔掏槽●●／－ 、 ＼／（）Ｊ －１● ●，－ 、 ＼ ／● ● ◆● Ｏ Ｏ ◆● ● ●ｒ●◆（）●－图２―４九空孔掏槽常见形式（２）大空孔单螺旋掏槽（３）菱形对称掏槽●Ｉ． ７， 、 Ｌ ／●ＩＩ ’＼／ ／＼图２－６对称菱形掏槽 （／图２－５大空孔单螺旋掏槽（４）桶形掏槽●－ｏ● （）ｏ ●●厂 、 、 ／● ｏ● ●ｏ图２．７常见的两种桶形掏槽２０中南大学硕士学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算将上述几种常见掏槽方式优缺点及使用效果进行对比，对比结果如表２．４所 不。表２－４几种常见掏槽方式的比较２．３．８布孔设计 对不同的掏槽方式加以比较，可以看出在矿山爆破掘进天井法中螺旋掏槽和 桶形使用最多，而且成功率都比较高。根据以上的炮孔间距要求，以布置天井断 面２×２ｍ为例，岩石松散系数取１．７，补偿空间分别为三空孔、四空孔和五空孔 情况下天井断面的炮孔布置图。 （１）三空孔掏槽理论计算 三空孔掏槽的初始补偿空间大小为１１５４５ｍｍｚ，计算三空孔掏槽相关参数如 表２―５所示。根据所得炮孔间距布置炮孔如图２．８所示。表２－５三空孔掏槽相关参数表注：括号内数字为起爆顺序由计算结果看，单螺旋三空孔掏槽出槽腔仅为３０５７１６ｍｒｎ２。从图中看８号２１中南大学硕士学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算周边孔起爆被爆岩体面积最小ｓ＝１０００×１０００．５００×４００／２＝９０００００ｍｍ２， ｎ＝３０５７１６／９０００００＝０．３３９＜０．５，三空孔掏槽的补偿空间不能爆出断面２ｍ×２ｍ的天 井。―●▲◆～…一一●。～～…一１ｉ图２．８三空孔掏槽炮孔布置图单位ｍｍ １～３一空孔１―４； ４～５一掏槽－＇ｔｇ；６－７一辅助ａＬ；８－１ １一周边孔（２）四空孔掏槽的理论计算 四空孔掏槽的初始补偿空间大小为１５３６８ｍｍ２，分别计算四空孔掏槽相关参 数如表２－６所示。根据所得炮孔间距布置炮孔如图２－９所示。表２－６四空孔掏槽相关参数表注：括号内数字为起爆顺序２２中南大学硕士学位论壅塑三垦堡堕壁鲞里堡垦二姿壁茎叁塑生竺口图２－９四空孔掏槽炮孔布置图ｌ～４一空孑Ｌ １―４：单位ｍｍ９－１２一周边孑Ｌ５－－４５一掏槽孑Ｌ；７～８一辅助孑Ｌ；四空孔掏槽的槽腔面积为３７９２３８ｍｍ２，同样计算出能获得最大补偿空间的 周边孔的补偿系数，ｎ＝３７９２３８／８７５８３８＝０．４３３＜Ｏ．５，同理也不能爆出２ｍｘ２ｍ的天 井。 （３）五空孔掏槽的理论计算 五空孔掏槽的初始补偿空间大小为１９２３３ｍｍ２，分别计算五空孔掏槽相关参 数如表２．７所示。根据所得炮孔间距布置炮孔如图２－１０所示。袁２．７炮孔编号五空孔掏槽相关参数表 补偿系数 距空孔距离／ｍｍ补偿空间／ｍｍ‘被爆岩体／ｒａｍ‘计算值 取值 ＿―――――――――――＿――――――――――――――●―――――――――――――――――――――――――――――ｌ――一１９２３３ ２７９７６ ０．６８７ ２９０ ２５０６（１）７（２）４７２０９ ８（３）９（４）５６２３１１１０．８３４ ０．８７２ Ｏ．９５８３８４ ５２６ ６５３３５０ ５００ ６００１０３４４０ ２２２１０６８６６６―――――――――――――――――――――――――●――――――――――――――――――――――――――――――一２３２３１８７３注：括号内数字为起爆顺序中南大学硕士学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算，● 图２．１０五空孔掏槽炮孔布置图单位ｍｍ １～５一空ｑＬ；６～７一掏槽ｑＬ；８～９一辅助孔； １０～１３一周边孔◆五空孔掏槽的槽腔面积为４５３９７９ｍｍ２，同样计算出能获得最大补偿空间的 周边孔的补偿系数，天井。ｎ＝４５３９７９／８１２５００＝０．５５８＞０．５，理论上可以爆出２ｍｘ２ｍ的２．３．９装药集中度 装药集中度，又称装药密度。合理的装药集中度取决于岩石性质、炸药性能、 炮孔直径、掏槽孔与空孔中心距离等因素。为了使岩石能从槽腔中抛出而不堵死 空孔，应选用与岩性相宜的炸药。中硬岩石应选用爆速为３０００ｍ／ｓ左右的炸药为宜；对于坚硬岩石应选用爆速为４０００ｍ／ｓ左右的炸刻４…。另外为了避免首响掏槽孔起爆过大的横向冲击动压将破碎的岩石堵死在孔中，还要正确选取首响掏槽孔 的装药结构、装药密度和装药量。一般现场采用空气间隔装药，使炸药在孔中分 布均匀，并在装药全段铺设导爆索。典型的装药结构图如图２―１１所示【４ ８１。图２―１ １典型的掏槽孔装药结构图２４中南大学硕士学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算直眼掏槽的装药量，应保证掏槽范围内的岩石充分破碎并有足够的能量将破 碎的岩石尽可能的抛掷到槽腔以外。具体炸药单耗可据下面的经验公式计算【４９】。ｑ＝ＫｌＫ２４Ｓｌ，（２－３３）ｑ为掏槽爆破时的炸药单耗；Ｋ．为炸药爆力校正系数，Ｋ。＝５２５／Ｐ，Ｐ是炸 药爆力。Ｋ，为考虑掏槽为单自由面爆破，岩石受夹制作用较大而对公式修正的 系数。Ｋ，＝１．２～１．４。 表２．８和表２－９是瑞典曾经使用过的掏槽孔参数和周边孔参数【５０ｌ 表２－８掏槽孔爆破参数２．３．１０微差时间 由于毫秒爆破作用机理复杂，存在许多确定爆破一次成井微差时间的公式， 而且不同公式之间并非完全统一，计算结果往往也和实践有一定的差距。下面分 别介绍两种工程实践中使用较多的微差时间计算公式。 （１）理论计算 理论分析表明，有空孔掏槽爆破槽腔形成过程大致可以分为３个阶段，一为 岩石破碎阶段，二为岩石渣抛掷充满槽腔阶段，三为岩石碎渣轴向排弃形成有效 槽腔阶段。所以合理的微差时间为以上三个部分时间和。Ｔ＝，ｌ＋ｆ２＋ｆ３２５（２?３４）中南大学硕上学位论文第二章爆破破岩理论及一次成井参数计算热，ｌ一若＋一唧ｃｏｓ－ｐ＋面Ｌ㈡３毒式中，丁有空孔掏槽爆破合理微差；，，槽腔内岩石破碎所需要的时间；ｔ２岩 石碎渣抛向空孔并充满槽腔的时间；，３岩石碎渣受爆生气体余压膨胀而排弃形成 的有效爆腔时间；∥最小抵抗线；Ｃ。为岩石纵波速度，３１４８ｒｎ／ｓ；∥爆破漏斗锥顶＠４０。；％裂隙纹扩展速度，％＝ｏ．３８；Ｃ，＝１１９６ｍ／ｓ；三裂纹宽度，０．００８～０．Ｏｌｍ，取０．００１ｍ；吃岩块移动速度，２０ｒｎ／ｓ；Ｙ岩石抛掷距离，Ｙ－－Ｗ；■．为破碎岩石平 均飞行速度，Ｖｒ＝１５５～１３７厶，Ａｏｊ＝Ａ／Ａ，，彳爆破炮孔间距及其极限值。（２）经验公式 计算结果表明小抵抗线，高炸药单耗下产生裂隙和岩石碎渣抛向空壁的时间 很小．因此槽腔所需时间主要取决于槽腔内岩石碎渣轴向排弃时间。槽腔形成近 似计算公式如下。，≥丝／丝。ｔ）５３一（（ ２－３５ ，≥――卜――Ｃ＼『Ｑ式中；Ｅ为爆破分段高度；Ｃ为炸药爆速；朋为待爆矿石重量；Ｑ为炸药量。 另外，根据大多数矿山爆破成井的经验，一般辅助孔与掏槽孔微差时间 ｌＯＯｍｓ左右，周边孔与辅助孔微差时间大于１５０ｍｓ。２．４小结（１）简单介绍了爆破破岩理论。爆破破岩的机理主要就是爆炸冲击载荷对 岩石的破碎作用。按照岩石的破坏特征可以分为三个区域即粉碎区，裂隙区和弹 性震动区。对于掏槽爆破设计，重点考虑的是粉碎区和裂隙区的范围，因为它们 关系到以后的布孔设计和装药设计。根据岩石破坏准侧，分别从最大拉应力破坏 准侧，有效应力破坏准则以及摩尔库伦准则计算两者的范围。并根据选定矿山条 件计算出了粉碎区，裂隙区半径的具体值。 （２）分析了影响爆破一次成井的主要参数。经过综合考虑，认为对于具体 矿山主要参数包括布孔参数、装药参数和微差时间的计算。结合岩石爆破理论对 每项参数给予了相应计算公式或确定方法。这些参数设计一方面为后续章节爆破 效果预测和数值模拟提供模型参数，也为矿山爆破一次成井实践提供设计依据。２６中南大学硕．上学位论文第二三章爆破一次成井效果的投影寻踪回归预测模型第三章一次成井爆破效果的投影寻踪回归预测模型３．１投影寻踪简介投影寻踪回归方法（Ｐｒｏｊｅｃｔｉｏｎ ｐｕｒｓｕｉｔ ｒｅｇｒｅｓｓｉｏｎ）最早出现于２０世纪６０～７０ 年代，由美国科学家Ｋｒｕｓｋａｌ提出【５卜５２１。这种方法主要用来分析和处理高维观测 数据，尤其是非线性、非正态高维数据，是一种新兴的统计方法。其基本思想是 通过把高维数据投影到低维子空间，寻找能反映原高维数据结构或特征的投影， 以达到研究分析高维数据。这种方法具有稳定性好，抗干扰性强和准确度高等优 点，已经在气象、环境、农业、水利等众多领域得到广泛运用［５３－５５ Ｊ。投影寻踪 方法主要有以下特点【５６Ｊ： １自然科学中存在许多不符合正态分布或人类获得先知信息知道较少数据， 但却需要从数据其本身找出规律或特征。投影寻踪回归方法能有效地克服高维数 据点稀疏性所带来的困难，因它可以将数据投影在低维子空间上分析。对ｌ～３ 维的投影空间来说数据点已经足够密集，足以发现数据在投影空间中的规律或特 征。 ２投影寻踪方法开辟了使用一维统计解决高维问题的途径．因为这种方法可 以将高维数据投影到一维子空间上，再分析投影后的一维数据，比较不同一维投 影结果，找出好的投影； ３投影寻踪方法通过极小化某个投影指标，可以排除与数据结构和特征无关 的或关系很小的变量的干扰； ４投影寻踪方法与其它非参数方法如ＢＰ神经网络、模糊数学方法一样，可 解决复杂的非线性问题。但是投影寻踪回归以数据的线性投影为基础，寻找线性 投影中非线性结构，因此可以解决多元线性回归问题。３．２投影寻踪自回归模型原理投影寻踪自回归是处理和分析高维数据的一种新兴统计方法。根据给定的判 别标准，利用投影特征值对评价样本进行等级水平评价，称为投影寻踪等级评价 模型。建立基于埃尔米特多项式的投影寻踪自回归模型可分为以下几个步骤‘５７】：（１）确定预测因子。设有因变量｛ｙ（ｉ）ｌ ｉ＝１，２，…，，？）和Ｐ个自变量｛ｘ，，ｘ：，…，如｝，观测船个样本点，构成自变量与因变量的数据表中南大学硕上学位论文第三章爆破一次成井效果的投影寻踪回归预测模型ｘ＝［＿，ｘ：，…，ｏ］『『×。和】，＝【Ｊ，ｋ，计算投影值Ｐｚ（垆∑ａ，ｘ∥ｉ＝ｌ，２，…，ｎ；ｊ＝ｌ，２，…，ＰＪ＝ｌ（３．１）其中，ａｊ（ｊ＝１，２，…，ｐ）为投影方向，％已进行归一化处理。 归一化处理，对于越大越优的指标，ｘ犷＝―Ｌ三。．；；晕一ｘ Ｕ―Ｘｍｉｎ（３?２）‰“一Ｘｍｉｎ式（３－２）中，ｋ。、靠ｉ。分别为第／个指标的最大值和最小值 对于越小越优的指标，ｘ矿：二坠立ｙ～＇．（３．３）‘‰。一‰ｉ。式（３―３）中，‰。、‰ｉ。分别为第歹个指标的最大值和最小值。 （２）构造投影指标函数 把／７维数据综合成某一特定方向一维投影值，要求局部投影点投影值散布结 构尽可能密集，整体上不同数据团之间尽可能散开。用ｎ维单位向量ａ＝｛ａｌ，口：，…，ａ。｝表示某一投影的方向，样本ｆ在该方向上投影值可以表示为：ｚ／＝∑ａ』ｘ＋口ｊ＝ｌｆ＿１，２，…，＂（３―４）设ｓ（口）为投影的标准差，Ｄ（口）为投影的局部密度，则投影的指标函数可以表示为：Ｑ（口）＝ｓ（口）?Ｄ（口） Ｓ（ａ）＝式（３―６）中，乃为投影方向投影值的平均值。月 片（３－５）（３．６）∑∑（尺一ｒ，ｋ）ｆ（Ｒ一像），ｒ，ｋ＝ｋ―ＺｋＩｊ；１ ｋ＝ｌ（３―７）式中，Ｒ为局部密度的窗口半径；ｆ为一单位阶约函数 （３）用基于正交埃尔米特多项式对散布点进行（ｚ，ｘ）拟合，这时投影寻踪自回 归模型为中南大学硕上学位论文第三章爆破～次成井效果的投影寻踪回归预测模型Ｘ‘＝∑∑Ｃｉ，忍如），ｆ＝１，２，…，厂ｉ＝ｌ／＝１（３―８）其中，，．为多项式阶数，Ｃ为可通过最小二乘法得到的多项式系数，日为埃 尔米特多项式 （４）对投影指标函数进行优化 优化投影方向ａ时，需要同时考虑多项式系数ｃ的优化，能够通过求解投影 指标函数最小化问题来估计最佳以，Ｃ值，即ｍｉｎ∞力＝去喜（”五）２（３－９），，虹∑口２（／）＝１Ｊ＝ｌ（３一ｌｏ）这是一个典型的复杂的非线性优化问题，用传统的方法处理较难实现。 （５）进行第一次拟合残差‘＝少一Ｙ计算，如果残差符合要求，则输出模型 的参数，否则，进行步骤五的计算 （６）用‘代替Ｙ回到步骤一重新优化下一个岭函数，直到满足要求，停止 增加岭函数的个数，输出最后结果。３．３一次成井爆破效果的投影寻踪回归预测模型爆破一次成井效果的预测是一个复杂的非线性问题，其效果的好坏是一个涉 及多因素、多指标的决策过程。由于矿山地质条件，矿山设备和施工方案的不同， 爆破一次成井的效果会受到很大影响。本章从一个新的角度出发，采用非线性功 能强大投影寻踪回归方法，选取容易获得的参数作为判别指标，建立了爆破一次 成井掏槽爆破效果预测的投影寻踪回归模型，并对具体的工程实例进行预测。 ３．３．１爆破效果影响因素分析 爆破一次成井效果主要受矿山地质条件以及爆破参数影响，所以选取的预测 参数应包含这两方面的因素。矿山地质条件主要为描述岩石特性参数，如抗压强 度，抗拉强度，泊松比，弹性模量，岩石容重，弹性波波速以及裂隙含水特性。 爆破参数主要涉及的是钻孔数目，钻孔直径，炸药类型，装药密度，最小抵抗线 等。 ３．３．２模型的确定 参考大量矿山爆破一次成井工程实践‘５８￣６６１，经过综合考虑后，选取岩石抗２９中南大学硕士学位论文第三章爆破一次成井效果的投影寻踪回归预测模型压强度、岩石容重、空孔直径、空孔个数、炮孑Ｌ直径、最小抵抗线、槽孔线装药 密度、炮孔个数和炸药单耗９个因素为判别指标，分３ｌｌｍｘｌ（Ｍｐａ），Ｘ２（Ｋｇ／ｍ３），Ｘ３ （ｍｍ），Ｘ４（个），Ｘ５（ｍｍ），Ｘ６（ｍｍ），Ｘ７（Ｋｇ／ｍ），Ｘ８（个）Ｘ９（Ｋｇ／ｍ３）表示。 待预测的爆破一次成井效果参量为成井断面和成井高度，分别表示为Ｙ１（ｍ２），Ｙ２ （ｍ）。投影寻踪回归模型的结构图如３．１所示。图３．１投影寻踪回归模型３．３．３预测结果分析与工程运用 本章共选取３８组训练样本，岩石抗压强度、岩石容重、空孔直径、空孔个数、 炮孔直径、最小抵抗线、槽孔线装药密度、炮孔个数和炸药单耗对应的数据分别 列在表３．１和３．２中。爆破一次成井选取指标在投影方向上的权重如表３．３所示。爆 破一次成井效果参量为成井断面和成井高度在投影方向的系数分别如表３．４和 ３．５所示。不同矿山爆破一次成井预测值与实际值对比表３．６所示。 从表３．６中可以看出，除个别误差外，成井断面与设计断面误差在５％之内， 满足工程要求。爆破一次成井高度与实测高度稍微偏大一点，误差在１０％之内， 可以为爆破一次成井成井高度作参考。为了清晰反映预测值与实际值整体误差， 分别比较一次爆破成井预测断面与设计断面值，成井高度与预测成井高度值，如 图３．２１Ｚｌ：ｌ图３―３所示。进一步分析可知，误差较大的样本均是同一矿山实施的多次 成井试验。这些样本数据均是在一定的范围内，比如说槽孔线装药密度以及炸药 单耗。样本没有明确指出每次的炸药使用情况，从而导致这部分样本预测效果较 差。另一方面是因为某些矿山因施工问题导致成井不合格也是对预测有影响的。３０卜Ｎ ◇．寸 鼍ｎ ■寸 ■ｎ ，ｎ 价．∞ ｃ．∞ Ｎ．寸 Ｎ― 冀寸 ｏ．ｎ ｏ．寸ｎ价卜ｎ∞每～《， Ｅ栏一丧ｉ芝 价Ｎ．Ｎ 卜■Ｎ一 卜■竺 卜呛Ｎ一 卜■Ｎ一 卜”．Ｎ一 卜价Ｎ一 卜，Ｎ一 卜价．Ｎ一 卜■竺 ｏｏ．寸 ｏｏ．寸寸口 ｑ价寸寸寸巨蔓长釜心．Ｎｒ 一⑦．ｃ 卜∞．一 岔口．一 ∞◆一 ∞ｏ．Ｎ ｎＮ心 ―ｏ．Ｎ 寸ｏ．Ｎ 寸ｏ．Ｎ ｎｏ．Ｎ 口∞．Ｃ 一 价口．６ ”心．口 一婴番婚交、Ｅ瓷２孚辇要墨一兰三誊≥凄犁害果装：｝ｌ＝．智～憨、蓬螫簪川暴罱浆裂 牛＼黎Ｎ― 口一 ∞一 ｎｎ 价一 ＮＮ ＮＮ ＮＮ ＮＮ ＮＮ ＮＮ ＮＮ ＮＮ ＮＮＮ― ＮｎｃＩ岔岔岭．一 ｎ节一 ｑ『口心口．ｏ ｏ吮一心●Ｎｎ 吮寸 ｏ．Ｉｎｎｎｎｎｎｎｎｎ全．￡ｎｎ．Ｃ裂《最颦 ＬｌＪ瓷２遥街价卜髦÷嚼 ＬＩＪⅢ／翁堰ｏｏｎｏ心ＮｏｏＮｏｎ寸ｏｎ寸ｏｎ寸ｏｎ寸。价寸ｏ”寸ｏｎ寸ｏｎ寸ｏ价寸ｏ岔ＮｏｏＮｏｎ寸ｏ价ｎ。价ｎ罱更 ＥⅢ／艇埘ｏ” ｏＮ― ｏＮ― ｏＮ― ｏＮ―。小ｎ卜ｏ竺ｏＮ― ｏＮ―０２ｏＮ―嘧卜寸∞。卜ｎ卜ｏ①ｏ＠．【ｍ罱州 《蒜舔本《≤Ｉ《蜷｛奄叵＊Ｉ－ｃ《 牛＼黎牛ｕＪＥ ｏ一一。价 ｏｏｎ ｏｏｎ ｏｏｎ ｏｏｈ ｏｏｎ。全。西ｏｏｎｏｏｎｏｏｎｏｏｎ价。一ｏＮ一。卜ｏ一一ｏｃＩｏｃＩ蹲埘１壬州ｒ― ｔＮ ｎ岬Ｎ 价ｎ．Ｎ― ｎ价．Ｎ 呐价．Ｎ ｎ岬Ｎ ｎ岬Ｎ ｎ价式 ｎｎ式 ｎ”．Ｎ一价“ｒ― ｏ价．ｃ ｏ■ｎ恻谁ｋ求。ｕｌ宙２对（Ｉ芝一 ｏ．Ｉ∞ｒ。卜。寸。寸。寸。寸。寸。寸。寸。寸。寸。卜ｏ∞一ｏｏ―一 ｏ．ｏｏ一 ｏ．００―巡骤幽辖匣 溪婶ｒ１１捂 ｂ举眯 ｂ螺晤 凶ｂ寒隧 奄孽眯区卅 世 印杈皋迥扑．Ｔ巨扑Ｋ怔廿Ｎ ｎ寸皓《叮ｌ鞋格《磐半驴帆 。 卜 ∞ 岔Ｔ旺举野撩举２＝ｋ蝼璐剐翳§椒 奄站露２２＝２２￡竺２Ｉｎｏ．ｎｏ．９ｏ．卜ｏ．∞ｏ．口气ｎｏ．妁ｏ．ｎ■ｎｏ．价ｏ．ｎｏ“ｏ．Ｎｏ．婚ｏ．Ｎ ｏ．ｏ―ｏ．∞ｏ．∞ｎ●餐～《１Ｌ 一寤一长。芝 ｏｏ．寸 口■Ｎ一 ｏｏ寻 ｏｏ．寸 ｏｏ寸 ｏｏ寻 ｏｏ．寸 Ｎ卜．Ｎ 价Ｎ．９ ｏｏ寸 ｏ∞．０ ∞Ｎ．０ ∞ｎ．０ ｏｏ．寸 ｏｏ．寸 ｏｏ．一 ｏｏ．寸 ｏｏ．寸 ｏｏ．寸一仨妄采餐～―凄斟糯最‘－Ⅲ／ｓ＞ｌｏ一“一 ｏｏ．Ｎ一ｎ心．６ｎ婚．６ｎ口．口。乙ＩＮ一 ｏｎ．寸 ｏＮ“ ”寸．寸 。婚“ ｏｏ．８ 寸ｃ．ｎ ｏＮ式一ｒｒｒ副鼙暴器互里誊睁婆革罢武蔽春餐≤；翟肇謦引暴罱‰螺 午＼纂ｏ昏 ＝ 一ｔ＂ｑｏｏ卜寸卜２瓮一２∞ ２ ！ 竺卜寸寸Ｎ Ｎ寸．ｃ ｏｎ．一 ｏ帆．一 卜心．一 卜ｏ．一 ｎ寸ｎ ｎ价．ｃ 卜ｎ．ｃ ｏｏ．Ｎ 寸ｔ― ｏｏ．￡ ｏＮ．Ｎ ｏ一寻 Ｃ．Ｎ ｎｎ式 寸卜．一 ｏｏ．Ｃ 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３．５ ４．５ ５．０ ７．０ ５．５ ５．５ ８．５ ８．３ ４．２ ３．０ １２．０ ８．０ ４．４ ３．０ ４．０ ５．０ ６．０ ７．０ ８．０ ９．０ ３．５ ３．５ ６．０ ５．０ ３．５ ５．０ ３．０ ３．０ ２．０ ６．０ ２．０ １ ０．０ ８．０ ８．０预测高度７．００３５ １．９２３７ ３．０００７ ４．９６２７ ５．７６７１ ５．７７３７ ５．７７７７ ５．７７１７ ５．７７２６ ５．７７２６ ５．７７１ｌ ５．７７２３ ５．７６４０ ２．９７０８ １２．００１０ ７．８０９８ ４．３８８４ ４．４８５０ ４．４６１７ ４．４４８９ ４．９０９２ ６．７９７８ ７．９０４１ ８．９８８０ ３．４９００ ３．４９３６ ６．００４ １ ５．０８６０ ３．８０９１ ５．０９０２ ２．９３９４ ３．１５８２１．８５１５断面误差―０．２４％高度误差一３．８ １％．０．１ ８％０．０５％―０．０７％０．０２％．０．１ ５％１．２８％ ６４．７８％ ２８．３０％ １５．５５％．１ ７．５５％．Ｏ．０１％ 一Ｏ．０６％ ―０．１０％ ―０．０４％２．５７―０．０５％４．９６％ ．０．０５％ 一０．０４％ ．Ｏ。０５％ ０．０１％ ―０．２８％ ４．９６％ 一３２．１０％ ．３０．４５％ ３７．２４％ 一Ｏ．９７％０ｌ ２．５７ １２．５７ ｌ ２．５７ １２．５７ ４．００ ４．００ ４．００ ５．２０ ４．００ ４．００ ４．００ ４．００ ４－００ ４．００ ４．００ ３．１４ ４．００ ２．７２ ６．２５ １２．５６ ４．ｏｏ Ｏ．８０ ０．２８ ０．３８ ４．００ ４．００ ４．００ ４．００ｌ １ １ ２ １３ １４ １５ １６ １７ １ ８ １ ９ ２０ ２１ ２２ ２３ ２４ ２５ ２６ ２７ ２８ ２９ ３０ ３１ ３２３３０．１５％０．０１％ ０．７８％ ０．２１％ 一２．３８％ 一０．２６％―０．４１％４９．５０％ ―０．４１％ ．０．４０％ ０．９９％１．８ １％ １ １．５４％ 一１ １．０２％．１８．１８％ 一２．８９％ 一１．２０％ ．０．１３％ ．０．２９％ ．Ｏ．１８％．１．５０％ ０．４４％ ．０．２９％ ―０．１７％０．６６％０．０７％ ０．０４％ １．７２％０．５２％８．８３％―０．２２％ ―３ １．８２％１．８０％ 一２．０２％ ５．２７％ 一７．４３％ ．０．５１％７７．９７％ ５．７２％ ０．３５％３４ ３５ ３６ ３７４．０１４１ ３．９８}