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本科毕业论文外文翻译
外文译文题目(中文):
爆破在岩巷掘进中的应用及井巷支护
爆破在岩巷掘进中的应用及井巷支护
11.1破岩理论
破岩是用爆破的方法把煤、矿石或岩石破碎,以便于将大部分物料的块度化小,变成碎块,便于装载、处理和运输。
碎块不要小到不便于装运,也不要大到需要手工破碎或二次爆破。
这样的破岩效果才算最佳。
为了破岩,必须采用直接或间接的方式向岩石施加能量。
能量的大小取决于岩石本身的性质和技术装药系统的类型。
破岩的能量主要在以下三个主要机理内被消耗掉:
(1)形成新的表面(破岩能量),
(2)摩擦(塑性),(3)传播弹性波能。
装药的方法决定破碎某种已知岩石时上述三方面的相对比例和所消耗的能量。
无约束时岩石拉伸破坏所消耗的能量最少,在破岩过程中如岩石受到较高的压应力场的约束时,破岩能量需要有所增加。
用机具传递能量使岩石或矿石破碎的方法,对于决定破岩效率至为重要。
为了设计出最好的破岩机具和最佳的破岩系统,需要尽可能地弄清楚岩石性质是如何影响破岩的。
岩石的强度受到周围环境的影响。
其中最重要的因素是:
(1)约束力,
(2)空隙中的流体压力,(3)温度,(4)加压的速度,约束力的增加(如随着高地表深度的增加或在破岩机具的作用下而使其增加),使严石的强度增加。
随着孔隙流体压力增加,岩石的视强度就降低因为它减弱了约束力的作用。
虽然孔隙流体的化学作用对岩石的强度有影响,仅和约束力作用比较,除少数几种岩石外,一般都比较小。
岩石温度的增加使岩石的强度降低。
但这种效应非常小,因为采矿的时候周围温度变化小。
加压的速度增加,使岩石强度显著增加。
岩石具有影响其破碎方式的方向性。
这体现在岩石的结构上,包括集合岩石组分的结构或形状以及岩石的物理特性或机械特性岩石的结构不仅与矿物组分的方向及其薄弱面有关,而且与其非连续性、微观裂隙和孔隙的构造有关。
在现场,节理和层理对破岩有很大影响。
人们经常综合利用岩石的物理性质(密度、压痕,硬度、磨蚀硬度、孔隙度)和机械性质,来谋取更好的破岩效果。
1.2炮眼装药方法
炮眼装药的方式可根据所采用的炸药是药卷或散装而有所不同。
最古老的装药方法是用炮棍装药,这种方法至今仍广泛使用。
在过去二十年中,压风装药器已被采用,这些装药器既提高装药效率,同时又改进装药密度,因此炮眼的利用率较高。
近几年来采用了半自动装药器,主要用于井下作业。
装填散装药的压风装药器也已大规模地投入使用。
就浆状炸药而论,已发明了一些专用的泵送方法,这种方法对于大孔径炮眼的装药能力实际上是很高的。
炮棍必须用木或塑料做成。
但炮棍与钻孔相比不能做得太粗,因为这在装药作业中有可能捅坏和损坏导火索或电雷管脚线。
用炮棍装药时,若想装填得好,那么一次只能装填并捣实一个药卷。
装药时雷管必须送到炮眼中的准确位置。
压风装药器在瑞典已使用了大约二十年。
第一种装药器由几节铝管连接而成2并用42磅/英寸的压风把药卷吹入炮眼。
后来这种装药管由专门设计的经抗静电处理的塑料软管所代替。
一台装药器包括脚踏阀,带风管的减压阀、分风管、连接管和装药软管。
半自动装药器可连续装填药卷,其装药速度与软管装药速度相同。
这种半自动装药器不用阀门,而是让药卷通过一个位于两个闸门之间的气室。
装药时装药钦管中的风压不变。
半自动装药器的装药能力比普通的装药器高得多。
散装炸药一般为硝铵炸药(铵油炸药),需要专用装药器。
有两种不同的装药器:
压力罐式装药器和注药器。
压力罐式装药器特别适用装填结晶的销铵炸药,其装药能力较高。
注药器的操作是用一个喷射器经—很软管把炸药吸出,然后再通过这根装药软管将炸药吹入炮眼入。
还有一些由压力罐和注药器组合的装药器。
装填铵油炸药的装药软管必须能导电,其电阻最小为1千欧米。
最大为30千欧米。
奈特罗诺贝尔(硝化诺贝尔)公司曾创造一项专用泵送炸药的工艺,它包括一台直接把炸药泵入炮眼的槽车。
向大直径炮眼装药时其装药能力极高。
1.3控制爆破
控制爆破用于减少巷道超挖和使围岩震裂减至最小程度。
摔制爆破的四种基本方法是:
轮廓线钻眼法、预裂爆破法、缓冲爆破法和光面爆破法。
轮廓线钻眼法,是最早的控制爆破法,这种方法是沿巷道(最终)轮廓线打一排紧密相邻的钻眼,形成一个有利于破碎的薄弱面。
布在轮廓线上的钻眼直径为2英寸或3英寸。
眼距通常相当于2~4个炮眼直径,不装药。
靠近轮廓线钻眼的炮眼,起装药量及眼距均比其他炮眼小。
轮廓线眼的最大深度大约为30英尺。
由于轮廓线钻眼法的最后一排眼不爆破,因而对岩壁的破坏最轻。
预裂爆破,有时又称为预剪切爆破,是在巷道的轮廓线上钻一排炮眼,其直径一般为2至4英寸眼距为炮眼直径的6~12倍,显然市场上可买到柱状装药所需的小直径药卷和专用的连接器,但一般仍采用直径为l—11/,英寸的代那买特药卷,间隔装药,药卷间隔为1~2英尺,以导爆线串系起来。
在松软岩层中,要求眼距小—些,装药量少一些。
眼底2~3英尺处的装药量略比其余部分要多一些。
单个药卷之间及其周围是否充填炮泥可随意确定。
孔口2~3英尺处不装药,但要充填炮泥。
预裂爆破的深度受炮眼排列的限制,最大深度约为50英尺。
预裂炮眼比邻近主炮眼先起爆,以形成有利于主炮眼爆破的裂面。
预裂爆破中在邻近主炮眼爆破之前很难判断其效果。
因此建议预裂的超前距离不要太大。
预裂爆破很少在井下使用。
缓冲爆破法是沿岩道轮廓线钻一排直径为2~6英寸的炮眼,眼中装入均匀分布的小药卷,完全堵满炮泥,起爆顺序与预裂爆破不同,要在主炮眼起瀑之后周边眼才爆破。
炮眼的最小抵抗线(光爆层厚度)略大于眼距。
可利用楔子把药卷固定在眼中靠近爆破自由面一侧,以减少爆破对岩壁的损坏。
这种方法的装药方式与预裂爆破法相似。
因为钻大直径炮眼容易准直,所以缓冲爆破法采用大直径炮眼时一次爆破深度以达一百英尺。
但缓冲爆破在井下很少使用。
光面爆破法就是井下的缓冲爆破法。
巷道周边的密集炮眼的光爆层厚度(周边眼的抵抗值)与眼距之比L接近1.5:
1。
周边眼中装上分布均匀的小药卷。
光面爆破与缓冲爆破的区别在于:
(1)除炮眼口外,药卷不用充填炮泥;
(2)周边眼在一茬炮眼中最后一段起爆。
虽然药往中也可采用间隔物(间隔装药),但最常用的是柱状装药。
孔底装药量稍多一些。
炮眼均填以炮泥,以防止(在延期爆破中)光爆炮眼爆轰时将药包带出。
光面爆破减少巷道的超挖,增强围岩稳定性并减少支护量。
但比普通方法需要多钻一些周边眼。
各种控制爆破方法可结合使用。
在松软岩石中,有时需要轮廓线钻眼方法与预裂法或缓冲爆破法结合使用。
当采用缓冲爆破法时,有时需要在转角处用预裂法爆破。
1.4岩巷爆破
最常用的岩巷掘进方法是三个工序的循环作业:
(1)钻炮眼、装炸药和爆破。
(2)装岩(将爆破的岩堆装运出去)。
(3)安装支架,支护刚掘出的巷道,敷设接长轨道、风管和电缆,为下个循环作好准备工作。
简而言之,岩巷爆破的基本原则是,把岩体上一部分岩石破碎下来,当装走爆落的岩石后,巷道按正确的方向前进,其断面尽可能地接近设计断面。
炮眼布置设计要做到:
便于钻跟,耗用炸药最少,爆破后所形成的巷道断面尽可能接近设计要求。
一组炮眼由掏槽眼、扩槽眼、辅助眼和周边眼组成。
掏槽眼最重要。
掏槽眼的作用是为炮眼组的其他炮眼提供一个自由面,便于爆破。
常用的两种掏槽方式是斜角眼掏槽和直眼掏槽。
这两种掏槽方式可以联合组成其他各种掏槽方式。
在较大断面巷道中,斜角眼掏槽比直眼掏槽优越,因为炮眼数目少掏,每掘进一英尺巷道所需炸药量少。
其缺点是“v”形掏槽有可能抛出大块岩块。
楔形掏槽或v型掏槽内成对的斜角炮眼在底部相遇或接近相遇组成。
楔形掏糟可由一个或几个v型槽构成垂直或水平楔形掏槽。
对于深度较大的炮眼或难于爆破的岩石,可采用复式楔形掏槽。
较小的掏槽称为小槽。
它适用于小断面巷道。
大直径掏槽直眼在大断面巷道中可为良好的扩槽创造条件。
采用直眼掏槽,炮眼组的深度可比斜眼掏槽大一些,因为每茬炮的进度增加了,证明其更为经济。
直眼掏槽的槽眼要平行,眼距要适当,其深度要比其他炮眼深1/2~1英尺。
一般有一个或一个以上槽眼(大直径眼)不装药、为其他装药槽眼提供自由面。
槽眼间距,布置及装药槽眼可采用各种组合形式。
井下巷道掘进中炮眼布置有无数种。
甚至在同一巷道中,随着岩石性质的变化也要改变炮眼布置。
对任何一组炮眼来说,重要的因素是爆破顺序。
一般来说,炮眼引爆的顺序应使每个炮眼或一组炮眼随前一响炮眼所形成的自由面爆破。
每茬炮的深度取决于整个掘进循环和巷道的断面尺寸。
一般规律是,一茬炮的深度不要超过巷道最小断面尺寸太多。
炮眼布置要使爆破下来的岩石堆的形状及位置有利于更有效地装运和循环作业。
对用需用密集支架的巷道,炮眼布置要能够预防破坏。
22.1井筒及巷道的支护井筒的支护
在美国,很少使用砖、料石和铸铁井壁,从前,几乎全用木支架,但现在混凝土和金属井壁使用量日增。
井壁的选择决定于围岩和水的条件,井筒的形式和材料的费用。
(1)木支架——直到最近,大多数方形的井筒还在用框形木支架支护井帮和分成隔间。
.所用木料的尺寸和框距取决于所遇到的岩层情况。
木支架缺点是费.用高,强度低、寿命短,易引起火灾。
在膨胀性岩层中,木支架损坏得慢,警告时间长。
在大多数情况下,开始凿井时浇灌一个混凝土锁口以固定支架,为井筒木支架提供良好的基础。
木框架一般用挂钩挂在上面的框架上,框架就位后插入支柱,拉紧挂钩,在井筒周围铺上背板。
(2)金属支护——有时用金属支架代替木支架。
通常与木背板配合使用。
木背板可快速而高效地插入金属支架的翼缘中。
金属支架若设计恰当其安装的速度和准确度均比木支架高,因为安装时金属支架可能螺栓连接,并且排列很整齐。
(3)混凝土井壁——现在,原形混凝土井壁使用日益广泛。
例如,在南非几乎100%的井筒采用圆形混凝土井壁。
而且几乎所有井筒毫无例外地达到最高的凿井速度。
除了凿井速度快外,,还有许多其它优势。
圆形混凝土井壁做井筒指甲其强度系数最高,风流特性最好,与任何井壁形式相比其维护量最小。
混凝土井壁容易拆除并改装成另一种提升布置方式,或改为风井而不影响围岩状态。
这类井筒对涌水的控制或封堵容易的多。
与大多数其他类型相比,这种井筒的事故较少,万一发生事故,修复也容易得多。
在某些特殊的情况下,也采用方形或椭圆形混凝土做井壁的井筒。
尽管方形井筒的成本与圆形或椭圆形相仿,但其强度不如圆形或椭圆形井筒。
椭圆形井筒具有良好的强度系数,需要分开风流时采用这种形状。
但起凿井费用比圆形的高。
(4)喷浆或喷射混凝土井壁——有一些井壁采用喷浆或喷射混凝土井壁。
这类井筒的罐道一般用锚杆固定。
如果井筒完成后并能不需要罐道,那么凿井时可采用钢丝绳罐道。
2.2巷道支护
过去,框形或多节木支架是大家熟悉的唯一支护井下巷道的方法。
随着坑木的减少,宽翼缘型的出现,钢材,作为一种结构支护材料,迅速的取代了坑木。
最近锚喷支护也列入矿山实用支护方式。
不论锚杆还是喷射混凝土(包括喷浆及喷混凝土在内)一英尺巷道的支护费用一般比金属支架要低。
有时两者同时采用,其费用也比金属支架省。
(1)金属支架——金属支架通常由两节组成,每节包括一条棚腿和半截拱。
同样两节相对立好之后,在拱顶用螺栓对接。
金属支架的尺寸取决于岩石的性质和地压。
一般地说,小断面巷道采用4英寸或5英寸金属支架,间距为1.5—4英尺;中断面巷道采用5~6英寸金属支架,间距为1.5—4英尺;大断面巷道采用6~8英寸金属支架,间距2~5英尺。
对于全部采用锚喷支架的工程,只是在断层和严重破碎或软岩地带才需用金属支架。
根据需要,金属棚子还必须铺以木档块及木背板。
一个标准掘进班组架设一架金属棚子,需时20~40分钟。
(2)锚杆支架——现在通用的能张紧的锚杆有许多多种,其主要区别在于,拧紧螺帽使锚杆张紧之前,在孔内固定锚头的胀圈结构的不同。
最适合某种岩石的锚头形式要经常做试验来确定。
软钢金属锚杆的直径至少应为1英寸,长度应为10英尺(巷道断面要足以允许使用这样长的锚杆)。
安装锚杆时应认真研究岩石节理的规律。
锚杆的布置要大致均匀有规律,使锚杆张紧之后能与围岩构成一个相似的拱形结构,以承受作用在巷道上的外部压力。
在起拱线以上整个巷道顶板锚杆的平均间距在最小约12平方英尺/根,最大25或25以上平方英尺/根之间变化。
由普通掘进班组安装锚杆时,一个标准掘进班组通常在30至40分钟内可安装锚杆,一个小时也许只能平均安装两根。
(3)喷射混凝土——喷射混凝土或喷浆,这种把混凝土或砂浆直接喷到拱形巷道顶板岩石表面的方法正迅速地被公认是一种效率高而又经济的巷道支护方式。
只要喷上的混凝土能附着相当时间达到初凝强度而不陷落,此方法在各类软、硬岩石或硬土上均可用。
有许多促凝剂可到初凝。
混凝土的喷射厚度为2~6英尺。
干法喷射的效果通常比湿法好,因为可以喷、得厚一些,可以采用较大粒度的骨料(最大为0.75英寸),每台喷嘴的小时生产率较高(一个小时达5立方码)。
喷射混凝土在经济上常具备的优点之一是可在装岩的同时,向巷道顶板喷混凝土,从而缩短完成整个“循环”所需用的时间。
(4)木支架掘
木支架掘进中也许需要支护巷道顶板和两帮的支架。
传统的方法通常是掘进时先架设临时木支架,然后换成永久支架或衬砌。
永久支架也可用坑木。
坑木作永久支架时应该很好地晾干并用防腐蚀剂处理。
木支架不用专用的工具或设备就能方便地就地加工很快地架好,通过局部不良地层掘进时,用木材作临时支架,容易截割和加工,适应各种需要。
木棚是由几根坑木构成、横截巷道断面的支架。
小断面巷道最常用的是三个构件组成的棚子,由一根顶梁(横梁或棚梁)架在两个棚腿上组成。
棚腿倾斜度是每英尺1—1.5英寸,这样的斜度除非侧压力太大及底板松软,一般能防止棚腿底部向里推移。
棚腿一般为硬木,圆形,小头的最小直径为5英寸。
顶梁最小厚度一般为5英寸,宽度6—8英寸。
背板一般厚2英寸,两帮和顶板上可铺也可不铺背板。
在膨胀岩层中两棚腿底部一般有“偏坡底撑”以防止棚腿移动,底板易隆起的地方,可采用反拱支架。
巷道的悬顶(或顶板)如果做成拱形往往比较稳定,特别是在宽巷道中更是如此。
只有顶板需要支护而两帮坚硬的地方,可以省去棚腿,拱梁则固定在起拱线处的梁窝中。
支架木料的尺寸和棚架间距取决于巷道的断面和所需承受的压力。
在膨胀岩层中,背板不要铺得太密,相邻背板之间应留一定间距,以释放低压。
装设木支架的常规工序和速度主要取决于支架在工作面后面应保持多近的距离。
如果每进一个循环需要立即支护,那么架设支架就成为掘进循环的一部分。
爆破后的第一道工序是撬落顶板上的浮石;在松软的地层中,利用前探梁、滑梁或类似的装置以支护最后一架棚子前面的顶板,以便装岩时保护工人。
一个循环的矸石装完后,就架设新棚子,必要时用楔子固定并装上背板,并为新的循环安装好凿岩机。
这种工序显然会减慢掘进速度,但是除非岩层条件太差需要才用前探板桩法或其他方法,一般坑木可标准化,并采用常规作业。
作业开始之前,将所有材料和器材运到工作面,可加快速度;工人应携带整架棚子、角楔、木楔、背板和工具进入工作面。
支护工作落后于工作面过远的地方,一般需要专业支架队。
利用适当的工作台进行支架工作,可不影响掘进工作。
如果采用移动式工作台,其台面有几架棚子长,其高度又能让矿车从底下通过,则对掘进工作会有好处的。
设计巷道支护一直被视为一个非常复杂的事情,从的角度来看,工程,并已在很大程度上已沦为实证配方([巴顿等人,1974年]和[bieniawski,1974年])表示,已提供了良好的效果下类似的地质条件。
许多工地工程师认为,实证分析的收敛性是足够的管理挖掘一条隧道,不那么在意更精密的分析方法([aftes,2002年]和[graziani等人,2005年])。
不过,模型可证明是非常有用的,在取得更深入的了解的互动关系岩体和支持,以优化设计。
难度设计的支持隧道是一个后果是以下几个方面:
1)知识不足的行为,在地面条件下与开挖隧道。
2)数据不足,对自然应力状态的地面。
3)它是一个三维问题。
4)它是有必要予以分析的互动关系,支持和地面附近向前掘进。
5)时间依赖的反应,由于流变学特性的地面必须加以考虑。
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外文原文
SHAFTANDDRIFTEXCAVATIONBYBLASTINGANDSHAFTSUPPORT
11.1APPLICATIONOFBLASTINGINSHAFTANDDRIFTEXCAVATIONFRAGMENTATION
Fragmentationisthebreakingofcoal,ore,orrockbyblastingsothatthebulkofthematerialissmallenoughtoload,handleandtransport.Fragmentationwouldbeatitsbestwhenthedebrisisnotsmallerthannecessaryforhandlingandnotsolargeastorequirehandbreakingorsecondaryblasting.
Energymustbesuppliedtorockbydirectorindirectmeanstofragmentthatrockandthetypeofloadingsystem.Fragmentationenergyisconsumedbythemainmechanisms:
(1)creationofnewsurfacearea(fractureenergy),
(2)friction(plasticity)and(3)elasticwaveenegydispersion.Theloadingmethoddeterminestherelativeproportionsandtheamountofenergyconsumedinfragmentingagivenrocktype.Unonfinedtensilefailureconsumestheleastenergywithanincreasinga,mountofenergyrequiredastherockismorehighlyconfinedwithinacompressivestressfieldduringfragmentationThewayenergyisappliedbytoolstocauserockormineralfragmentationisimportantindeterminingfragmentationefficiency.Tobestdesignfragmentationtoolsandoptimizefragmentationsystemsitwouldbedesirabletoknowhowrockpropertiesinfluencebreakage.Thestrengthofrockisinfluencedbytheenvironmentalconditionsimposedontherock.Thoseofmostimportanceinrockare
(1)confiningpressure,
(2)porefluidpressure,(3)temperatureand(4)rateofloadapplication.Increaseinconfiningpressure,aswithincreasingdepthbeneaththearth'ssurfaceorundertheactionofafragmentationtool,causesanincreaseinrockstrength.Apparentrockstrengthdecreasesasporcfluidpressureincreases,sinceitdecreasestheeffectofconfiningpressure.Althoughchemicaleffectsofporefluidsinfluencerockstrength,theygenerallyaresmallcomparedtotheconfiningpressureeffect,exceptforasmallminorityofrocktypes.Increaseinrocktemperaturecausesadecreaseinrockstrength.Thiseffectisverysmallbecauseofthesmallambienttemperaturechangesfoundduringmining.Anincreaseinrateofloadapplicationcausesanapparentincreaseinrockstrength.Rockexhibitsdirectionalpropertiesthatinfluencethewayitbreaks.Theseareembodiedintheconceptofrockfabric,whichconnotesthestructureorconfigurationoftheaggregatecomponentsaswellasthephysicalormechanicalpropertymanifestations.Rockfabricontonlyrelatestothepreferredorientationofmineralconstituentsandtheirplanesofweakness,butalsototheconfigurationofdiscontinuities,microcracksandpores.Join
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