松动爆破技术

松动爆破技术（精选七篇）

松动爆破技术 篇1

袁店二井7213综采工作面位于81采区中部, 东临7212工作面 (尚未开采) , 西临7215工作面 (尚未开采) , 南临7216工作面 (尚未开采) , 北至81采区轨道石门保护煤柱。7213工作面走向长1124m, 切眼长186m, 面积209064m2, 标高-364~-537m, 煤层平均厚度3.32m, 煤层平均倾角9.5°, 工作面内煤层总体表现为单斜构造, 该面地质构造较复杂。工作面在机巷掘进时遇火成岩, 从机巷打钻探, 如果直接推过去, 有可能对割煤机、转载机、破碎机有过大的伤害, 且影响煤质, 经过综合分析, 确定提前采用在机巷做深孔预裂爆破, 降低火成岩的整体硬度, 减少对煤机截齿的损伤, 采用直接推过火成岩墙连续回采方案。

二、爆破前的设计和准备

深孔松动爆破设计主要包括选择爆破器材, 确定炮孔深度、炮孔直径、钻孔方向、炮孔数目、炮孔布置、装药参数等。爆破器材:采用高性能大功率钻机实施深孔松动爆破的钻孔工作, 为增强破岩作用, 设计采用特制二级煤矿许用炸药、煤矿许用电雷管、煤矿许用导爆索, 连线方式为串联, 配备QL-200型强力起爆器起爆, 采用封泥充填。炮孔直径和药卷直径:钻凿75mm的炮孔直径, 特制二级煤矿许用炸药, 药卷直径63mm。

三、爆破工艺和流程

(一) 炮孔布置

7213综采工作面沿机巷道设计二排炮孔, 应布置在回采高度在中间位置并呈三角形。

炮孔间距:1200mm;炮孔排距:800mm。

具体布置如图1所示。

2、炮孔装药和封孔

采用人工装药, 用煤矿许用导爆索串联药卷, 黄泥作为封堵材料, 封堵长度不小于6000mm。深孔装药结构见图2。

3、现场试验

第一次:起爆六个炮眼, 具体参数见下表。

本次爆破效果较好。

第二次:起爆七个炮眼, 具体参数见下表。

本次爆破效果较好。

4、起爆点位置

起爆点设在机巷内, 距爆破地点不小于300m。

(二) 爆破工艺

1、钻孔

严格按设计进行钻孔, 钻孔完毕, 为便于装药, 在启钻时, 一定再用清水将孔内残渣清洗后方可取钻, 并记录实际钻孔长度。有必要测一下钻孔的角度与实际设计的钻孔角度有没有偏差。

2、探孔

用专用探孔管对炮孔进行探孔, 探孔管为2m长一根, 对按其自身螺纹连接方式一根一根送入炮孔中。当探孔管送入到炮孔底部后, 取出探孔管, 并记录探管的数量, 根据探孔管的数量计算出炮孔的实际深度。

由于孔内或多或少有残渣, 探孔管前段加一段长度为0.3m, 直径等于药管直径的开口探头, 可以把里面的残渣带出。如遇到塌孔, 探孔管无法再送入炮孔中时, 可来回抽探孔管越过去。如果无法再越过去, 可用钻机再透一下孔。如钻机透孔后, 仍不能探入炮孔底部, 则按实际探孔深度确定装药长度。

3、做炮头、装药

为了确保药柱可靠起爆, 应采用双雷管起爆同一个炮头, 且每发雷管为同一段别, 各自用胶质线引出孔外。做炮头时, 首先把堵头穿两个孔径6mm的孔, 将胶质线穿入其中后打一个结。再将已导通检查的电雷管脚线剪掉后仅保留20cm长, 并与胶质线连接, 用绝缘胶带裹紧, 防止短路和断路。最后把堵头堵上, 并用胶带把堵头与管间再一次固定。胶质线长度大于炮孔封孔长度1m即可。根据实际探孔长度确定炮孔的装药长度, 对于上向孔, 若角度大于20度, 应设防滑装置, 且一次送入药管不大于5m。对于下向孔装药时, 由于可能遇到台阶或碎石等较难装药, 应在每一根药管的前端用14号铁丝固定后送入炮孔中, 以防下药管过程中遇到中间卡药管时可以拉出来。待第一根药管下到底后, 再一次装5根药管装入炮孔中, 如此反复, 直至装最后一个炮头即装药完毕。特别注意, 送药管最好也用14号铁丝固定于顶端。防止送药管之间连接不可靠而脱落, 或者说减少送药管之间的连接时间。

4、封孔

封孔采用专用炮泥封孔器和封孔管。封孔前做好如下工作。首先将进风管和封孔管分别与封孔器的进风口和出料口连接, 检查风压是否大于5MPa, 若小于5MPa, 不得封孔。将过6mm筛网的黄泥用少量的水润湿至颜色发青, 并用手能捏成团即可。第三, 两人将封孔管送入炮孔底部后再往外拉出半米, 孔口用胶质袋封堵严实, 以防返土伤人, 第四, 将试调节好湿度的黄泥倒入封孔器中, 每次只倒5~10Kg, 再关好进料口和出料阀门, 开启进风阀门1min。第五, 指挥送封孔管的两人握紧封孔管后, 开启出料阀门往炮孔送土, 同时要求封孔管根据送入黄土的感觉匀速往外拉封孔管, 使封孔管始终保持半米的喷距。当封孔器的黄土全部冲入炮孔中, 此时关掉进风阀门。如此反复进行封孔, 直至把炮孔封满为止。特别注意, 炮头的胶质线在封孔前, 一定要固定于炮孔的一侧, 以防封孔管转动时把胶质线缠绕于炮孔中而无法取出。

5、保护、警戒

由于爆破孔可能发生冲孔现象, 和爆破产生震动。因此, 对炮孔和空孔正前的管线最好移开或用两层皮带进行防护。所有炮孔封孔完毕, 按措施规定进行撤人、警戒, 各就各位。

6、连接放炮

所有炮孔电雷管全部串联一次起爆, 将网路与放炮大线连接好后, 再进行导通检查, 通知矿调度, 按矿有关安全规程放炮。起爆点设在风巷和机巷内, 实行长距离起爆, 且距爆破地点不小于200m。

7、解除警戒

待放炮15min后, 由放炮员对爆破网路再进行检查, 若全部起爆, 则解除警戒。若有瞎炮, 则由专业人员进行处理。

8、深孔控制爆破安全措施

严格按照《袁二矿7213工作面火成岩松动爆破技术方案》, 明确人员组成和各自职责, 按照《煤矿安全规程》对深孔爆破作业的有关条款的规定执行, 同时还应包括放炮撤人、警戒、回风系统停电撤人等有关安全技术措施, 深孔控制爆破工程实施前, 对措施要进行认真的审批和贯彻, 要落实到位。

效果分析

深孔松动爆破技术在综采工作面过地质构造中的应用, 取消了以往综采过地质构造必须打眼放炮, 有效地缓解了袁二矿采掘衔接紧张的局面, 提高了煤炭采出率, 做到了精采、细采, 综采区应用此技术不但保证了月进的速度, 而且极大地保护了机组设备, 创造了明显的经济效益。

摘要：7213综采工作面机巷处有火成岩, 会对机械设备造成严重损害, 同时影响工作面的推进速度。针对此难题, 尝试在7213工作面机巷应用深孔松动爆破技术, 在分析深孔松动爆破技术原理的基础上, 详细介绍了该技术的钻孔布置方式、施工工艺及效果评价要求。尝试取得了很好的效果, 有效提高工作面推进速度, 极大改善综采工作面工作环境。

关键词：火成岩,深孔爆破,综采工作面

参考文献

[1]车树成, 张荣伟.煤矿地质学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996.

[2]钱鸣高, 石平五.矿石压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[3]沈明荣.岩体力学[M].上海:同济大学出版社, 1999.

[4]谢先启.精细爆破[M].武汉:华中科技大学出版社, 2010.

松动爆破技术 篇2

重庆主城区快速路四纵线金山大道道路平基爆破工程, 土石方爆破量约95000m3, 最高落差16.5m, 整个爆破区域长600m。爆破区域位于渝北区悦来镇, 区域内无管网、高压线及光缆等设施。施工区东面、北面200m内为空地, 南面300m为天助商品混凝土搅拌站, 西面接己建市政道路。东面为天助商品混凝土站唯一的一条进出场临时便道。

2 爆破设计方案

根据工程施工及地形条件, 爆破仅需将岩石松动, 能够满足挖运要求即可。因此爆破方法选择目前具有比较成熟施工经验的露天浅孔台阶松动爆破 (爆破作业指数n≤0.75) , 采用潜孔钻打眼, 岩石炸药爆破, 电雷管引爆, 起爆器起爆的施工方法。炮孔布置采用梅花形布孔, 装药结构采用连续装药结构。选用2#岩石乳化炸药和散装改性铵油炸药, 普通瞬发电雷管, 串联式起爆网路, 100型起爆器。

3 起爆网路准爆性验算

起爆电源电压U, 100型起爆器的电压为900~1800V, 取最小值U=900V。

R总=R起爆线+R连接线+R雷管, 回路总电阻中起爆线在长约100m, 其电阻约10Ω, 镀锌铁连接线其电阻约1Ω, 假设最大30发普通电雷管起爆, 其电阻为30×5=150Ω, 取最大R总=10+1+150=161Ω。

流经每个雷管的电流为I=U/R=900V/161Q=5.6A>2.5A满足规范要求。

4 爆破参数选择

工程爆破高度较大, 土石方从高到低分层开挖, 爆破产生的震动不能对周围建构筑物产生破坏效应;爆破飞石必须控制在安全范围内;对设计的永久边坡, 应确保开挖质量。因此爆破参数设计如下:钻孔直径d根据钻机能力采用38mm和48mm;钻孔长度根据钻具能力选择L=2.5 m和3.0m;超钻深度h:爆破岩石较软, 因此超钻深度取h=0.15m;台阶高度H:大部分施工采用向下垂直打眼, 因此H=L-h;最小抵抗线w= (0.6~0.8) H;孔距a:浅孔台阶爆破一般a= (0.5~1.0) H, 本工程根据爆破台阶高度取a=0.8H;排距根据经验取b=0.8a;堵塞长度L1≥w;单孔装药量计算:根据爆破岩石体积与炸药量成正比原理, 单孔装药量按公式Q=q×a×b×H计算 (q一单位体积耗药量) , 根据现场岩石较软的情况, 查爆破手册并结合以往施工经验, 取q=0.3kg/m3, 同时根据试炮结果调整取值, 以达到最佳爆破效果。

炸药选用2#岩石乳化炸药和散装改性铵油炸药, 过期和变质的雷管、炸药严禁使用。炸药每节药卷直径32mm, 长200mm, 重量200g。3m孔深时采用散装铵油炸药, 确保堵塞长度。使用改性铵油炸药, 若民爆公司配送为每包24kg时, 应采用严格控制单孔装药量和单耗药量。装药时防止泥渣混入铵油炸药影响装药质量。

5 爆破安全距离校核和爆破规模 (一次起爆药量)

5.1 爆破振动安全允许距离

爆破区域最近距离100m为项目部活动板房为主要校核对象。根据GB6722-2003《爆破安全规程》, 爆破振动安全允许距离取为100m。

5.2 爆破规模 (一次起爆药量)

一次最大起爆药量控制在75kg以内。

5.3 个别飞散物安全允许距离及防护措施

根据GB6722-2003《爆破安全规程》, 爆破飞散物安全距离, 城镇浅孔爆破时不小于200m。为确保安全, 本爆破区域安全允许距离内用双层胶皮做覆盖防护, 严格控制药量、不允许飞石发生, 施工中安全警戒距离定为200米。

为了防止飞石, 采用柔性炮被覆盖于炮位上, 覆盖面积不小于2.5m2。要求胶皮炮被厚度不小于1cm, 编制严实, 四面用钢丝扎紧加固, 有较高强度、弹性和韧性, 不易折断, 并有一定的重量, 不易被爆炸气浪抛起。施工现场准备炮被20张。

5.4 爆破冲击波安全距离校核

本工程采用松动爆破, 爆破作用指数n<0.75, 爆破只在岩体内部作用, 故不考虑爆破冲击波的影响。

6 爆破施工方法

6.1 爆破施工流程

布孔一钻孔一验孔一装药、堵塞一起爆一爆破后检查及效果分析一挖装作业。

6.2 布孔、钻孔、验孔

根据地形调整好各钻孔深度, 以保证爆破后的底板平整, 布孔从台阶边缘向后布置。根据布好的孔位编号进行钻孔, 钻孔作业前搞清炮孔的深度、角度等情况, 并认真清除孔边的浮石、松石等杂物。验孔主要检查炮孔深度及孔网参数:复核前排各炮孔的抵抗线;检查孔内含水情况等, 并做好标记及防护, 炮孔内有水的情况, 应在装药前进行排水 (采用高压风吹管吹出) , 并及时装抗水性炸药。

6.3 装药与堵塞

采用人工装药和堵塞。

(1) 装药前准备工作:爆破技术人员根据炮孔验收情况作出施爆设计后, 按要求准备各孔装药的品种和数量。检测电雷管, 如果电阻值过大或不导通时禁止使用, 并按规定进行销毁。清除炮孔附近的浮渣、石块等;检查炮棍的刻度是否准确, 保证装药及堵塞的准确性。

(2) 装药:根据计算的药量估计装药位置, 并用炮棍检测深度, 达到设计起爆药包时停止装药, 用吊绳等将起爆药包轻轻放入, 然后继续装药至设计位置。起爆药包放在总装药长度的1/3处。装药不宜过快, 特别是水孔装药一定要慢, 以保证乳化炸药沉入水底。放置起爆药包时, 雷管脚线要顺直, 轻轻拉紧并紧贴在孔壁一侧, 可避免脚线产生死弯而造成折断, 同时减少炮棍捣坏脚线的机会。根据装入炮孔的炸药量估计装药位置, 当发现装药位置偏差较大时立即停止装药, 并报爆破技术人员进行处理。

(3) 堵塞:将堵塞材料 (钻屑、粘土、粗砂等) 慢慢放入孔内, 用炮棍轻轻压实堵严。当堵塞段有水时, 每填入30~50cm时用炮棍检查是否沉到底部, 防止悬空。堵塞材料不得含有石块和易燃材料。堵塞过程中要防止导线被砸断、砸坏。

6.4 起爆

每次爆破前在爆破区域警戒范围处设置警戒带和爆破安全标示牌。在该地点实施爆破前, 要求在警戒范围距爆破地点200米之内的人员, 车辆及设备应撤到安全地点, 安全员、警戒人员落实到位。

6.5 爆破后检查

放炮完毕用专业电桥对可疑电雷管进行检查, 专人负责对可能产生的残余雷管检查及回收, 点清数量, 统一销毁。出现盲炮时应找出拒爆原因, 采取相应措施处理。

7 爆破施工效果

按照上述施工工艺及参数, 爆破从一开始边取得了良好的效果。对周围的建筑物、构筑物均无任何不良影响 (由于天助商品混凝土站业务量巨大, 混凝土供应任务重, 且周围仅此一条运输便道, 混凝土运输车经常强行闯过爆破警戒区通行, 屡禁不止。即便如此, 也没造成任何不良后果) 。爆破效果见图1和图2。

8 结论

在爆破参数设计合理的情况下, 爆破取得了非常好的技术效果;节约了炸药等爆破材料, 经济效益显著;爆破施工安全, 无质量问题, 社会效益显著。

参考文献

[1]中华人民共和国国家标准.GB50201-2012土方爆破工程施工与验收规范[S].北京:中国建筑工业出版社, 2012.

[2]中华人民共和国行业标准.JTJ076-95公路工程施工安全技术规程[S].北京:人民交通出版社, 1995.

[3]中华人民共和国国家标准.GB6722-2003爆破安全规程[S].北京:中国标准出版社, 2004.

松动爆破技术 篇3

1工作面概况

32011工作面位于井田北部二水平四采区的下部, 开采二1煤层, 地面标高+142.6 m, 工作面标高为-390～-460 m。下部为未开采的3203工作面, 左边是3002工作面采空区, 右边是正在掘进的32011北工作面, 上部是2405采空区。该工作面走向长244 m, 倾斜长146 m, 倾角25～27°, 平均26°, 煤厚0.4～8.1 m, 平均煤厚6.8 m, 煤厚基本均匀稳定, 煤层结构简单, 无夹石层。煤质为黑色致密块状, 金刚光泽, 条带状结构, 煤质为贫瘦煤, 为低硫、中灰分、发热量高的良好工业用煤, 密度1.41 t/m3。

该工作面瓦斯含量高, 涌出量大, 绝对瓦斯涌出量6.7 m3/min, 相对涌瓦斯出量26 m3/t, 按突出危险区管理。回采时影响产量的提高, 因此应采取措施, 加强瓦斯管理, 以防止瓦斯大量涌出导致事故发生。煤尘具有爆炸危险性, 煤尘爆炸指数在10%以上。煤层有自然发火倾向, 自然发火期一般为3～6个月。

2松动爆破孔及效果检验孔的布置

(1) 松动爆破孔的布置。

从工作面上安全口向下5 m开始, 每隔5 m打1个爆破孔, 距顶板1.5 m, 方位垂直于煤壁, 倾角方向为平行工作面顶板回采方向, 孔深13 m, 孔径42 mm。每个深孔松动爆破循环允许回采7.2 m。

(2) 效果检验孔的布置。

从工作面上安全口向下7.5 m开始, 每隔10 m在爆破孔之间布置效检孔, 孔深6.0 m, 孔径42 mm。

3效果检验方法及操作要求

(1) 效果检验方法。

采用“复合指标法”进行突出危险性效果检验。

(2) 操作要求。

①使用Ø42 mm钻杆打效检孔。钻孔在2.0～3.0, 3.0～4.0, 4.0～5.0, 5.0～6.0 m段分别测定钻孔, 每钻进1 m测定该1 m段的全部钻屑量S, 并在暂停钻进后2 min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q, 测定钻孔瓦斯涌出初速度时, 测量气室长度为1.0 m。②松动爆破后, 首先进行第1次效果检验。若q<4.5 L/min且S>6.0 kg/m, 为无突出危险工作面, 效果检验无突出危险, 允许回采3.6 m, 每个深孔松动爆破循环最多允许回采7.2 m, 否则工作面不得回采。若q≥4.5 L/min且S≥6.0 kg/m, 为有突出危险工作面, 当效果检验有突出危险时, 首先在距指标超限孔周围0.8 m处上下左右补打4个排放孔, 以及在工作面指标超限孔上下10 m范围内爆破孔之间再分别补打6个Ø42 mm、深13 m的排放孔, 释放2 h后, 再进行效果检验。若q≥6 L/min时, 工作面停止一切工作, 24 h后, 再预测q, 当q<6 L/min时, 方可采取补充措施进行效果检验。③效检时, 如有软分层, 钻孔应尽可能布置在软分层中。④效果检验必须在松动爆破结束2 h后进行。效果检验时, 跟班队长、瓦检员、安检员、预测员和机电工必须在场, 严格执行防突措施效果检验“五同时”制度。⑤工作面回采时, 以第1组装药距煤墙的最短距离在保留5 m以上超前距情况下允许回采, 同时工作面保留2 m的效果检验超前距。

4松动爆破的装药、连线、封孔要求

(1) 爆破孔的装药。

①每孔装2组药, 每组装药1 800 g, 共装炸药3 600 g, 每组采用PVC材料包裹捆成1个长药卷, 药卷之间要紧密接触, 每组药卷外装0.5 m长的水炮泥, 其中装药段为4.6 m, 4个毫秒电雷管封孔段为8.4 m 。向孔内装药过程中, 应将药料缓慢送入孔内, 注意保护雷管脚线, 严禁出现雷管脚线损伤及折断现象, 所有雷管脚线分为2种颜色, 全部拉出孔口。②将炸药装入与药卷总长度相同的PVC管内, 炸药每1 800 g为1组, 放入PVC管内。③装药采用正向装药, 2组引药按串联方式连接, 管口处锯口将炮线引出, 确保药卷在管内固定并紧密接触。④将水炮泥装入0.6 m长的PVC管内形成水炮泥管, 水炮泥长度不小于0.5 m, 两端用黄泥堵口。⑤为了缩短装药时间, 采一队在松动爆破前将沙子装入PVC管内, 每2 m 1个, 蹾实后两端用黄泥堵口备用, 沙管的数量应根据工作面爆破孔数量备足、备齐。

(2) 连线。

每个爆破孔内装2组长药卷, 每组药卷装配2个并联同段号的矿用毫秒电雷管, 组间和孔间采用串联方式连接。

(3) 封孔。

炮孔底部装药, 接着装水炮泥, 外口4.4 m段封黄泥, 中间剩余部分用沙管装满。

(4) 爆破方式。

工作面全断面一次起爆。

松动爆破装药、封孔如图1所示。①1和2、3和4号雷管分别并联, 组与组、孔与孔之间再串联;②炮眼底部装药, 接着装水炮泥, 第2组外中间部分装沙, 外段4.4 m段装黄泥;③装药时, 第1组、第2组为正向装药。

5注意事项

(1) 松动爆破时, 严格按要求进行施工, 施工单位抽调专人实施工作面松动爆破, 跟班队长现场指挥, 安检员、瓦检员现场监督检查。

(2) 跟班队长配合放炮员重点逐孔检查有无拒爆孔, 并做好记录, 在拒爆孔处做好标记, 对拒爆孔要进行导通测试, 通过测试仍不能确定是否起爆的, 重新连接起爆, 重新起爆工作仍要严格执行“一炮三检”及“三人连锁”放炮制度。

(3) 松动爆破后, 对于拒爆的炮眼采取以下措施:①在拒爆孔的适当位置挂上醒目的标识牌, 该孔周围3 m范围内, 不允许施工任何钻孔。②施工单位在拒爆孔位置设置处理拒爆孔牌板, 把装药位置以示意图的方式显示在牌板上, 并用数字标注。③割煤过程中, 顺着该孔的炮泥寻找终孔位置。④在装药管位置停止割煤, 在拒爆孔300～500 mm的范围内, 平行于拒爆孔打3个Ø42 mm、深7 m的钻孔, 利用Ø40 mm的PVC管装2组药, 每组装药量为1 800 g, 共装炸药3 600 g, 采用反向装药, 引药单孔内并联, 3个孔之间串联, 一次起爆。放炮时严格执行“一炮三检”及“三人连锁”放炮制度, 封泥长度不得小于2 m。

6效果分析

(1) 施工方法简单, 操作方便。扭转了瓦斯制约工作面生产的被动局面。工作面未进行松动爆破前, 每圆班只能割一刀煤0.6 m;实行松动爆破后, 提高到每圆班能割三刀煤1.8 m, 解放了工作面的生产能力。

(2) 提高了工作面的安全系数, 达到了防突目的。

7结语

松动爆破技术 篇4

同煤集团白洞煤业公司石炭系5#煤8108综放工作面煤层倾角3°~5°, 平均厚13.80 m;普氏系数1.5~2.0。煤层中含夹矸3~6层, 夹矸厚度一般在0.07~0.52 m, 岩性以高岭岩为主, 其次为粉砂岩和炭质泥岩。采用倾斜长壁综合机械化低位放顶煤法开采, 全部垮落法管理顶板;采高为4.0 m, 两采一放;放顶煤厚度为6.48~11.44 m, 平均9.80 m;采放比为1∶ (1.50~2.86) , 平均为1∶2.45。工作面长度173 m, 顶煤较硬且含夹矸时, 将严重影响其冒放性[1]。因此, 为了降低顶煤块度, 提高其冒放性, 有必要对顶煤进行深孔松动爆破。

1 深孔松动爆破机理

深孔松动爆破是在孔深大于5 m的炮眼内装填适量炸药, 使被爆破煤岩体达到预期的破碎状态。由钻孔爆破理论及工程实践可知, 炸药在钻孔中爆炸产生的高温高压气体作用在孔壁, 爆源附近煤岩体受到剪、压应力, 各质点位移不一致, 从而在钻孔附近形成压碎圈、裂隙圈和震动圈。裂隙圈是深孔松动爆破的主要控制和作用区域。在采动影响下, 已初步形成微弱裂隙的煤体, 在炸药爆炸瞬间, 爆炸冲击波生成的环向和径向裂隙与原煤体的剪切裂隙相交, 使得裂隙圈煤岩达到破碎效果[2]。爆破使煤体在放顶煤之前破裂和松动, 待前移支架后, 顶煤在上覆岩层压力作用下以中、小块垮落, 这样既提高了顶煤的放出率, 同时也使采出的煤块度较为均匀。

2 深孔松动爆破试验参数设计

2.1 炮孔间距

裂隙圈是深孔松动爆破主要的控制和作用区域, 当炮孔间距a接近于2倍的裂隙圈半径时, 就形成松动爆破。其半径Rp可按爆炸应力波作用理论来确定[3]。

式中:μd为煤岩体动态泊松比, μd=0.8μj, μj为煤岩体静态泊松比;P为应力波初始径向应力峰值, MPa;St为煤岩体动态抗拉强度, MPa;α为应力波衰减指数, α= (2-μd) / (1-μd) ;rb为炮眼半径, mm;rc为药卷半径, mm;n为作用在孔壁的压力增大倍数, n=8~11;ρ0为装药密度, kg/m3;D为炸药爆速, m/s。根据现场测试结果确定:rb=21 mm、μj=0.3、St=5.3 MPa、ρ0=1 100 kg/m3、D=3 600 m/s和rc=16 mm, 选取n=10将这些数据代入式 (1) 和式 (2) 得Rp=1 965 mm。

2.2 炮孔排距

炮孔排距b的经验计算公式为[5]

其中:σc为煤岩体动态抗压强度, MPa;km为顶煤破碎修正因子, km≤1.0, 这里取0.75;q (x) 为工作面前方支承压力分布函数, q (x) =kγH;k为应力集中系数;r为上覆煤岩平均容重, k N/m3;H为煤层埋深, m。将σc=30 MPa、k=2、r=214 k N/m3、Rp=343~1 965 mm代入式 (4) 得b≤515~3148 mm。所以, 确定炮孔排距b=2Rp=3 100 mm是合理的。

2.3 炮眼填塞长度

炮眼填塞长度L1可由临界抵抗线的大小决定。临界抵抗线是装药的内部作用与外部作用的最小抵抗线的分界值。当最小抵抗线大于该值时, 仅产生内部作用, 否则将产生外部作用。临界抵抗线决定了顶煤松动预裂爆破装药距支架顶梁面的最小距离, 炮眼填塞长度要大于其临界抵抗线Wc[6]。

按爆炸应力波理论确定Wc。

其中:R为反射系数, 一般取0.7。将有关数据代入式 (5) 得Wc=1 002 mm。

2.4 炮孔的布置

炮孔的布置方式对爆破的预裂效果也有影响。使炮孔按深、浅孔相互交错的三角形方式布置, 后排炮孔爆破可形成近似等值抵抗线, 这样能使煤体的裂隙得到充分发育, 也加强了炮孔周围其他方向煤体的破坏作用, 使爆破能量利用率最大。如图1所示, 沿工作面走向布置2排炮孔, 且每排炮孔呈锯齿状, 一深一浅, 相邻炮孔错开距离取0.2 m。靠采空区侧炮孔 (后排) 距采空区距离等于裂隙圈半径最大值1 965 mm, 间排距均为3 100 mm。从5号支架开始间隔2架打眼, 即5号和6号支架中间, 7号和8号支架中间, 直到115号支架, 每排共56个孔。

2.5 炮孔直径、倾角及长度

炮孔长度与顶煤厚度、炮孔倾角和爆破作用半径有关, 据此确定炮孔长度为8~9 m, 顶煤硬时取上限, 顶煤软时取下限, 炮孔直径为42 mm。

2.6 炮孔装药量及装药结构

选用二级煤矿许用的乳化炸药, 其单个炮孔装药量Q为[7]

式中:e为炸药爆力系数, 一般取1.0~1.3;q为标准条件下爆破单位体积所需炸药量, 一般取0.125~0.250, kg/m3;g为炮孔堵塞系数, 一般取1.2;L为炮孔长度, m;nc为炮孔深度对炸药消耗量的影响系数, 一般取1.3。将有关数据代入式 (7) 计算得单个炮孔装药量Q=0.95~2.78 kg;确定Q=1.80~2.55 kg, 炮孔长8 m时取下限, 炮孔长9 m时取上限。采用正向集中轴向不耦合装药, 各药卷必须彼此密接, 药卷直径32mm, 炮孔直径42 mm。

3 结语

1) 综放工作面顶煤深孔松动爆破的现场试验表明, 预裂顶煤效果十分明显, 提高了顶煤的冒放性, 其顶煤的放出率提高了5%。

2) 深孔松动爆破技术生产工艺简单, 生产效率高, 是一项提高综放工作面顶煤放出率的可靠技术措施。

摘要：为了提高厚煤层中的综放工作面顶煤放出率, 应用深孔松动爆破理论, 设计了同煤白洞煤业公司石炭系5#8108综放工作面顶煤预裂和松动的深孔爆破参数, 并进行了现场试验。试验结果表明, 由于深孔松动爆破技术能使顶煤煤体在放顶煤之前破裂和松动, 使得顶煤在放出过程中能以中、小块垮落, 顶煤的放出率提高了5%。

关键词：综放工作面,深孔松动爆破,预裂,顶煤冒放性,放出率

参考文献

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松动爆破处理综掘巷道硬岩研究 篇5

近些年,煤矿机械化作业程度有了很大的发展,综掘机越来越多的应用到岩巷掘进施工中,但综掘机切割过程中遇到硬岩,存在掘进效率低、截齿消耗大、切割粉尘大等问题[1,2]。松动爆破是一种能充分利用爆破能量,使爆破对象称为裂隙发育体,不产生抛掷的爆破技术。因此本文利用其裂隙扩展机理及裂隙扩展影响的因素来制定合理的爆破参数,对该工程实际遇到的问题进行现场试验研究,以期达到高效生产目的,为此类工程提供一定借鉴。

1裂隙扩展机理与影响因素分析

理论研究中关于爆破裂隙产生的主要有三种:应力波叠加理论、爆炸气体高压静力作用理论和应力波与爆生气体综合作用理论。一般认为应力波和爆生气体是裂缝的成因,因为两相邻的炮孔在实际起爆中存在时差导致应力波先在各自的孔壁间产生初始裂缝,然后裂缝在爆炸气体静压力作用下扩展[3]。

1.1 初始裂缝形成

从对岩石的松动爆破作用来看,炸药爆炸产生的爆生裂缝主要由爆炸应力波和爆生气体共同作用的结果,炮孔周围首先形成扩大的空腔,然后依次向外产生压碎区、裂隙区和震动区。在裂缝形成的过程中,在炮孔应力波未叠加之前,每个炮孔仅在各自孔壁上产生不定向的裂缝,当炮孔之间的爆炸应力波叠加后,加上临近炮孔的导向作用,在炮孔连线方向产生了应力集中,当应力集中处的拉应力大于岩体动态抗拉强度时,形成了初始裂缝。

根据损伤断裂理论,岩石爆破起裂判断依据:当undefined时,岩石开始形成初始裂缝,式中,K*1为岩石有效应力强度因子;m为应力强度集合修正因子,r为炮孔半径;α0为初始裂缝长度;P0为炮孔初始压力;K1D为动载平面应变断裂韧度。

1.2 裂隙扩展

在先前产生初始裂缝的基础上,由于爆生气体的楔入,初始裂缝尖端形成应力集中,裂缝将不断扩展。当裂隙扩展的长度远大于炮孔半径时,工程计算上,常取初始裂缝长度a=3rb,则:

undefined

式中,L(t)为裂缝扩展长度;D为炸药爆轰速度;σ∞垂直裂缝面远场应力;当K*1>Ka时,裂缝能稳定传播,其中Ka为岩石止裂韧度,爆破理论中,裂隙区的扩展半径对松动爆破参数设计有着重要意义,裂隙区半径Rp的计算公式如下:

undefined (1)

式中,ST为岩体抗拉强度,MPa;b为切向应力和径向应力的比例系数;undefined;v为泊松比;α为应力波衰减指数;α=2-v/(1-v);rb为炮眼半径,mm;P2为应力波初始径向应力峰值,P2=1/8ρ0D2(rc/rb)6n,MPa;D为炸药爆速;rc为药卷半径。

1.3 裂隙扩展影响因素

根据大量的工程实践经验,可以从以下几个方面来分析裂隙扩展影响的因素:①岩石物理力学性能。在巷道掘进过程中遇到的各类岩石如砂岩、花岗岩等,其强度特性、结构面特性及阻抗特性不同,这是影响裂缝扩展的主要因素。若岩石较硬,岩石的孔隙率也就较低,对松动爆破裂隙扩展的要求就较高;②炸药、装药结构和炮孔间距对岩石松动爆破成缝影响加大。炮孔间距与炮孔直径、炸药波阻抗以及炸药重量强度换算系数有关[4]。合理的包孔间距在实际掘进施工中,既能降低工人的劳动率,又能提高炮孔利用率。有人认为相邻炮孔贯穿裂缝的产生和发展,不仅与炮孔间距有关,还与爆轰气体产生的准静压力有关。准静压力的大小与不耦合系数和炸药量有关。正是采用了这种不耦合装药结构才使得炸药在松动爆破取得了成功。因为各工程实际中遇到的岩石特性不同,所以不同类型的炸药有其所使用的范围和合适的装药量。采用不同类型的炸药,那么就须重新调整装药量和炮孔间距;③钻孔的孔径也是影响裂缝长度的一部分。理论实验得出围岩径向裂缝首先在3倍炮孔半径范围外某区域产生,然后沿着径向和炮孔中心连线方向发展。因为当裂缝长度远大于炮孔半径时,炮孔本身作为初始裂缝的一部分;④岩体初始应力。由于岩体初始应力的存在,使得爆炸应力波在炮孔周围削弱,产生环向拉应力集中。若相邻炮孔连线间的初始应力较大,那么会使孔壁很难形成具有导向作用的初始径向裂缝。根据软件模拟得出随着初始应力的增加,爆后裂缝扩展半径将减小,这要求要减小炮孔间距。

2现场试验

2.1 工程概况

现场试验选择在淮北某煤矿底板抽放巷进行,该巷道设计掘进宽5.0 m,掘进高4.2 m,掘进断面面积18.3 m2。全岩综掘成套设备作业线,EBZ260A型岩巷综掘机。施工层位岩性以浅灰色细砂岩为主,其中含深灰色粉砂岩条带、较坚硬,经测试,结果坚固性系数f=12.5。纯掘进时巷道平均每班进尺在0.8～1.0 m左右,且截齿消耗量大,通常一个掘进班截齿消耗8～15个(最严重时一个小班截齿更换达20个),施工成本增大。切割后的壁面较为光滑、截齿切割痕迹明显。同时切割过程中巷道粉尘很大,对工人身体健康造成威胁。

2.2 爆破参数设计

基于对上述裂隙扩展影响因素的讨论,在爆破参数中进行了优化设计。结合现场施工设备性能、爆破效率及便于施工,保证沿巷道走向的松动范围,有效控制爆破后岩石的抛掷作用,设计炮眼深度为3.0 m,炮孔直径Φ32 mm,所有炮孔均垂直于工作面。根据炮孔直径,现场采用满足该工作面安全等级的水胶炸药(三级煤矿许用水胶炸药),药卷直径Φ27 mm,不耦合系数为1.2。

根据松动爆破裂隙圈计算公式,当最小抵抗线ω≤Rp时,则会形成贯穿裂隙[5],近似地取ω=Rp。将各参数带入式(1)中,计算得,Rp=0.673 m,因此设计炮眼间距a=700 mm,由于岩石较坚硬,将排距设计为b=500～600 mm。

爆破过程中,保证较好的爆破效果和较小的爆破危害与单孔装药量有着重要的关系,单孔装药量与炮眼深度、炮眼堵塞情况、炸药类型等因素有关。根据单孔装药量的计算公式如下:

undefined (2)

式中,Q为每孔炮眼实际装药量,kg;e为换算系数,取1.0～1.3;q为标准条件下爆破每单位体积所需炸药量,取0.33 kg/m3;g为炮眼堵塞系数;L为炮眼深度,m;nc为炮眼深度对炸药消耗量的影响系数。将e=1.0,q=0.33;g=1.2;L=3.0,ω=0.8;nc=1.3带(2)式得每孔装药量Q=0.602 kg,当综掘巷道采用深孔松动爆破时,根据眼深及岩石坚硬程度调整每孔装药量为4卷,炮泥封堵长度不得小于600 mm。

采用1～5段毫秒延期电雷管起爆,相邻炮孔采用不同段别雷管起爆,这样不仅能提高爆破能量利用率,而且也能大大降低爆破空气冲击波等爆破有害效应。

2.3 爆破效果

爆破后,除造成岩石内部的微观损伤外,还造成了岩石中的爆破裂隙。实地量测,在炮孔上部封堵炮泥部分岩石仍较为坚硬,自1.0 m后开始出现爆破裂隙,掘进2.0 m时炮孔周围爆破产生裂纹的实测长度在300～400 mm。

由于钻孔附近的破碎带和裂隙带的影响,破坏了岩体的整体性,使炮孔周围的岩体有原来的三向受力状态变为双向受力状态靠近工作面时又变为了单向受力状态[6]。从而使岩体的抗压强度大大的降低,起到了松动爆破的作用,并为综掘机的顺利切割提供了条件,根据统计结果,每爆破循环在掘进1.0 m以内,岩石破裂程度较差,综掘机切割速度变化不大,提高量在10%左右,但超过1.0～1.5 m,特别是在炮孔装药段,岩体破裂,切割速度提高15～40%左右。全断面硬岩时,平均每班可多进尺0.3～0.6 m,达1.3～1.6 m。与试验前相比,截齿消耗明显降低,整个试验段每掘进班平均截齿消耗由试验前12个减少到6个左右,消耗降低了20～50%。这为接下来的施工创造了提高施工进度、降低成本的前提。

3结论

(1)由于地下岩石情况复杂,深孔爆破参数的选择有时需要根据具体效果进行修正,试验中,由于岩石坚固系数较高及初始应力的影响,试验中炮孔排距降低到500～600 mm,这样可以增加裂隙扩展的长度并提高爆破效果。

(2)现场施工中,炮泥封堵的质量是爆破效果的关键,炮泥封堵质量差,容易造成冲孔,直接影响爆破效果,应严格控制炮泥封堵长度以及封堵质量。

(3)综掘遇硬岩掘进过程中,根据深孔松动爆破的裂隙扩展原理及裂隙计算公式、爆破效果后一些参数的修正,可以大大的提高巷道的掘进速度、降低截齿的消耗和减少粉尘对工人健康伤害,在类似的工程问题中有较大的借鉴意义。

摘要：针对综掘巷道遇硬岩时,切割速度慢、成本增加的现状,本文在松动爆破机理分析的基础上,提出了先行深孔松动爆破、再采用综掘机切割的施工方案,通过现场的试验取得了很好的效果,证明了方案的可行性,为类似工程提供了借鉴。

关键词：硬岩巷道,综掘,松动爆破

参考文献

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[5]赵伏军.松动爆破在煤矿开采中的应用[J].爆破,2002,19(1):40-42.

高应力条件深孔松动爆破参数的探讨 篇6

合理的爆破参数是取得较好效果的关键, 较好的深孔爆破效果既能有效弱化坚硬顶板, 产生一定裂隙, 使顶板在超前支承压力的影响下, 随着工作面的回采进行, 在采空区后方一定距离有规律的冒落, 而又不能使顶板太破碎, 影响工作面的正常回采[1]。根据现有工作条件, 对超前深孔爆破工艺进行深入研究, 确定合理的钻孔、探孔、装药、封孔方式等, 使爆破工艺简单可行, 便于推广应用。

1 高应力条件深孔松动爆破参数

1.1 高应力条件下的压碎圈和裂隙圈计算

在掘进爆破中, 认为应当充分考虑岩石中的σz的影响, 并不能认为是0, 将岩石爆破中压碎圈和裂隙圈范围的确定问题简化为平面应变问题较好一些。戴俊在《柱状装药爆破的岩石压碎圈与裂隙圈计算》中没有考虑初始应力的影响[2], 在此基础上, 本文对此做了进一步的探讨, 并通过与现场实验的比较, 以期求得深部岩石爆破中压碎圈和破裂圈半径的正确计算。

在耦合装药条件下, 岩石中的柱状药包爆炸后, 向岩石施加冲击荷载, 按声学近似原理[3], 有

式中, P为透射入岩石中的冲击波初始压力;P0为炸药的爆轰压;ρ、ρ0为岩石和炸药的密度;Cp分别为岩石中的声速和D炸药爆速。

1.2 高应力条件下深孔松动爆破参数设计

1) 炮孔直径。炮孔直径大小直接影响钻孔效率、全断面炮孔数目、炸药单耗、爆破岩石块度。炮孔直径增大可以减少全断面的炮孔数目, 药包能量相对集中, 爆轰稳定性相应提高。在炮孔直径选择时应结合矿井现场情况, 综合考虑断面大小、炸药性能、钻孔速度等因素。使用接杆凿岩时经常使用的直径为50~60 mm, 使用潜孔钻机钻孔时常用73~120 mm。

2) 炮孔深度。炮孔深度是井下采掘中比较重要的爆破参数, 能影响到爆破放顶效果。合理的炮孔深度选择应以煤层砂岩顶板厚度、砂岩顶板岩性、煤层倾角等煤层赋存条件因素综合确定。

3) 最小抵抗线。最小抵抗线W是指装药中心到自由面的垂直距离。在高应力条件下深孔松动爆破最小抵抗线可以根据裂隙圈的长度确定。

2 高应力条件深孔松动爆破参数数值计算

2.1 数值计算模型

在数值计算模型中, 钻孔直径取为75 mm, 计算范围取钻孔直径的60倍左右, 即4.5 m。划分网格时岩体采用三角形平面应变单元, 炸药采用四节点平面应变单元, 无限边界采用四节点平面应变无限单元, 最终网格及炮孔周围局部放大图如图1所示。

2.2 单孔爆破数值计算结果及分析

图2~3分别为不同应力条件下, 不同时刻岩体爆破破坏云图。从图中可以看出, 初始应力对破碎范围和破碎形态均有较大影响。

2.3 初始地应力对裂隙扩展的影响

图4~5分别是初始地应力为0和26.5 MPa时的压力云图。裂隙区半径随初始地应力的大小变化曲线如图6所示。从图中可以看出, 当水平地应力与垂直地应力相等, 即k=1时, 裂纹在粉碎区外以装药中心为圆心呈放射状分布, 裂纹长度大小基本相等, 主裂纹不明显[4]。随着初始地应力的增大, 裂隙区半径减小, 当初始地应力为26.5MPa时, 裂隙区半径从初始地应力为0时的74.72 cm减小至47.47 cm, 减小36.5%, 但裂纹分布规律与图7不同时刻岩体破坏云图 (考虑初始应力) 基本相同。

根据数值计算结果, 得出如下结论:

1) 随着初始地应力的增大, 裂隙区半径减小, 岩石相对难爆, 因此, 在深部岩体爆破设计时, 宜适当减小炮孔间距。

2) 数值计算结果表明较小初始应力方向上的裂纹长度相对较短, 因此, 爆破设计时宜在该方向上相对减小炮孔间距。

2.4 双孔爆破数值计算结果及分析

2.4.1 不考虑初始应力影响

图7为不考虑初始应力影响时不同时刻岩体破坏云图。两炮孔间距为2 m, 从图中可以看出, 由于两个炮孔爆破后应力波的叠加效应, 两个炮孔可以完全贯通。

2.4.2 考虑初始应力影响

图8为考虑初始应力条件下间隔2.0 m的两个炮孔爆破后不同时刻岩体破坏云图。从图中可以看出, 在12.5MPa初始条件下, 虽然在两个炮孔的中间位置一定范围内也产生了裂隙, 但是, 两个炮孔并没有完全贯通, 说明初始地应力削弱了两个炮孔的作用范围。

3 结论

本项目针对恒源煤电股份有限公司祁东煤矿3 245工作面顶板难以自然垮落, 煤层开采后在采空区形成大面积悬顶, 根据祁东矿3 245工作面现有工作条件和地质条件, 确定了超前深孔预裂爆破方案及合理参数, 采取超前深孔爆破预裂方法处理坚硬顶板, 取得了较好的社会经济效益, 具有广阔的推广应用前景。

参考文献

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[3]王文龙.钻眼爆破[M].北京:煤炭工业出版社, 1984:242-245.

松动爆破技术 篇7

随着我国经济快速发展的需要, 煤炭的需求已越来越明显, 矿井建设的规模也越来越大, 矿井也越来越深, 巷道断面越来越多。由于松动爆破的起药量的增加, 多次爆破造成围岩巷道的应力重分布, 围岩中裂缝进一步发展和延伸, 使得围岩的松动圈相应加大, 这就会造成巷道的变形难于控制, 导致巷道不稳定。在深层开采中, 煤系地层中相当一部分已是软岩, 增加稳定性控制的难度。在巷道中实施松动爆破中, 依据实用药量的多少, 需对巷道松动半径进行检测和分析, 确保安全爆破, 安全开采。

1 工程概况

1.1 煤矿及巷道概况

某煤矿位于颍上县内, 年产能800万t。对其某巷道进行现场资料采集可知, 巷道断面为半圆拱形, 巷道净宽5.20 m, 净高4.35 m, 掘进高度为4.50 m, 掘进宽度为5.60 m, 断面为22.23 m2。巷道支护采用“锚杆+全封闭U型钢棚+喷射混凝土+钢锚网”复合支护的方式。巷道围岩岩性以泥岩和砂质泥岩为主, 岩层厚为5.85 m, 岩性为软岩, f值为3~4。围岩性质采集如表1所示。

1.2 施工方案与爆破参数

炸药实用二级煤矿用水胶炸药, 2~3段毫秒电雷管;爆破施工采用碶型掏槽法, 槽眼深度为2.5 m, 炮眼深度为2.2 m, 槽眼直径为45 mm, 配以直径35mm×200mm×250g的药卷;其他的辅助眼、周边眼及底眼全部采用直径34mm的炮眼, 配以直径28mm×440mm×300g的药卷。全断面一次爆破单段最大起爆药量为15 kg左右, 不得大于18kg, 循环炮眼总数为80个, 掘进循环进尺为2 m。

2 爆破施工中实际控制

2.1 控制测量的方案

为了对爆破过程的爆炸所产生的影响进行有效控制, 采用全自动声波测试仪对影响深度进行观测。测试采用水耦合, 测试控制孔径为40 mm, 在巷道两帮一侧布置控制孔。孔深为2.5 m, 在钻孔时各孔间距不宜过大, 否则采集数据不够形象直观。孔距控制在2~3 m, 钻孔时确保孔尽量垂直于帮部, 有序的布置3个测点。

2.2 数据采集以及测试结果分析

各测试孔在施工结束后进行第一次测量, 循环爆破进行第二次和第三次测量, 共进行三次测量。通过对得到的数据进行不同孔深度和时间的采集可得到该测点处的围岩受爆破影响的松动半径范围。各次数据采集如图1所示。

3 数据分析

由图中数据分析得出, 第一次采集时1号和2号测点范围相当, 松动半径在1.5 m左右, 3号测点松动半径稍大, 在1.63 m左右。采集结束后对数据分析得知, 3号测点最大松动半径1.74 m。由于之前掘进幅度为2 m, 此时3号测点距施工工作面18 m。忽略围岩应力重分布的影响, 可以得知, 围岩松动半径范围的增大是由爆破动压影响所致。在不考虑围岩自身裂缝扩展的因素影响下, 巷道初始围岩松动范围在1.5~1.6 m, 由于之后连续多次循环爆破, 松动半径增加了0.15 m左右。通过对相邻两次量测的数据进行对比, 前后松动半径并无大幅的变化, 前后基本稳定在某一数值, 说明随着测点距离爆炸点的增大, 爆破动载对围岩松动范围的影响逐渐减弱。当达到一定距离后, 爆破动载的影响可以忽略不计。通过对采集数据的分析对比, 连续对相邻采集数据分析, 得出在达到30 m距离后, 松动半径的增加已趋近于0。因此可以认定30 m就是影响的临界距离。

通过实际测量得知, 在循环爆破动载作用下, 围岩不稳定系数增大, 需对支护进行加强。可以适当增加锚杆的长度, 也可以通过增加支护钢棚的密度来加强支护, 保证围岩的稳定。

4 总结

(1) 通过对围岩松动半径范围的测量, 受爆破动载的影响, 围岩松动范围增加了200 mm, 占有总松动半径的一定比率, 所以应当考虑和控制动载对松动范围扩大的影响, 在有效的临界值范围内进行检测和分析控制。

(2) 在实际永久支护中必须考虑到爆破动载的影响, 加大支护强度, 保证巷道稳定。在实际掘进施工中要控制爆破动载对围岩的危害影响, 尽量减少一次炸药使用量, 实施多眼爆破, 在确保安全的前提下全断面分次爆破, 从源头上消除减小爆破动载对围岩松动半径的影响。

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