李達昌 楊雙鎖 孫龍華 蘇 鑫
(太原理工大學礦業(yè)工程學院,山西 太原 030024)
深部巖巷穿越“煤-石灰?guī)r”巖層鉆爆技術(shù)研究
李達昌 楊雙鎖 孫龍華 蘇 鑫
(太原理工大學礦業(yè)工程學院,山西 太原 030024)
結(jié)合陽煤五礦皮帶運輸巷的實際情況,針對遇到的“煤-石灰?guī)r”組合斷面巷道,提出新的爆破方案。通過對掏槽形式的數(shù)值模擬,分析其爆炸能量的傳遞,提出了雙楔形掏槽;以光面爆破為基礎(chǔ),對巷道不同層位的周邊眼及輔助眼進行優(yōu)化;現(xiàn)場觀測方面,采用了爆破振動測試技術(shù)和現(xiàn)場直觀測量。最終確定了“雙楔形掏槽+合理調(diào)整周邊眼及輔助眼”的爆破方案,炮眼利用率可達90%左右,有效地提高了進尺,保證了巖巷高速高效掘進。
組合巖層 數(shù)值模擬 雙楔形掏槽 光面爆破
鉆爆工作是掘進巷道過程中至關(guān)重要的工序,爆破質(zhì)量的好壞對巖巷高速高效掘進有著重要影響。隨著淺部煤炭資源的枯竭,深部開采已成為發(fā)展趨勢,與淺部開采相比,巷道掘進炮眼利用率低,爆破震動影響大,超欠挖現(xiàn)象明顯,巷道成型不規(guī)整等[1]。造成這些現(xiàn)象的原因有以下幾方面:首先,深埋巷道圍巖處于較高的壓應力狀態(tài),爆破夾制力大,難以得到滿意的掏槽效果;其次,在提高巖巷掘進爆破效率方面仍以優(yōu)化爆破參數(shù)為主,從爆炸能量合理利用角度考慮破巖的研究較少[2-6];最后,制定爆破方案往往只考慮單一巖層,忽略了巷道穿越不同巖層組合時爆破參數(shù)的優(yōu)化。
1.1 掏槽爆破機理
掏槽的作用是將工作面部分巖體進行破碎形成一個新的自由面,為后續(xù)爆破創(chuàng)造有利條件,改善爆破效果[7-8]。掏槽爆破形成過程:裝藥起爆形成應力波并相互作用使巖石破裂,而后爆轟氣體產(chǎn)物滲入到新的巖石裂紋中,造成裂縫進一步的擴張和延伸,使巖石充分破碎形成破碎區(qū),最終在爆轟氣體的繼續(xù)推動下將巖石碎塊和爆轟氣體的偽流體朝徑向方向拋擲,形成槽腔。
1.2 光面爆破原理
光面爆破就是通過控制爆破的作用范圍和方向,減少爆破對保留巖體的破壞,進而形成平整斷面的一種爆破方式。其機理是:周邊眼同時起爆,各炮眼的沖擊波向其四周作徑向傳播,相鄰炮眼的沖擊相遇,則產(chǎn)生應力波的疊加,并產(chǎn)生切向拉力,拉力的最大值發(fā)生在相鄰炮眼中心連線的中點。當巖體的極限抗拉強度小于此拉力時,巖體便被拉裂,在炮眼中心連線上形成裂縫,隨后,爆炸氣體膨脹造成裂縫進一步擴展,形成平整的爆裂面[9]。
實現(xiàn)光面爆破最主要的是控制周邊眼的位置及裝藥量。周邊眼位置的確定包括周邊眼合理間距和光面爆破層厚度。對于周邊眼的合理間距一般采用400~500 mm,光面爆破層厚度即最小抵抗線的大小,一般為炮孔直徑的10~20倍。巖質(zhì)軟弱、裂隙發(fā)育者,眼距應小而抵抗線應大;堅硬、穩(wěn)定的巖石上,眼距應大而抵抗線應小。大量實踐證明,光面爆破層厚度b和周邊眼距離a存在以下K系數(shù)關(guān)系:
(1)
2.1 工程背景
陽煤五礦+211 m水平皮帶運輸大巷,全長1 025 m,埋深830 m左右,屬于深埋礦井。巷道沿15#煤底板掘進,屬于穿層巷道,依次穿過砂巖、砂質(zhì)泥巖、石灰?guī)r、煤。其中有將近200 m為“煤-石灰?guī)r”組合斷面巷道,斷面采用直墻半拱,尺寸寬為5.4 m,高為4.1 m,斷面面積為30.45 m2。原爆破方案采用“直線+楔形”混合掏槽,周邊眼的間距均為400 mm,輔助眼間距500 mm。YT28型氣腿式鑿巖機打眼,爆破采用煤礦許用III級乳化炸藥,規(guī)格為φ35 mm×200 mm×200 g。起爆方式為電雷管毫秒微差起爆。
2.2 原方案存在的問題及分析
通過分析皮帶運輸大巷現(xiàn)場實際爆破效果,認為主要存在以下幾個問題。
(1)超欠挖現(xiàn)象明顯,斷面成型不好。由于皮帶運輸巷周邊眼裝藥量偏大,造成巷道輪廓線以外的圍巖強度遭到破壞,破碎區(qū)增大,巷道穩(wěn)定性降低,也增加了支護工作量和材料消耗。
(2)碎石拋擲距離遠,砸壞器械現(xiàn)象時有發(fā)生。一方面,是由于封孔質(zhì)量差,未能保證炸藥充分反應,使爆轟氣體過早地從炮孔逸出,造成飛石拋擲、爆塊不均勻。另一方面,陽煤五礦皮帶運輸巷爆破參數(shù)不合理,造成眼裝藥系數(shù)過大,使爆生氣體產(chǎn)生更大的能量,對碎石作功也隨之增加,最終造成飛石距離加大。
(3)炮眼利用率低,單位炸藥消耗量高。主要是因為皮帶運輸巷始終采用原有單一的掏槽方式,不考慮復合斷面的影響,造成爆炸槽腔過小,巖石夾制力變大,使得炸藥大部分能量用于克服夾制力做功,從而造成掏槽失敗,一定程度上制約了鉆爆效果。
3.1 雙楔形掏槽形式的提出
陽煤五礦的“煤-石灰?guī)r”組合巷道具有深埋大、斷面大、掏槽部分為堅硬石灰?guī)r等特點,這就造成巷道周圍處于高壓應力狀態(tài),夾制作用強,槽腔難以形成。為此提出用雙楔形掏槽代替原方案的“直線+楔形”混合掏槽,并對這種雙楔形掏槽進行數(shù)值模擬,分析能量傳遞過程中應力對周圍巖體的影響。模擬只對掏槽部分進行,選取14 m×4 m×12 m的巖體,炮孔直徑38 mm,一階楔形掏槽8個,二階掏槽10個,炮孔模型如圖1所示。
圖1 爆破模型Fig.1 The model figure of blasting
為了簡化計算,根據(jù)對稱性取模型的一半作為研究對象。從圖2~圖3中可以看出,炮孔爆炸后,形成的應力波對周圍巖體的壓力值不斷增加,且在很短的時間內(nèi)達到極高值,圖2上顯示60 μs左右應力值最大,隨后經(jīng)過幾次波動逐漸降低。在爆炸起初階段形成的爆轟波與高溫高壓氣體擠壓炮孔周圍巖體,當壓力值高于巖石動態(tài)抗壓強度時,巖石被壓碎形成粉碎區(qū),粉碎區(qū)的范圍大致在1.5~2.5倍的炮孔直徑。在破碎區(qū)形成后,壓力波向遠處輻射造成了裂紋進一步沿炮孔徑向擴張。如圖3,爆炸在900 μs左右基本完成,在圖上顯示大部分區(qū)域為拉應力區(qū),可見隨后的巖石破壞主要是由于沿徑向的拉力超過了巖石的抗拉強度而被拉壞。對雙楔形掏槽爆破整體分析可知炮孔眼底失效效果明顯,掏槽效果良好,可滿足光面爆破基本要求。
圖2 60 μs有效應力云圖Fig.2 The effective counter of pressure on 60 μs
圖3 900 μs有效應力云圖Fig.3 The effective counter of pressure on 900 μs
3.2 合理爆破參數(shù)的確定
3.2.1 炮眼直徑D
炮眼直徑受到炸藥性能、周圍巖體物理力學特征、掘進斷面大小、鉆眼機具等的制約。結(jié)合現(xiàn)場實際情況巷道炮眼直徑確定為38 mm。
3.2.2 單位炸藥消耗量q
單位炸藥消耗量取決于巖石性質(zhì)、斷面規(guī)格、炸藥性能等因素,可用下式確定:
(2)
式中,q為單位炸藥消耗量,kg/m3;f為巖石堅固性系數(shù);S為井巷斷面,取30.45 m2;k0為校正系數(shù),取0.8。
3.2.3 炮眼數(shù)目N
炮眼數(shù)目直接影響鑿巖時間、爆破塊度、巷道輪廓。一般認為,炮眼數(shù)目過少,會造成炮眼利用率低,爆落巖體少;炮眼數(shù)目N過多,又會造成破碎巖塊不均勻。炮眼數(shù)目可通過下式確定:
(3)
式中,l為單個藥卷長度,取0.2 m;c為炮眼平均裝藥系數(shù),取0.5~0.7;G為單個藥卷質(zhì)量,取0.2 kg;η為炮眼利用率,取0.9。
3.2.4 炮眼布置方式
按照掏槽形式確定掏槽眼數(shù),對周邊眼和輔助眼考慮時,應按照以下原則進行。
(1)先按照巷道成型設(shè)計要求確定周邊眼,再確定輔助眼數(shù)目。
(2)在斷面部分為軟弱煤層處適當調(diào)小周邊眼及輔助眼眼距,相反在石灰?guī)r部分應調(diào)大眼距。
3.2.5 每循環(huán)實際炸藥消耗總量Q
每循環(huán)實際炸藥消耗總量計算公式為
Q=q1N1+q2N2+q3N3,
(4)
式中,N1、N2、N3分別代表掏槽眼、周邊眼及輔助眼數(shù)目;q1、q2、q3分別為每個掏槽眼、周邊眼、輔助眼的裝藥量。
3.3 新方案的爆破效果分析
實施新爆破方案(如圖4,圖中數(shù)字為炮眼序號),其中,一階掏槽眼數(shù)目為8個,分4排平行布置,炮眼傾角為65°,裝藥量為3塊,炮泥堵塞長度為0.35 m;二階掏槽眼數(shù)目為10個,分5排平行布置,傾角為70°,裝藥量為8塊,炮泥堵塞長度為1 m;周邊眼沿巷道輪廓布置,在上部煤層間距為400 mm,下部石灰?guī)r間距為450 mm,裝藥塊數(shù)為6塊,炮泥堵塞長度為50 mm;輔助眼分2圈均勻布置于掏槽眼和周邊眼之間,炮眼間距為500 mm,裝藥塊數(shù)為8塊,炮眼堵塞長度為0.8 m。
圖4 炮眼布置Fig.4 The arrangement chart of shot hole
對新舊方案進行現(xiàn)場觀測,分析如下。
(1)新爆破方案相對于舊爆破方案,巷道成型規(guī)則,基本滿足斷面尺寸要求。平均進尺由1.7 m提高到2.2 m,炮眼利用率也從82%提高到90%,炸藥單耗量為1.6 kg/m3,相對有所減少。同時,炮眼數(shù)目86個,比原來的92個也少,這就減少了大量的打眼工作。
(2)如圖5,舊方案周邊眼炮孔周圍有明顯裂隙,眼痕模糊,且現(xiàn)場統(tǒng)計平均超欠挖量±200 mm;新方案周邊眼眼痕較清晰,平均超欠挖量±100 mm。舊方案爆破的塊度明顯大于新方案,現(xiàn)場統(tǒng)計舊方案大塊率17%,新方案僅為10%。
(3)現(xiàn)場采用UBOX -5016-Ⅱ振動信號自記儀記錄數(shù)據(jù)如圖6~圖7所示,舊方案振動速度峰值發(fā)生在35 ms左右且峰值較大,而新方案振動速度峰值明顯降低,降振率在40%~60%,對周圍巖體振動影響小。這主要是由于原方案掏槽效果差,產(chǎn)生的自由面小,造成巖石夾制力強,為達到好的爆破效果盲目地加大裝藥量,使得振動速度峰值明顯增加。
圖5 新舊方案周邊眼眼痕對比Fig.5 The comparison of perimeter hole's trace about new and old program
圖6 新方案爆破振速Fig.6 The blasting vibration velocityFigure of new program
圖7 舊方案爆破振速Fig.7 The blasting vibration velocityFigure of old program
(1)對于陽煤五礦“煤-石灰?guī)r”組合巷道,采用“雙楔形掏槽+合理調(diào)整周邊眼及輔助眼”的爆破方案,炮眼利用率顯著提高,月進尺也由80 m提高到105 m,經(jīng)濟效果明顯,對以后這類巷道爆破方案的提出有一定的借鑒意義。
(2)通過對雙楔形掏槽的數(shù)值模擬,可以看出這種掏槽方式確保了槽腔深、體積大,為后續(xù)爆破提供更大的補償空間,在堅硬的石灰?guī)r中適用性較強。
(3)制定井巷爆破方案時,要考慮不同巖性的影響。盡量按照光面爆破的要求,合理調(diào)整周邊眼及輔助眼間距,并以掏槽理論為依據(jù)提出掏槽方式,最終達到理想的爆破效果。
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(責任編輯 徐志宏)
Research of Drilling and Blasting Technology for Deep Rock Roadway Across “Coal-limestone” Stratum
Li Dachang Yang Shuangsuo Sun Longhua Su Xin
(CollegeofMiningTechnology,TaiyuanUniversityofTechnology,Taiyuan030024,China)
Combined with the actual situation of belt conveyer roadway in Yangmei No.five coal mine,a new blasting scheme is proposed for “coal-limestone” composite stratum.Through numerical simulation on the undercutting mode,the blasting energy's transmit is analyzed,and the “double-wedge” cut is put forward.Based on the smooth blasting,periphery hole and satellite hole for different rock stratum in gateway are optimized.At scene observation,the paper adopts blasting vibration testing technique and on-site intuitive measurement.The blasting scheme with the double-wedge cut and the reasonably adjusting periphery hole and satellite hole is determined as final proposal with the shot hole rate of up to about 90%.This scheme effectively improves the footage and ensures the high-speed and efficient drifting of rock roadway.
Composite stratum,Numerical simulation,Double-wedge cut,Smooth blasting
2013-11-22
國家自然科學基金項目(編號:51274145)。
李達昌(1988—),男,碩士研究生。
TD235.4
A
1001-1250(2014)-01-009-04