綜采工作面過大落差斷層深孔預(yù)裂爆破技術(shù)

李廷春，張 浩，張治高，賈緒路，3，孫廣京，萬 曉，張憲堂

(1.山東科技大學(xué) 山東省土木工程防災(zāi)減災(zāi)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，山東 青島 266590; 2.山東新巨龍能源有限責(zé)任公司，山東 菏澤 274918; 3.山東管理學(xué)院，山東 濟(jì)南 250100)

對于落差大、延展距離長的斷層，在綜采工作面布置中常常無法躲避，采煤機(jī)強(qiáng)行推過多存在破巖效率低、截齒消耗大等問題。常用的傳統(tǒng)過大落差斷層技術(shù)有挑頂起底法和搬家跳采法[1-2]。挑頂起底法采取預(yù)先設(shè)計(jì)好挑頂或起底的過斷層路徑，在工作面以淺孔爆破和采煤機(jī)破巖相結(jié)合的方式推進(jìn);但工作面附近爆破施工時設(shè)備防護(hù)難，常炸壞支架;同時，淺孔爆破量小，邊放炮邊推進(jìn)循環(huán)次數(shù)多，致使工作面推采緩慢，不僅擾亂了回采計(jì)劃，還存在采空區(qū)煤塵自燃及頂?shù)装遄冃纹茐牡劝踩[患。搬家跳采法需要投入大量巷道掘進(jìn)及維護(hù)費(fèi)用，且工作面撤除及安裝工序繁瑣，存在煤炭損失嚴(yán)重、工期長等缺點(diǎn)。

針對綜采工作面過斷層新技術(shù)不斷涌現(xiàn)，利用深孔爆破技術(shù)爆破破碎量大的優(yōu)點(diǎn)，李春茂、黃文堯等[3-6]通過優(yōu)化爆破參數(shù)、改變炸藥性能，結(jié)合數(shù)值模擬，對遇斷層硬巖難題在工作面開展了深孔爆破技術(shù)試驗(yàn)，上述研究在工程應(yīng)用中爆破效率雖有提高，但其技術(shù)特點(diǎn)與挑頂起底法相似，仍未脫離工作面放炮的傳統(tǒng)過斷層思想，工作面遇斷層停產(chǎn)擱置問題未解決，增加了設(shè)備損壞的隱患。筆者也嘗試過在運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷沿?cái)鄬鱼@孔實(shí)施深孔預(yù)裂爆破，應(yīng)用實(shí)踐表明，斷層向工作面內(nèi)部延伸需超長鉆孔，大藥量爆破極易沖孔，巷道支護(hù)破壞、冒頂問題嚴(yán)重;因?yàn)閿鄬有畔⒉粶?zhǔn)確或鉆孔太長誤差大，需要爆破的硬巖未破碎，效果極不理想。馬立強(qiáng)等[2]基于“預(yù)想層位”提出了預(yù)掘巷道群過斷層技術(shù);王曄[7]針對落差3.6 m斷層設(shè)計(jì)了施工預(yù)爆巷的快速過斷層方案，然而對于大落差斷層特征下的復(fù)雜地質(zhì)構(gòu)造，預(yù)想方案布置巷道很難與過斷層路徑吻合。

本文擬在前述研究的基礎(chǔ)上，針對大落差斷層延展規(guī)律復(fù)雜、產(chǎn)狀不明晰的難點(diǎn)，提出斷層探測技術(shù)，準(zhǔn)確找到斷層位置并實(shí)測落差;針對傳統(tǒng)過斷層技術(shù)弊端以及深孔爆破破巖存在的風(fēng)險(xiǎn)，提出避開工作面和運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷、預(yù)掘爆破巷實(shí)施深孔爆破的解決方案?？傊?，期望研究一種兼顧斷層探測與精確爆破的最佳過斷層技術(shù)，發(fā)揮深孔預(yù)裂爆破技術(shù)優(yōu)勢，通過合理設(shè)計(jì)爆破參數(shù)，在采煤機(jī)過斷層前一次性破碎采煤通道內(nèi)的硬巖，確保采煤機(jī)連續(xù)推采，提高采煤效率。

1 斷層產(chǎn)狀探測技術(shù)

1.1 大落差斷層探測難點(diǎn)分析

斷層落差、傾角、走向等自身產(chǎn)狀因素的確定是判定過斷層難易程度、制定過斷層方案的必要前提。大落差斷層在形成過程中因地質(zhì)構(gòu)造的差異，其斷裂形態(tài)、延展分布特征復(fù)雜，目前采用三維物探技術(shù)通過接收由人工向巖層激發(fā)的彈性波來探測地質(zhì)構(gòu)造，受斷層自身變化及勘探工程量的影響，所得相關(guān)斷層資料精度還不高，很難摸清斷層在工作面內(nèi)展布規(guī)律，對過斷層方案設(shè)計(jì)缺乏指導(dǎo)意義。

直觀揭露斷層是確定實(shí)際斷層產(chǎn)狀的最有效途徑。當(dāng)斷層由運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷向工作面內(nèi)部延展，走向與工作面布置方向夾角較大時，僅依靠運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷位置揭露的信息無法估測斷層產(chǎn)狀，而鉆孔探測以點(diǎn)揭露斷層的方式受孔深、偏斜因素限制不能觀測到工作面內(nèi)部。

1.2 斷層探巷探明產(chǎn)狀

為克服上述技術(shù)不足，考慮直觀揭露斷層真實(shí)性與精確性，提出施工斷層探巷探明產(chǎn)狀技術(shù)，在工作面運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷內(nèi)開門并向斷層方向掘進(jìn)一條煤巷，用于在運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷揭露斷層后進(jìn)一步補(bǔ)充斷層信息，指導(dǎo)后續(xù)方案設(shè)計(jì)。由于探巷會成為綜采設(shè)備必經(jīng)之路，布置方式應(yīng)考慮工作面頂?shù)装蹇刂齐y度、采煤機(jī)具運(yùn)行軌跡等諸多因素的影響。以正斷層為例，通過方案對比確定采取垂直于斷層走向、沿煤層底板施工探巷的設(shè)計(jì)方案，如圖1(a),(b)所示，相比垂直于運(yùn)輸巷與回風(fēng)巷走向施工減少了巷道掘進(jìn)量;相比沿煤層頂板施工，避免了推采至探巷處時，采煤軌跡上部作為采空區(qū)而出現(xiàn)的頂板控制難題。

1.3 斷層走向計(jì)算模型

當(dāng)斷層探巷揭露斷層后，根據(jù)斷層探巷長度、走向及運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷揭露斷層位置與斷層探巷開口位置距離建立斷層走向計(jì)算模型，如圖2所示，通過計(jì)算即可獲得綜采工作面斷層基本走向β為

(1)

式中，a為探巷長度，m;b為斷層揭露點(diǎn)至探巷開門距離，m;α為探巷與運(yùn)輸巷夾角，(°)。

圖1 斷層探巷及爆破巷布置示意Fig.1 Fault exploration and blasting roadway layout

圖2 斷層走向計(jì)算模型Fig.2 Calculation model of fault occurrence

2 預(yù)掘爆破巷關(guān)鍵技術(shù)

通過斷層產(chǎn)狀探測技術(shù)可以初步探測揭露信息、基本走向等關(guān)鍵信息，但斷層內(nèi)部的真實(shí)落差變化、延展規(guī)律無法獲知，過斷層路徑設(shè)計(jì)時缺乏合理依據(jù);另外，工程實(shí)踐證明了采用深孔爆破技術(shù)能提高爆破效率，但工作面和運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷不是開展深孔爆破技術(shù)的最佳場所?；谏鲜鰞牲c(diǎn)不足，為達(dá)到準(zhǔn)確探測實(shí)際斷層煤巖層位，避開工作面和運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷實(shí)施爆破技術(shù)的目的，提出預(yù)掘爆破巷關(guān)鍵技術(shù)，在采煤機(jī)未推至斷層時，基于探巷所獲信息沿?cái)鄬宇A(yù)掘爆破巷，爆破巷隨掘隨探補(bǔ)充斷層實(shí)測信息，為巷道內(nèi)應(yīng)用深孔預(yù)裂爆破技術(shù)提供指導(dǎo)。

2.1 爆破巷布置

由于爆破巷兼顧探測與爆破兩項(xiàng)用途，布置方案應(yīng)綜合考慮巷道施工難度、爆破孔布置、爆破振動控制等因素的影響，因此提出了以下設(shè)計(jì)原則:

(1)以少丟煤為原則，設(shè)計(jì)支架過斷層通道，爆破巷為通道的一部分，布置在斷層巖石過渡段割煤機(jī)運(yùn)行軌跡中，綜采支架沿巷道頂板推進(jìn)，實(shí)現(xiàn)不割支護(hù)過斷層。

(2)根據(jù)運(yùn)輸巷、回風(fēng)巷、斷層探巷揭露斷層規(guī)模，可選擇在運(yùn)輸巷揭露斷層處(A)、探巷揭露斷層處(B，C)沿?cái)鄬宇A(yù)掘爆破巷(圖1(a))，爆破巷隨掘隨探，布置位置須與斷層面保持一定距離，降低斷層破碎帶對巷道掘進(jìn)、支護(hù)的不利影響，當(dāng)爆破巷實(shí)測斷層不會影響采煤機(jī)正常推進(jìn)時，爆破巷停止掘進(jìn)。

(3)炮孔偏斜率是保證爆破效果的關(guān)鍵因素，炮孔越長，偏斜率越高，爆破效果越差，為減小爆破孔長度，爆破巷須布置在斷層巖石過渡段中部，均衡巷道兩幫炮孔長度。

(4)爆破巷高度應(yīng)和采高相同，巷道寬度應(yīng)考慮鉆孔機(jī)具設(shè)備擺放需求以及施工便利。

2.2 爆破巷走向及傾角

在明確大落差斷層產(chǎn)狀的前提下對爆破巷布置參數(shù)進(jìn)行設(shè)計(jì)，以10 m為單位對綜采工作面做剖面分析，如圖1(c)，(d)所示，利用三角函數(shù)關(guān)系可知某一段巷道走向θ及其傾角δ為

(2)

式中，H為兩剖面間爆破巷高差，m;La，Lb為所取某段爆破巷兩端頭與運(yùn)輸巷和回風(fēng)巷的垂直距離，m。

2.3 深孔預(yù)裂爆破技術(shù)

2.3.1 爆破技術(shù)原理

當(dāng)斷層巖石普氏系數(shù)f>4時，采煤機(jī)切割效率降低、截齒消耗增加。應(yīng)用深孔預(yù)裂爆破技術(shù)，通過徑向或軸向不耦合裝藥結(jié)構(gòu)使炸藥在爆炸過程中產(chǎn)生的爆炸沖擊波、應(yīng)力波和高溫高壓的爆生氣體共同作用于巖體，盡可能多的增加巖體內(nèi)裂隙和損傷，降低巖體整體性和自身強(qiáng)度[8-9]，以達(dá)到采煤機(jī)破巖的工作需求。

爆破作業(yè)在爆破巷內(nèi)進(jìn)行，向巷道兩幫鉆孔并進(jìn)行起爆。由于爆破巷具有探巷作用，炮孔傾角、深度等參數(shù)可根據(jù)其實(shí)測斷層進(jìn)行設(shè)計(jì)。

2.3.2 耳式硐室技術(shù)

巖石深部爆破自由面空間有限，爆破作用發(fā)生在巖體內(nèi)部，巖石的破碎裂隙主要來自巖石高壓條件下的壓縮。當(dāng)斷層硬巖夾制作用強(qiáng)度大于封堵密實(shí)強(qiáng)度時，起爆后爆炸能量優(yōu)先作用于封堵物，從而出現(xiàn)沖孔問題，嚴(yán)重時會在巷道壁面形成爆坑，爆坑直徑可達(dá)2 m，破壞巷道圍巖。

為解決上述問題，達(dá)到保護(hù)巷道穩(wěn)定、提高爆破效果的施工要求，提出在巖石硬度高、爆破量大、回采切割難度大的關(guān)鍵部位布置“耳式硐室”，如圖3所示，硐室內(nèi)布置深10～15 m的扇形鉆孔。此外，對于因斷層巖石范圍大而鉆取的超深預(yù)裂炮孔，可間隔超深孔布置拉槽淺孔，并加強(qiáng)超深炮孔封堵長度。起爆前須在巷道支護(hù)薄弱位置加設(shè)單體液壓支柱。

圖3 耳式硐室布置示意Fig.3 Schematic diagram of ear-type chamber arrangement

耳式硐室作為臨時硐室開展大藥量集中爆破，內(nèi)部扇形孔起爆后引起巖石松動、破碎，一方面幫助卸載部分地應(yīng)力，降低巖石夾制作用，另一方面為后續(xù)預(yù)裂深孔爆破提供自由面和補(bǔ)償空間，減輕封堵物受爆炸荷載下的沖擊壓力;在預(yù)裂深孔間布置拉槽淺孔，加強(qiáng)封堵段巖石破碎，從而擴(kuò)大損傷范圍，增強(qiáng)爆破效果。

3 深孔預(yù)裂爆破參數(shù)設(shè)計(jì)

大落差斷層產(chǎn)狀變化復(fù)雜的特點(diǎn)，使得經(jīng)典爆破參數(shù)計(jì)算理論缺乏適用性，而工程實(shí)際中依據(jù)經(jīng)驗(yàn)類比法常采取“少裝藥、多打眼、少起爆、多循環(huán)”的方式來保證爆破安全，施工效率、爆破效果均難達(dá)標(biāo)。因此應(yīng)結(jié)合過大落差斷層工程特點(diǎn)針對性設(shè)計(jì)爆破參數(shù)。

3.1 孔徑與孔深

應(yīng)力波作用下，爆破裂隙自炮孔半徑1～2倍的范圍內(nèi)開始產(chǎn)生并向外擴(kuò)展，擴(kuò)展路徑沿徑向和炮孔中心連線方向，隨著炮孔直徑以及單位耗藥量的增加，擴(kuò)展裂隙也在一定程度增加，可用巖石松散性系數(shù)等價表示，如圖4所示[10]。當(dāng)炮孔直徑超過80 mm后巖石松散性系數(shù)趨于平穩(wěn)，可以認(rèn)為此時單純增加炮孔直徑對爆破效果影響已不大，最佳孔徑設(shè)計(jì)應(yīng)控制在75～100 mm。

圖4 炮孔直徑與巖石松散性系數(shù)關(guān)系Fig.4 Relationship of aperture and rock loose coefficient

炮孔深度應(yīng)隨斷層走向、所爆巖層厚度的變化而變化，當(dāng)炮孔過深，尤其對于超過30 m的超深炮孔，鉆頭鉆進(jìn)時受自身重力影響下偏，或在巖石硬度差異交界處受力不均等增加了偏斜控制難度，此外設(shè)計(jì)超深炮孔還增加了鉆孔裝藥施工量。因此，在爆破巷合理布置的前提下炮孔深度應(yīng)盡量小于30 m，鉆孔期間遇見煤層須立即停鉆。

3.2 裝藥量

柱狀不耦合裝藥可通過增加藥柱直徑提高爆破效果，如采用多節(jié)藥柱并列捆綁的方式，在裝藥量確定的條件下，利用增加線裝藥量的方式減少裝藥長度，留出足夠的封堵空間，保障爆破安全。裝藥量QL設(shè)計(jì)時考慮到炸藥爆破后爆破作用主要發(fā)生在巖石內(nèi)部，可根據(jù)內(nèi)部巖石所爆范圍修正體積法[11]計(jì)算公式

QL=Ks(0.4+0.6n3)qLV(4)

式中，Ks為預(yù)裂爆破修正系數(shù)，Ks>1;qL為預(yù)裂爆破單位耗藥量，kg/m3;n為減弱爆破作用指數(shù);V為所爆巖石體積，m3。

3.3 封堵長度

傳統(tǒng)炮孔封堵主要以黃土炮泥為封堵材料，由于深孔爆破裝藥量大，炸藥爆炸后會對炮泥產(chǎn)生強(qiáng)大的沖擊力，對于20 m 孔深封堵長度常常能達(dá)到 10 m，甚至更多。若采用素水泥漿封堵，待凝固至許用強(qiáng)度，能極大提高孔壁黏結(jié)力，增加封堵密實(shí)度[12]。

為了獲得素水泥漿封堵計(jì)算方法，假設(shè)水泥漿達(dá)到指定強(qiáng)度后可忽略與孔壁巖石的材料差異，且柱狀裝藥結(jié)構(gòu)可等效為球形藥包和條形藥包，分別對應(yīng)爆破外部作用和內(nèi)部作用[13]。基于利文斯頓爆破漏斗原理，設(shè)計(jì)封堵長度lt為

lt=w[f(n)/f(n′)]1/3-(5/2)d(5)

式中，f(n)為球形藥包對自由面巖石爆破作用指數(shù)函數(shù);f(n′)為柱狀藥包對內(nèi)部巖石爆破作用函數(shù);w為最小抵抗線，mm;d為孔徑，mm。

3.4 鉆孔布置

調(diào)整適當(dāng)?shù)你@孔布置能保證孔間裂隙貫通、炮孔周圍裂隙區(qū)內(nèi)較充分的破碎，根據(jù)爆炸應(yīng)力波與爆生氣體共同作用理論，裝藥爆破后巖體中裂隙半徑[14-15]為

(6)

基于式(6)對鉆孔間距進(jìn)行設(shè)計(jì)時，炮孔間距應(yīng)為裂隙區(qū)直徑。但對于深部井下爆破工程，高地應(yīng)力對起爆后裂隙擴(kuò)展有較強(qiáng)的抑制作用[16-17]，按照理論值選取布置參數(shù)可能很難達(dá)到預(yù)想爆破效果。因此，實(shí)際炮孔間距需在理論間距設(shè)計(jì)基礎(chǔ)上考慮裂隙區(qū)疊加系數(shù)，一般取0.5～0.7。

所爆巖層厚度決定了鉆孔布置的數(shù)量，對于較厚巖層，應(yīng)適當(dāng)增加布孔排數(shù)、減小排距?？紤]到巖層節(jié)理、裂隙發(fā)育會抑制爆炸后能量均勻擴(kuò)散，在需布置兩排孔或三排孔時，宜選擇上下交錯的“三花”布置方式，一方面能在減小排距的同時保證布孔均勻，另一方面有助于提高所爆區(qū)域爆破效果。

3.5 起爆設(shè)計(jì)與振動控制

針對爆破振動驗(yàn)算采用經(jīng)典薩道夫斯基公式[18-20]:

(7)

式中，v為質(zhì)點(diǎn)振動速度，m/s;Q為最大一次起爆藥量，kg;R為爆心距，m;k，i為與場地、裝藥等情況有關(guān)的擬合參數(shù)。

對于礦山巷道的振動安全允許標(biāo)準(zhǔn)為18～30 cm/s，根據(jù)式(7)對振動速度為20 cm/s條件下的起爆藥量與安全距離對應(yīng)關(guān)系進(jìn)行計(jì)算，見表1。降低一次最大起爆藥量是控制爆破振動最有效的方法之一，為減小起爆網(wǎng)路設(shè)計(jì)難度，可根據(jù)起爆藥量、所爆巖層厚度、爆破面長度進(jìn)行區(qū)域劃分，設(shè)計(jì)區(qū)域爆破的起爆方式。

表1起爆藥量與安全距離對應(yīng)關(guān)系
Table1Relationshipofexplosivechargeandsafetydistance

起爆藥量/kg安全距離/m振動速度/(m·s-1)1001819.642002220.553002619.594002820.245003020.41

4 過大落差斷層工程應(yīng)用

以上述技術(shù)理論、設(shè)計(jì)思路為指導(dǎo)，分別在新巨龍煤礦2303S，2304S工作面完成了深孔預(yù)裂爆破過大落差斷層技術(shù)試驗(yàn)。本文基于2302N工作面典型工程案例，進(jìn)行了過大落差斷層方案的工程應(yīng)用。

4.1 工程概況

(1)工作面概況:2302N工作面位于-950延深下山以北，工作面上平巷為運(yùn)輸巷，下平巷為輔助膠帶巷，工作面寬度260 m。煤層厚度6.9～10.04 m，平均8.74 m，煤層傾角2.4°～14.8°，平均8.6°。煤層頂?shù)装鍘r性見表2。

表2煤層頂?shù)装鍘r性
Table2Lithologyofroofandfloor

名稱巖石種類厚度/m巖性特征基本頂中砂巖16.90厚層狀構(gòu)造,以石英、長石為主,RQD值60%粉砂巖4.00層狀構(gòu)造,夾雜細(xì)砂巖條帶,平行層理,RQD值80%直接頂粉砂巖3.13層狀構(gòu)造,夾泥巖薄層,RQD值55%直接底粉砂巖1.24層狀構(gòu)造,裂隙較發(fā)育,RQD值20%基本底細(xì)砂巖2.40夾灰色粉砂巖條帶及薄層,裂隙較發(fā)育,RQD值50%

(2)斷層概況:① 工作面下端頭推采至導(dǎo)線點(diǎn)2ND12時揭露巖層厚度1.5 m左右的粉砂巖，巖石硬度相對較小，不影響生產(chǎn)，繼續(xù)向南推采18 m后揭露細(xì)砂巖，位于過渡段且需切割巖石硬度較大，應(yīng)進(jìn)行爆破處理。② 在下平巷導(dǎo)線點(diǎn)2ND12以南61 m處揭露分叉為落差4 m和8.5 m的FL43-1斷層，均為大傾角正斷層，沿工作面走向發(fā)育，兩斷層相距10 m，綜合落差12.5 m。

4.2 斷層產(chǎn)狀確定

為確定斷層探巷施工方案，在下平巷施工6個探測孔，探測信息見表3，根據(jù)導(dǎo)線點(diǎn)位置與觸巖孔深參數(shù)擬合了斷層走向線性函數(shù)，見式(8)，根據(jù)斜率可知斷層與下平巷夾角為31.2°。

y=25.6-0.605 71x(8)

依據(jù)垂直于斷層走向、沿煤層底板施工探巷的布置原則，設(shè)計(jì)2302N工作面斷層探巷在下平巷導(dǎo)線點(diǎn)2ND9開門，以方位角275°(與下平巷夾角58°)施工，如圖5所示。斷層探巷掘進(jìn)116.9 m時，揭露落差為6.5 m斷層，掘進(jìn)142.8 m時，揭露落差為4 m斷層，兩條斷層揭露距離為25.9 m。

表32302N下平巷探測孔統(tǒng)計(jì)
Table32302Nworkingfaceroadwayprobeholestatistics

導(dǎo)線點(diǎn)位置角度/(°)觸巖孔深/m頂板以下/m底板以上/m終孔深度/m2ND11北21 m06.52.31.77.02ND11北16 m012.02.51.712.52ND11北11 m013.02.51.714.02ND11北6 m016.52.51.717.02ND11北1 m019.52.51.720.02ND11南4 m222.52.31.923.0

提取下平巷、斷層探巷揭露信息回歸斷層走向模型，代入式(1)得到結(jié)論:2302N工作面下平巷揭露落差8.5 m斷層與斷層探巷揭露6.5 m斷層為同一條斷層，斷層走向與工作面走向夾角38°;下平巷揭露落差4 m斷層與斷層探巷揭露4 m斷層為同一條斷層，斷層走向與工作面走向夾角44°。

圖5 2302N斷層探巷布置示意Fig.5 Layout of the fault exploration in the 2302N face

4.3 爆破巷施工

通過表2所示的煤層頂?shù)装鍘r性、RQD值對比看出，煤層底板巖石質(zhì)量差、硬度遠(yuǎn)小于頂板，確定爆破巷沿?cái)鄬酉卤P煤層底板掘進(jìn)方案。

基于爆破巷布置原則，根據(jù)式(2)，(3)對爆破巷布置參數(shù)計(jì)算，2302N斷層爆破巷于2ND12以南63.7 m處開門，以方位角205°(與工作面走向夾角52°)，傾角9°掘進(jìn)，由于17.5 m后爆破巷頂板揭露煤層，調(diào)整角度后以方位角198°(與工作面走向夾角45°)，傾角1°掘進(jìn)36 m。爆破巷凈寬3.5 m，凈高3.5 m，總設(shè)計(jì)長度為53.5 m。

4.4 爆破方案設(shè)計(jì)

為降低工作面調(diào)斜角度，結(jié)合2302N工作面地質(zhì)剖面規(guī)劃了過斷層路徑，確定了對工作面推采影響較大的100 m范圍為爆破區(qū)域(分為下平巷實(shí)施爆破的區(qū)域A1～A5和爆破巷實(shí)施爆破的區(qū)域B1～B3)，如圖6所示，并對施工方案進(jìn)行設(shè)計(jì)。

圖6 2302N工作面爆破區(qū)域劃分Fig.6 Area division of blasting in 2302N working face

(1)炮孔結(jié)構(gòu):現(xiàn)場鉆孔直徑76 mm，炸藥選用煤礦許用二級乳化炸藥，規(guī)格:質(zhì)量100 g/個，長度100 mm，直徑27 mm;選擇正向不耦合柱狀連續(xù)裝藥結(jié)構(gòu)，藥柱以三節(jié)捆綁的方式均勻綁扎在導(dǎo)爆索周圍，炮頭藥柱插有兩個電雷管;炮孔封堵采用素水泥漿與炮泥聯(lián)合封堵，導(dǎo)爆索一端團(tuán)在孔口附近，檢驗(yàn)炮孔起爆情況，如圖7所示。

圖7 素水泥漿裝藥結(jié)構(gòu)示意Fig.7 Charge structure of a plain cement slurry

(2)炮孔間排距:通過式(6)對裂隙區(qū)計(jì)算，確定合理炮孔間距1.5 m。根據(jù)所爆巖層厚度進(jìn)行分級，爆破巖石厚度0～1.5 m時，采用單排孔布置方式;爆破巖石厚度1.5～3.0 m時，采用雙排孔布置方式，具體布置方式如圖8所示。

(3)結(jié)合實(shí)際斷層產(chǎn)狀和采煤要求，對各區(qū)域炮孔深度、封堵長度、裝藥量等參數(shù)進(jìn)行設(shè)計(jì)，見表4，其中，A1區(qū)域硬巖厚度在0.4 m左右，可采用割煤機(jī)強(qiáng)行切割。

區(qū)域鉆孔布置鉆孔數(shù)量鉆孔孔深/m鉆孔角度/(°)封堵長度/m單孔裝藥量/kg鉆孔高度/mA2單排孔76.8112.014.40.8A3單排孔69.0102.320.11.0A4右區(qū)單排孔315.0124.033.01.0A4左區(qū)上排孔418.0105.039.02.0下排孔410.0103.021.00.8A5上排孔220.096.042.03.0下排孔312.0103.58.51.5B1左幫單排孔55.0-191.510.50.5B1右?guī)蜕吓趴?12.073.525.52.5下排孔55.051.510.51.5B2左幫單排孔1013.0-204.027.00.5B2右?guī)蛦闻趴?04.5111.59.01.8B3 單排孔1018.0-165.537.51.0

(4)起爆方式:采用“區(qū)域爆破”的方式，各區(qū)域內(nèi)一次起爆。由于B2左幫及B3區(qū)域一次起爆藥量分別達(dá)到了270，375 kg，屬于大藥量爆破，因此后經(jīng)調(diào)整為施工耳式硐室(寬4.5 m，進(jìn)深5 m)方案，并分兩次起爆，區(qū)域內(nèi)加設(shè)單體液壓支柱保證巷道振動安全。

4.5 數(shù)值計(jì)算分析與預(yù)測

4.5.1 數(shù)值模型

采用ANSYS/LS-DYNA數(shù)值軟件建立巖石-炸藥爆破計(jì)算模型進(jìn)行分析驗(yàn)證，柱狀藥包在無限巖體中爆炸發(fā)生爆破內(nèi)部作用可簡化為平面應(yīng)變問題，模型尺寸為5 m×5 m。參照爆破設(shè)計(jì)方案，模型內(nèi)對稱布置兩個炮孔，炮孔直徑76 mm，炸藥直徑60 mm，巖石、炸藥間設(shè)置空氣模型，炮孔間距1.5 m?？紤]到模型自身對稱性，先建立1/2模型，通過平面鏡像得到整個模型。為分析孔間應(yīng)力波傳播狀態(tài)及疊加效應(yīng)，在炮孔連心線及應(yīng)力波疊加區(qū)共布置5個測點(diǎn)，記為A，B，O，C，D，其中A，B，O各點(diǎn)間距250 mm，O，C，D各點(diǎn)間距500 mm，如圖9所示。

圖9 爆破數(shù)值模型及測點(diǎn)布置Fig.9 Numerical model and layout of observation points

模型采用SOLID164實(shí)體單元，巖石材料采用隨動硬化模型*MAT_PLASTIC_KINEMATIC，炸藥材料采用*MAT_HIGH_EXPLOSIVE_ BURN高能炸藥模型和JWL狀態(tài)方程，空氣采用*MAT_NULL材料模型和線性多項(xiàng)式狀態(tài)方程。主要參數(shù)見表5，6。

表5巖石材料參數(shù)
Table5Rockmaterialparameter

密度/(kg·m-3)彈性模量/GPa泊松比抗壓強(qiáng)度/MPa抗拉強(qiáng)度/MPa2 64031.330.28103.29

表6炸藥參數(shù)
Table6Explosiveparameters

密度/(kg·m-3)爆速/(m·s-3)A/GPaB/GPaR1R2ωE/GPa1 1504 000142.00.443.61.60.413.15

注:參數(shù)A，B，R1，R2，ω為由試驗(yàn)確定的常數(shù)。

4.5.2 計(jì)算結(jié)果分析與方案預(yù)測

通過后處理分析得到了雙孔爆破下不同時刻應(yīng)力分布，為了更好的表現(xiàn)和描述應(yīng)力傳播過程，分別選取468，698，929，1 138 μs共4個典型時間點(diǎn)進(jìn)行觀察，并根據(jù)布置的5個測點(diǎn)繪制Von Mises應(yīng)力曲線，如圖10，11所示。

圖10 雙孔爆破Mises應(yīng)力波傳播規(guī)律Fig.10 Propagation law of Mises stress wave in double hole blasting

圖11 各測點(diǎn)Mises應(yīng)力曲線Fig.11 Mises stress curves of each observation point

相鄰炮孔爆破后會經(jīng)歷各自炮孔的應(yīng)力波擴(kuò)散(圖10(a))、相鄰炮孔應(yīng)力疊加(圖10(b)，(c))、應(yīng)力消散(圖10(d))的過程，應(yīng)力峰值發(fā)生在應(yīng)力波波陣面上。當(dāng)有效應(yīng)力峰值達(dá)到巖石動態(tài)抗拉強(qiáng)度后，巖石會發(fā)生破裂，一般巖石動態(tài)抗拉強(qiáng)度是靜態(tài)抗拉強(qiáng)度的5～10倍[21-23]，本文中取8倍。圖11中標(biāo)注了動態(tài)抗拉強(qiáng)度與各測點(diǎn)應(yīng)力峰值位置關(guān)系，可以看出，698 μs時(對應(yīng)圖10(b))位于應(yīng)力波疊加區(qū)的測點(diǎn)O達(dá)到應(yīng)力峰值113 MPa，與498 μs時測點(diǎn)B應(yīng)力峰值119 MPa相差較小，這說明在應(yīng)力波疊加作用下仍能達(dá)到較高的應(yīng)力峰值，且超過了巖石動態(tài)抗拉強(qiáng)度;隨著應(yīng)力波繼續(xù)擴(kuò)散，在929 μs測點(diǎn)B受相鄰炮孔應(yīng)力波擴(kuò)散影響達(dá)到了第2次應(yīng)力峰值，同樣隨后測點(diǎn)A也達(dá)到第2次應(yīng)力峰值;對于測點(diǎn)C，D，應(yīng)力波疊加區(qū)先后擴(kuò)至該兩點(diǎn)，C點(diǎn)處應(yīng)力峰值略微超過動態(tài)抗拉強(qiáng)度破壞條件，即該點(diǎn)近區(qū)巖石還會出現(xiàn)破壞，而D點(diǎn)峰值接近但低于破壞條件，說明此處應(yīng)力疊加作用已不會使巖石發(fā)生破壞。

此次數(shù)值模型依據(jù)方案設(shè)計(jì)按1.5 m為間距進(jìn)行建模，為了能較好觀察爆破過程巖石破碎的效果，在技術(shù)應(yīng)用前實(shí)現(xiàn)方案預(yù)測，通過添加失效關(guān)鍵字*MAT_ADD_EROSION，對模型進(jìn)行了二次計(jì)算。如圖12所示，通過定義單元失效準(zhǔn)則，得到了應(yīng)力波擴(kuò)散過程中巖石爆破破碎狀態(tài)，698 μs裂隙區(qū)正逐漸向外擴(kuò)展，炮孔連心線中點(diǎn)在應(yīng)力疊加效應(yīng)下出現(xiàn)受拉破壞;隨著應(yīng)力疊加區(qū)范圍擴(kuò)大，1 536 μs炮孔連心線裂隙貫通，連心線中點(diǎn)法線方向附近形成了細(xì)小裂隙，裂隙長度約在測點(diǎn)D處終止，這與前文對測點(diǎn)C，D的分析相符合。通過合理設(shè)計(jì)炮孔布置，增強(qiáng)孔間應(yīng)力疊加作用下的應(yīng)力峰值，是進(jìn)一步促進(jìn)巖石破碎程度，提高爆破效果的有效手段。實(shí)際應(yīng)用中采用了1.5 m炮孔間距，孔間裂隙貫通效果良好，與數(shù)值模擬結(jié)果基本一致。

圖12 巖石爆破破碎特征Fig.12 Fracture characteristics of rock blasting

4.6 工程應(yīng)用效果評價

(1)爆破效果方面。爆破后利用鉆孔窺視觀察到炮孔間形成連續(xù)的、基本上沿著炮孔連線方向的裂縫，且預(yù)裂縫達(dá)到一定的寬度，寬度基本保持在0.5～1.0 cm;采煤機(jī)運(yùn)行到爆破區(qū)域時，觀察到在炮孔0.3 m左右范圍的巖石基本破碎，0.3～0.7 m出現(xiàn)明顯裂縫，0.7～0.8 m也出現(xiàn)細(xì)微裂縫，與數(shù)值計(jì)算結(jié)果基本一致。

(2)安全方面。通過預(yù)掘爆破巷，避開直接在工作面爆破施工，保護(hù)了現(xiàn)場機(jī)具設(shè)備;通過區(qū)域劃分，爆破過程中僅在B1區(qū)段(2302N下平巷與爆破巷交界處)內(nèi)造成少量頂板巖石脫落，支護(hù)體系未受影響。

(3)資源利用方面。較淺孔松動爆破，巖石破碎量大，大大減少了爆破次數(shù)，減少工人勞動強(qiáng)度;爆破后巖石內(nèi)部裂隙增多，采煤機(jī)推過斷層處截齒消耗減少40%～50%。

(4)施工效率方面。超前深孔預(yù)裂爆破技術(shù)取代以往邊爆破邊推采的復(fù)雜工序，保證了工作面開采的連續(xù)性，2302N工作面實(shí)際爆破長度約85 m，工作面過斷層僅僅用時26 d，相比傳統(tǒng)方法節(jié)省用時1倍以上，大大縮短了工作面通過斷層時間。

5 結(jié) 論

(1)針對現(xiàn)有過斷層技術(shù)斷層產(chǎn)狀不明晰、深孔爆破技術(shù)應(yīng)用不合理，提出了綜采過硬巖大落差斷層系統(tǒng)可行的技術(shù)方法，包括斷層探巷探明產(chǎn)狀、沿?cái)鄬幼呦蝾A(yù)掘爆破巷、深孔預(yù)裂爆破弱化硬巖以及重點(diǎn)部位布置耳式硐室等關(guān)鍵技術(shù)，實(shí)現(xiàn)了采煤機(jī)的高效連續(xù)推采。

(2)建立了斷層走向計(jì)算模型，明確了斷層探巷、爆破巷以及耳式硐室等技術(shù)方案的布置原則，并給出了其計(jì)算方法，保障了斷層探測精度爆破安全。

(3)以巖石爆破理論為基礎(chǔ)，考慮爆破巷施工條件及斷層變化特征，設(shè)計(jì)了完整的爆破參數(shù)計(jì)算及選取方法，達(dá)到了控制爆破的技術(shù)要求，節(jié)省了爆破材料消耗。

(4)以新巨龍煤礦2302N工作面為典型工程案例，依據(jù)地質(zhì)條件開展了過大落差斷層深孔預(yù)裂爆破技術(shù)應(yīng)用，工程實(shí)踐應(yīng)用表明，采用該技術(shù)采煤機(jī)過斷層作業(yè)環(huán)境明顯改善，采煤機(jī)截齒消耗減少40%～50%，過斷層效率提高1倍以上。

過大落差斷層深孔預(yù)裂爆破技術(shù)在新巨龍公司的成功應(yīng)用，提高了煤炭資源采出率，增加了原煤開采量，為整個礦區(qū)帶來了良好的經(jīng)濟(jì)效益和社會效益，可為應(yīng)對綜采面過大落差斷層難題提供參考。