同忻煤礦8201工作面深孔預(yù)裂爆破應(yīng)用研究

丁建輝

(晉能控股集團(tuán) 馬脊梁礦,山西 大同 037000)

無煤柱沿空留巷技術(shù)是目前煤礦中較為常用的技術(shù)之一。沿空留巷技術(shù)不僅可以降低巷道掘進(jìn)率,提高煤炭資源回收率,增加經(jīng)濟效益,而且能夠縮短準(zhǔn)備工期,緩解采掘交替緊張局面,減輕煤炭企業(yè)經(jīng)濟壓力。因此,沿空留巷技術(shù)的使用是煤礦實現(xiàn)高產(chǎn)高效的途徑之一[1-3]。

預(yù)裂爆破是實現(xiàn)沿空留巷的關(guān)鍵技術(shù),預(yù)裂爆破的效果決定著沿空留巷成型效果[4]。李延春等[5]理論研究了孔徑與孔深、裝藥量、封堵長度及鉆孔布置等深孔預(yù)裂爆破參數(shù)設(shè)計,并利用ANSYS數(shù)值模擬軟件得到了爆破應(yīng)力曲線,驗證了方案的可行性;賈騰等[6]設(shè)計了5種工況研究不同孔間距下抽采孔對深孔預(yù)裂爆破效果,得到了爆破預(yù)裂孔裂隙區(qū)的半徑為5 m左右;張盛等[7]對裝藥量、封孔長度、裝藥結(jié)構(gòu)以及爆破孔間距等進(jìn)行了井下爆破試驗,提出采用隔孔爆破的方式,確定了切頂卸壓最佳方案為孔深9 m,孔徑48 mm,爆破孔傾斜角度為 15°,單孔裝藥量不低于450 g/m,封孔長度不低于2 m,采用隔孔爆破方式,兩爆破孔間距不大于800 mm;李新平等[8]研究了不同裝藥結(jié)構(gòu)對預(yù)裂爆破效果的影響,對比中心單藥卷和偏心雙藥卷發(fā)現(xiàn),偏心單藥卷裝藥結(jié)構(gòu)下的預(yù)裂縫成型效最佳;陳俊樺等[9]提出了考慮爆破損傷效應(yīng)的預(yù)裂爆破參數(shù)計算式,并和經(jīng)驗類公式比較,現(xiàn)場試驗結(jié)果表明預(yù)裂效果良好;胡超文等[10]利用數(shù)值模擬研究了杜兒坪煤礦62711工作面不同爆破高度和切頂角度時巷道圍巖應(yīng)力分布及頂板位移情況,確定了切頂高度為6 m,切頂角度為15°時效果最佳。

本文以同忻礦8201工作面為工程背景,研究了預(yù)裂爆破初始沖擊力、鉆孔間距的關(guān)系,利用COMSOL數(shù)值模擬軟件分析了裝藥直徑、鉆孔間距等主要參數(shù)在不同裝藥結(jié)構(gòu)下圍巖的損傷情況,得到了不同爆破方案預(yù)裂效果?，F(xiàn)場工業(yè)性試驗表明,鉆孔深度為18 m,炸藥直徑為27 mm,爆破間距為1 200 mm時,孔內(nèi)裂隙發(fā)育較好,研究成果可為類似條件下煤礦切頂卸壓技術(shù)提供理論指導(dǎo)與技術(shù)支撐。

1 工程概況

8201工作面位于二盤區(qū),工作面布置如圖1所示。工作面對應(yīng)地面標(biāo)高為+1 189.6 m,工作面標(biāo)高為786～809 m。工作面走向長2 118～2 159 m,傾斜長217.5 m,總面積46.51萬m2。工作面采用后退式走向長壁綜合機械化采煤法,采用垮落法管理頂板。

圖1 8201工作面布置圖Fig.1 Layout of 8201 working face

8201工作面煤層平均厚度21.43 m；直接頂為炭質(zhì)泥巖,平均厚度3.84 m;基本頂為粗砂巖,平均厚度13.28 m;直接底為泥巖,平均厚度4.67 m。工作面柱狀圖如圖2所示。

圖2 8201工作面柱狀圖Fig.2 Histogram of 8201 working face

2 爆破切頂理論分析

目前關(guān)于爆破破壞理論大致可歸納為三種:爆破氣體膨脹作用理論、爆破應(yīng)力波反向拉伸作用理論、爆破氣體和應(yīng)力波綜合作用理論。不論哪種形式的爆破破壞,破壞區(qū)域都可分為粉碎帶(壓縮區(qū))、裂隙帶(裂隙區(qū))和彈性震動帶(擾動區(qū))。切頂卸壓中預(yù)裂爆破就是利用爆破后鉆孔之間形成粉碎帶或裂隙帶,頂板在自重作用下切落下來。目前較常采用的爆破方式為聚能環(huán)爆破,炸藥爆炸產(chǎn)生的沖擊波通過兩側(cè)開口釋放能量,當(dāng)沖擊波產(chǎn)生的應(yīng)力大于巖體的抗拉強度時,巖體受到破壞產(chǎn)生裂隙,由此在預(yù)定方向產(chǎn)生壓縮區(qū)和破裂區(qū),鉆孔之間的壓縮區(qū)和破裂區(qū)形成的貫通裂隙將頂板巖層切落,從而達(dá)到卸壓的目的。

2.1 爆破初始沖擊力

爆破產(chǎn)生的初始沖擊力不僅與炸藥的型號威力相關(guān),而且受鉆孔大小、裝藥方式等因素影響,目前較常應(yīng)用的爆破初始沖擊力pγ的經(jīng)驗公式為:

(1)

式中:ρε為炸藥密度,取值1 000 kg/m3;v為炸藥爆速,取值3 600 m/s;dc為裝藥直徑,取值27 mm;db為炮孔直徑,取值48 mm;n為爆破氣體碰撞巖壁時產(chǎn)生的應(yīng)力增大倍數(shù),一般n=12～15,取15。

2.2 炮孔間距

在爆炸沖擊壓力作用下,沿炮孔切向的最大拉應(yīng)力分布特征為:

(2)

(3)

a=2-b.

(4)

式中:b為波速比;pr為炸藥爆炸時對孔壁產(chǎn)生的初始沖擊壓力值,MPa;r為炮孔周圍任一點至藥包中心距離與裝藥半徑之比;μ為頂板巖石的泊松比,取0.28;a為應(yīng)力波衰減系數(shù)。

由于徑向裂隙由拉應(yīng)力引起,因此,可以用煤體的抗拉強度代替其切向拉應(yīng)力峰值,即

σθmax=σt.

(5)

根據(jù)彈性理論,求得炮孔周圍爆破后煤層的裂隙區(qū)半徑R為

(6)

式中:σt為頂板巖層(中粒砂巖)的抗拉強度, MPa;rb為炮孔半徑,24 mm。

將裝藥直徑27 mm帶入計算,可求得爆破初始沖擊力pr為770 MPa；炮孔裂隙區(qū)半徑R為418 mm。上述計算過程中忽略了爆生氣體的準(zhǔn)靜態(tài)膨脹作用,同時由爆破引起的煤體完整性下降和強度損失也不僅僅局限于裂隙區(qū)范圍內(nèi),裂隙區(qū)以外應(yīng)力波的損傷作用以及振動效應(yīng)同樣可以弱化煤體的完整性和強度,所以實際的裂隙區(qū)半徑大于計算值,一般為計算值的1.5倍,炮孔間距為裂隙區(qū)半徑的2倍,爆破間距為1 254 mm,現(xiàn)場實際中可取1 200 mm。

3 數(shù)值模擬研究

3.1 不同鉆孔間距數(shù)值模型

利用COMSOL數(shù)值模擬軟件建立模型,模型尺寸為20 m×10 m長方形和2個直徑48 mm的圓,如圖3所示。取正方形和圓的差集作為計算區(qū)域,整個區(qū)域進(jìn)行自由三角形網(wǎng)格劃分。爆破采用三級煤礦許用水膠炸藥,炸藥密度為1 000 kg/m3;炸藥爆速為3 600 m/s。為研究鉆孔間距對爆破效果的影響,分別模擬了鉆孔間距1 200 mm、1 400 mm、1 600 mm下的鉆孔爆破效果,模擬定義參數(shù)如表1所示。

(a)研究對象物理模型

(b)模型網(wǎng)格劃分圖3 數(shù)值模型Fig.3 Numerical model

表1 模擬定義參數(shù)Table1 Simulation definition parameters

3.2 爆破荷載施加

爆炸沖擊的瞬間,其作用在炮孔壁上的作用力直接達(dá)到峰值,隨后以應(yīng)力波的形式在巖體中傳播,而在孔壁上的作用力會在極短時間急速衰減,為在COMSOL數(shù)值模擬軟件中表示作用于孔壁上的作用力,可用以下脈沖函數(shù)進(jìn)行表示:

(7)

式中:P(t)為作用在炮孔壁的動力載荷,MPa;k為修正系數(shù),常數(shù);pr為初始沖擊壓力,MPa;γ為衰減率,取2;t為爆炸時間，s;t0為爆炸持續(xù)時間,s。

3.3 爆破結(jié)果分析

通過COMSOL數(shù)值模擬分別計算孔距為1 200 mm(方案一)、1 400 mm(方案二)和1 600 mm(方案三)時圍巖受力情況,在兩鉆孔之間布置監(jiān)測點進(jìn)行記錄,如圖4所示。

(a)方案一(孔距1 200 mm)

(b)方案二(孔距1 400 mm)

(c)方案三(孔距1 600 mm)圖4 不同方案下應(yīng)力分布Fig.4 Stress distribution under different schemes

通過對比巖石抗拉強度確定爆破效果,其中中粒砂巖抗拉強度為3 MPa(圖中綠線所示),泥巖抗拉強度為1.5 MPa(圖中紅線所示)。模擬得到三組方案下同一時刻炮孔應(yīng)力分布情況,并根據(jù)測點數(shù)據(jù)繪制不同距離處圍巖應(yīng)力峰值曲線圖,如圖5所示。

圖5 不同方案下應(yīng)力峰值曲線圖Fig.5 Curves of peak stress under different schemes

由圖5可知,隨著鉆孔距離的增大,應(yīng)力峰值先急速下降,再緩慢下降,而當(dāng)臨近中心點時,應(yīng)力峰值有所升高,超過了中粒砂巖抗拉強度,這是由于兩個炮孔的沖擊波均對此區(qū)域有影響,能夠有效破壞巖石,產(chǎn)生裂隙區(qū)。由方案一可知,應(yīng)力峰值均在中粒砂巖抗拉強度之上,即此距離下中粒砂巖巖層和泥巖巖層均被破壞,鉆孔間形成貫通裂隙;由方案二可知,在距炮孔0.55～0.60 m范圍內(nèi),應(yīng)力峰值小于中粒砂巖抗拉強度,但大于泥巖抗拉強度,即在中粒砂巖層中,距鉆孔0.55～0.60 m范圍內(nèi)未能形成貫通裂隙,爆破效果弱;由方案三可知,在距炮孔0.60 ～0.70 m范圍內(nèi),應(yīng)力峰值小于中粒砂巖抗拉強度,但大于泥巖抗拉強度,即在中粒砂巖層中,距鉆孔0.60 ～0.70 m范圍內(nèi)未能形成貫通裂隙,爆破效果較弱。

綜上所述,在鉆孔間距為1 200 mm即方案一時,鉆孔爆破效果最好,能形成較好的貫通裂隙,有利于切頂卸壓。

4 爆破現(xiàn)場實測

4.1 現(xiàn)場爆破方案

8201工作面原有切縫鉆孔孔深為8.5 m,直徑48 mm,孔間距為600 mm。使用CMM-8煤礦用液壓錨桿鉆車(DCA-45型自動成巷超前切縫鉆機)自8201工作面停采線向里施工,在巷道頂板原切縫鉆孔的基礎(chǔ)上進(jìn)行延伸,延伸鉆孔間隔1 200 mm。對8201下順槽676#鋼帶至203#鋼帶共378 m巷道進(jìn)行切縫鉆孔爆破,孔深18.5 m的切縫孔具體數(shù)量為300個,孔深8.5 m的切縫孔具體數(shù)量為310個。

切縫鉆孔沿巷道走向傾角為82°(向較低側(cè)傾斜,用半圓測量鉆臂的角度8°),垂直巷道走向傾角為75°(向工作面?zhèn)葍A斜),角度偏差不超過0.5°,鉆孔間距1 200 mm,鉆孔直徑48 mm,鉆孔深度18.5 m。8201工作面鉆孔布置圖如圖6所示。

圖6 8201工作面深孔爆破鉆孔布置圖Fig.6 Borehole layout of deep-hole blasting of 8201 working face

根據(jù)8201回風(fēng)巷頂板巖性分析,擬采用以下爆破參數(shù)進(jìn)行試驗,最終的爆破參數(shù)需根據(jù)現(xiàn)場實驗效果確定?？咨顬?.5 m的切縫鉆孔自孔底至最外面一根聚能管的裝藥數(shù)量依次為3,2,2,1根,封泥長度為1 m;孔深為18.5 m切縫鉆孔自孔底至最外面一根聚能管的裝藥數(shù)量依次為3,3,3,1,0,2,2,1根,封泥長度為3 m。裝藥結(jié)構(gòu)分別如圖7、圖8所示。

圖7 8.5 m鉆孔裝藥結(jié)構(gòu)Fig.7 Charge Structure of 8.5 m drilling

圖8 18.5 m鉆孔裝藥結(jié)構(gòu)Fig.8 Charge Structure of 18.5m borehole

4.2 爆破效果分析

采用CXK28-Z礦用本安型鉆孔成像儀對鉆孔爆破效果進(jìn)行監(jiān)測,本次鉆孔窺視地點為工作面前方約200 m處。共觀測2個爆破后的炮孔,第一個為孔深18.5 m鉆孔,第二個為孔深8.5 m鉆孔。18.5 m鉆孔窺視圖如圖9所示,8.5 m鉆孔窺視圖圖10所示。

圖9 18.5 m鉆孔窺視圖Fig.9 Peep view of 18.5m borehole

圖10 8.5 m鉆孔窺視圖Fig.10 Peep view of 8.5 m borehole

由圖9可知,鉆孔在5 m出現(xiàn)小裂縫,裂縫寬度1～2 mm,裂隙發(fā)育不連續(xù)；7～10 m鉆孔段巖塊完整,10 m后裂縫開始發(fā)育；在12～13 m裂縫連續(xù)發(fā)育且寬度較大,約2～4 mm,局部存在爆破后殘留物,爆破效果較好。

由圖10可知,鉆孔窺視眼前段0～2 m巖塊完整無裂縫；2.0～8.5 m開始出現(xiàn)裂縫且裂縫寬度較大并保持貫通,裂縫寬度5～10 mm,局部鉆孔段巖塊破碎,形成雙向裂隙,說明爆破中雙向聚能環(huán)能夠發(fā)揮作用。

綜上所述,8.5 m鉆孔爆破和18.5 m鉆孔爆破后裂隙較為發(fā)育,爆破效果較好,能夠形成裂隙區(qū),有助于工作面切頂卸壓。

5 結(jié)論

1)根據(jù)爆破理論得到了初始爆破壓力與鉆孔間距計算公式,理論計算得到了孔深為18 m時,裝藥直徑為27 mm時的最佳爆破間距為1 200 mm。

2)結(jié)合COMSOL數(shù)值模擬軟件模擬了不同鉆孔間距下爆破效果,研究了不同裝藥直徑下的鉆孔布置間距范圍,揭示了鉆孔間距對爆破效果的影響規(guī)律。

3)工程實踐表明，裝藥直徑為27 mm,鉆孔間距為1 200 mm時,炮孔裂隙發(fā)育較好,裂紋深而寬,能夠有效切落頂板巖層,驗證了理論計算與數(shù)值模擬的結(jié)果,可為類似條件下礦區(qū)的深孔預(yù)裂爆破提供指導(dǎo)。

4)根據(jù)現(xiàn)場情況,參考不耦合裝藥設(shè)計,建議爆破方案采用裝藥直徑為27 mm,鉆孔間距為1 400 mm。此方案可減少一些鉆孔數(shù)量,有效降低鉆孔工程量,提高了爆破效率,對礦井安全高效生產(chǎn)具有重要意義。