時啟鵬,鄭洪運,王永寶,云 明,武善元,李廷春,張 浩
(1.山東科技大學(xué) 山東省土木工程防災(zāi)減災(zāi)重點實驗室,山東 青島266590;2.山東省邱集煤礦有限公司,山東 德州272116;3.山東能源棗莊礦業(yè)集團(tuán)有限責(zé)任公司,山東 棗莊277000)
沿空留巷技術(shù)[1-2]是通過雙向聚能爆破預(yù)裂留巷頂板產(chǎn)生貫通切縫,降低采空區(qū)頂板垮落對留巷頂板的影響,其技術(shù)核心主要體現(xiàn)在“拉得住、切得開、下得來、護(hù)得住”4個方面,其中“切得開”作為技術(shù)前提,關(guān)鍵在于爆破產(chǎn)生貫通切縫,因此炮孔間距的選取尤為重要。由于爆破產(chǎn)生的裂縫長度有限,只有當(dāng)炮孔間距合理時,相鄰炮孔間才能夠形成貫通裂縫。若炮孔間距選取不合理,在留巷頂板上難以形成貫通切縫,采空區(qū)頂板沿隨機(jī)方向垮落時將引起留巷頂板下沉失穩(wěn),極易導(dǎo)致留巷巷道嚴(yán)重變形等問題[3-5]。關(guān)于沿空留巷中選取合理炮孔間距問題,學(xué)者們做了大量的研究工作[6-11]。高玉兵[6]等通過分析聚能張拉爆破模式下應(yīng)力波侵徹巖體產(chǎn)生定向裂縫,并協(xié)調(diào)設(shè)計裝藥量及炮孔間距,達(dá)到炮孔間裂隙貫通的效果;梁洪達(dá)[7]等采用理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法,對雙向聚能拉伸爆破應(yīng)力波傳播形式和裂紋擴(kuò)展規(guī)律進(jìn)行研究,得到聚能爆破裂紋擴(kuò)展長度以確定炮孔間距;郭德勇[8]等對裂隙發(fā)育力學(xué)條件進(jìn)行研究,建立聚能爆破過程的巖石動態(tài)斷裂力學(xué)模型,結(jié)合裂隙止裂條件,設(shè)計深孔聚能爆破炮孔間距,實現(xiàn)了頂板的定向切割斷裂;陳上元[9]等通過對聚能爆破作用原理分析,建立聚能爆破力學(xué)模型,分析爆生氣體促使裂縫擴(kuò)展的長度,并結(jié)合巖石斷裂韌度與抗拉強(qiáng)度之間的關(guān)系,確定了聚能爆破炮孔間距。上述研究對沿空留巷中炮孔間距的計算具有積極地推動作用,但沒有綜合考慮在聚能效應(yīng)下爆炸應(yīng)力波和爆生氣體對巖石裂縫擴(kuò)展的作用。為此,以邱集煤礦1102工作面為工程背景,對沿空留巷炮孔間距開展研究,通過分析雙向聚能爆破成縫機(jī)理,引入聚能管影響參數(shù),計算爆炸應(yīng)力波和爆生氣體聯(lián)合作用下的巖石裂縫擴(kuò)展長度,推導(dǎo)出合理炮孔間距計算公式,并結(jié)合數(shù)值模擬和現(xiàn)場試驗進(jìn)行驗證[10-11]。
現(xiàn)邱集煤礦所開采煤層為11煤,地面標(biāo)高為-426~-432m,1102工作面為11煤首采區(qū)試采工作面,煤層平均厚度為2.02m,走向長度52m,傾向長度173m,平均傾角4°,賦存比較穩(wěn)定。直接頂板為堅硬的五灰,平均厚度為2.01m,五灰以上是平均厚度1.14m的泥巖以及平均厚度5.3m的四灰,四、五灰平均厚度7.31m,抗壓強(qiáng)度為95.42MPa,抗拉強(qiáng)度為6.48MPa;直接底板主要為粉砂巖,次為泥巖或黏土巖,局部有炭質(zhì)泥巖或黏土巖偽底,平均厚度為5.3m。煤層及頂?shù)装逯鶢顖D如圖1。
圖1 煤層及頂?shù)装逯鶢顖DFig.1 Histogram of coal seam,roof and floor
1102工作面采用的沿空留巷技術(shù)原理如圖2。
圖2 沿空留巷技術(shù)原理Fig.2 Principle of gob side entry retaining technology
在工作面回采前,留巷頂板與采空區(qū)頂板為1個整體,其運動狀態(tài)和力學(xué)參數(shù)表現(xiàn)為一致性;采用雙向聚能爆破超前工作面預(yù)裂留巷頂板產(chǎn)生貫通切縫面,切斷了留巷頂板和采空區(qū)頂板之間的聯(lián)系,留巷側(cè)頂板由長臂梁結(jié)構(gòu)轉(zhuǎn)變?yōu)槎瘫哿航Y(jié)構(gòu),降低了留巷側(cè)頂板壓力。待工作面回采后,留巷頂板在錨索支護(hù)作用下保持原有狀態(tài),采空區(qū)頂板在頂板自重和上覆巖層的壓力作用下沿切縫面垮落,最大限度地減弱采空區(qū)頂板垮落對留巷頂板的影響;垮落矸石在擋矸支護(hù)作用下充填采空區(qū)以自動形成巷幫,即起到支撐上覆巖層荷載的作用,又實現(xiàn)留巷巷道與采空區(qū)的隔離,保障了留巷的完整性。
關(guān)于雙向聚能爆破成縫機(jī)理,是爆炸應(yīng)力波與爆炸氣體聯(lián)合作用的結(jié)果[12-13],即炸藥在聚能裝置內(nèi)爆炸,產(chǎn)生爆炸沖擊波和爆生氣體;在非聚能方向,由于聚能裝置對應(yīng)力波的緩沖和抑制作用,應(yīng)力波發(fā)生透射與反射,透射應(yīng)力波作用在孔壁巖石上產(chǎn)生范圍較小的壓縮裂縫,反射應(yīng)力波在聚能裝置的引導(dǎo)下向聚能方向聚集;在聚能方向,爆炸應(yīng)力波直接作用在孔壁巖石上,在孔壁巖石徑向產(chǎn)生壓應(yīng)力而在環(huán)向產(chǎn)生拉應(yīng)力,由于巖石的“怕拉耐壓”的特性,巖石發(fā)生拉斷破壞,沿聚能方向產(chǎn)生初始徑向裂縫。隨后爆生氣體充滿初始裂縫,在爆生氣體的準(zhǔn)靜壓作用下促使巖石初始裂縫進(jìn)一步擴(kuò)展,直到爆生氣體裂縫尖端應(yīng)力強(qiáng)度因子小于巖石的斷裂韌性時,裂縫停止延伸。
由于深孔聚能爆破軸向裝藥長度遠(yuǎn)大于裝藥直徑,則對巖石內(nèi)任一點的應(yīng)力分析可轉(zhuǎn)換為平面問題處理,聚能裝置為常用的中空筒狀聚能管,建立的聯(lián)孔爆破力學(xué)模型如圖3。
圖3 聯(lián)孔爆破力學(xué)模型Fig.3 Mechanical model of combined hole blasting
炸藥爆炸后,產(chǎn)生的平均爆轟壓力pm為:
式中:pm為平均爆轟壓力,MPa;ρ0為炸藥密度,kg/m3;D為炸藥爆速,m/s。
由于聚能管的緩沖和抑制作用,導(dǎo)致孔內(nèi)爆轟壓力重新分布,聚能管切縫促使爆炸能量向聚能方向匯集,聚能方向的爆轟壓力得到疊加,考慮到聚能管的聚能效應(yīng),特引入聚能管影響參數(shù)B和θ,因此,在聚能方向進(jìn)入炮孔壁的應(yīng)力峰值pa可表示為:
爆炸應(yīng)力波在巖石內(nèi)傳播,巖石內(nèi)某一點受到的環(huán)向拉應(yīng)力σθ為:
式中:σθ為巖石環(huán)向拉應(yīng)力,MPa;r1為巖石內(nèi)一點距炮孔中心點的距離,m;α為應(yīng)力波在巖石中衰減指數(shù),α=2-μ/(1-μ);μ為巖石的泊松比。
在爆炸應(yīng)力波作用下,巖石的動態(tài)抗拉強(qiáng)度隨加載應(yīng)變率變化而變化,巖石動態(tài)抗拉強(qiáng)度σtd與加載應(yīng)變率ε之間的關(guān)系為[14]:
式中:σtd為動態(tài)抗拉強(qiáng)度,MPa;σt為靜態(tài)抗拉強(qiáng)度,MPa;ε為加載應(yīng)變率。
當(dāng)炮孔壁上任一點環(huán)向拉應(yīng)力大于巖石的動態(tài)抗拉強(qiáng)度時,產(chǎn)生初始徑向裂縫,即:
將式(3)代入式(5)得出巖石初始徑向裂縫長度r1為:
在爆炸應(yīng)力波的作用下,孔壁巖石已經(jīng)產(chǎn)生初始徑向裂縫,隨著爆生氣體的楔入,在爆生氣體的準(zhǔn)靜壓力作用下,巖石徑向裂縫將繼續(xù)擴(kuò)展。假設(shè)爆生氣體為理想氣體,爆生氣體僅存在于炮孔體積和巖石裂縫內(nèi),且不發(fā)生滲透。爆生氣體膨脹充滿炮孔時的壓力pb為:
式中:pb為爆生氣體膨脹充滿炮孔時的壓力,MPa;k為等熵絕熱指數(shù),取值為3;γ為絕熱指數(shù),取值為1.4 ;pk為爆轟產(chǎn)物臨界壓力,MPa;Vc、Vb分別為裝藥體積和炮孔體積,cm3。
基于厚壁圓桶理論,計算得出爆生氣體在巖石中逐漸衰減的準(zhǔn)靜壓力pr為:
式中:pr為爆生氣體的準(zhǔn)靜壓力,MPa;r2為巖石內(nèi)一點距炮孔中心的的距離與巖石初始徑向裂縫擴(kuò)展長度的差值,m。
從巖石爆破機(jī)理看,雙向聚能爆破形成的裂縫不屬于單一類型的裂縫,而是由張開型(I型)裂縫起主導(dǎo)作用的復(fù)雜裂縫。對于以張開型(I型)主導(dǎo)的裂縫,在準(zhǔn)靜壓力pr的作用下,徑向裂縫尖端應(yīng)力強(qiáng)度因子KI為:
式中:KI為徑向裂縫尖端應(yīng)力強(qiáng)度因子;p′為裂縫擴(kuò)展時裂縫尖端所受的壓力,MPa;F為裂縫尖端應(yīng)力強(qiáng)度因子修正系數(shù);σ為巖石單元速度差引起的環(huán)向拉應(yīng)力,MPa,由于殘余環(huán)向拉應(yīng)力σ遠(yuǎn)小于爆生氣體壓力,可忽略不計。
根據(jù)巖石斷裂力學(xué)理論[15-16]知,當(dāng)裂縫尖端應(yīng)力強(qiáng)度因子KI小于巖石的斷裂韌性系數(shù)KIC時,即KI≤KIC,裂紋停止擴(kuò)展。因此,巖石裂縫能夠繼續(xù)擴(kuò)展的爆生氣體壓力需滿足:
式中:KIC為巖石的斷裂韌性系數(shù)。
將式(8)代入式(10)計算得爆生氣體作用下裂縫擴(kuò)展長度r2為:
因此,聚能爆破炮孔間距E為:
根據(jù)邱集煤礦1102工作面的地質(zhì)條件,以及切頂鉆機(jī)配套直徑為75mm的鉆頭,得到的爆破后巖石的裂縫長度計算參數(shù)見表1。經(jīng)式(6)、式(11)、式(12)計算得聚能爆破炮孔間距為1.08m,為了使爆破后相鄰炮孔裂縫達(dá)到良好貫通效果,因此,合理的炮孔間距為1.0m。
表1 裂縫長度計算參數(shù)Table1 Calculation parameters of crack length
針對理論計算結(jié)果,采用LS-DYNA軟件對間距為0.8 、1.0 、1.2m的雙孔聚能爆破裂縫擴(kuò)展過程進(jìn)行模擬,建立的雙孔聚能爆破計算模型如圖4。建立的模型尺寸為2m×1.5m。炮孔直徑為70mm,呈中心對稱布置,由內(nèi)至外分別為炸藥、聚能管、空氣和巖石,其中聚能管厚度為2mm,切口寬為6mm。巖石和聚能管采用Lagrange單元,炸藥與空氣采用ALE單元,采取流固耦合數(shù)值方法求解,空氣、巖石的邊界條件均為無反射邊界。
圖4 計算模型Fig.4 Computational model
炸藥采用MAT-HIGH-EXPLOSIVE-BURN材料模型,并采用炸藥爆轟產(chǎn)物的JWL狀態(tài)方程描述爆轟產(chǎn)物的壓力p與體積變化V關(guān)系:
式中:p為爆轟產(chǎn)物的壓力,MPa;C、D、R1、R2、ω均為材料常數(shù);V為爆轟產(chǎn)物相對體積;E0為初始內(nèi)能密度。
炸藥材料參數(shù)見表2。
表2 炸藥材料參數(shù)Table2 Explosive material parameters
巖石采用HJC本構(gòu)模型,能夠反映出巖石材料受高壓作用下的巖石損傷、破碎及斷裂,巖石材料參數(shù)見表3??諝獠牧蠀?shù)和聚能管材料參數(shù)分別見表4、表5。此外,為直觀顯示雙孔聚能爆破過程巖石裂縫擴(kuò)展過程,在模擬中添加單元刪除的關(guān)鍵字,即MAT-ADD-EROSION,當(dāng)巖石單元在爆破作用下發(fā)生破壞后,則將該巖石單元刪除,實際表現(xiàn)為巖石裂縫擴(kuò)展區(qū)域。
表3 巖石材料參數(shù)Table3 Rock material parameters
表4 空氣材料參數(shù)Table4 Air material parameters
表5 PVC管材料參數(shù)Table5 Material parameters of PVC pipe
炮孔起爆后的應(yīng)力云圖如圖5。從圖5可以看出,爆炸產(chǎn)生的應(yīng)力波受到聚能管的影響,優(yōu)先從聚能方向釋放,在孔壁巖石上形成初始徑向裂縫;在非聚能方向,應(yīng)力波作用在聚能管上發(fā)生透射與反射,透射應(yīng)力波在孔壁巖石上產(chǎn)生壓縮裂縫,經(jīng)聚能管反射的應(yīng)力波在巖石初始裂縫的導(dǎo)向作用下進(jìn)一步促進(jìn)巖石徑向裂縫擴(kuò)展。
圖5 聚能爆破應(yīng)力云圖Fig.5 Stress nephogram of shaped charge blasting
為了驗證在聚能方向上裂縫更易擴(kuò)展,選取距右炮孔壁左側(cè)、上側(cè)等長度為0.2m的巖石單元Ⅰ、Ⅱ進(jìn)行爆炸荷載時程曲線分析,0~50μs時間段的巖石單元應(yīng)力曲線如圖6。
圖6 單元應(yīng)力曲線Fig.6 Element stress curves
由圖6可知,在炮孔起爆后20μs時,爆炸應(yīng)力波到達(dá)巖石單元Ⅰ,到24μs時應(yīng)力達(dá)到峰值,隨后應(yīng)力開始下降;爆炸應(yīng)力波在26μs時到達(dá)巖石單元Ⅱ,到30μs時應(yīng)力達(dá)到峰值,單元Ⅱ到達(dá)應(yīng)力峰值的時間比單元Ⅰ滯后6μs,說明爆炸應(yīng)力波優(yōu)先從作用于聚能方向。巖石單元Ⅰ、單元Ⅱ的應(yīng)力峰值分別為14.23 、5.46MPa,巖石單元Ⅰ應(yīng)力值是單元Ⅱ應(yīng)力值的2.6 倍,表明聚能爆破增加了聚能方向應(yīng)力疊加,有利于炮孔間貫通裂縫的形成。
經(jīng)數(shù)值模擬分析得到的不同炮孔間距下雙孔爆破后的裂縫擴(kuò)展過程分別如圖7~圖9。
圖7 間距為0.8m時裂縫擴(kuò)展過程Fig.7 Crack propagation process with spacing of0.8m
由圖7~圖9可以看出,巖石初始裂縫的產(chǎn)生和擴(kuò)展過程基本一致,隨著炮孔間距的增大,炮孔間的裂縫擴(kuò)展更加充分。由圖7可知,到154μs時,相鄰2個炮孔巖石裂縫已貫通,炮孔連線中點處的應(yīng)力疊加導(dǎo)致巖石產(chǎn)生豎向裂縫;由圖8可知,到198μs時,巖石裂縫擴(kuò)展完成,兩孔間裂縫完全貫通且在炮孔連線中心無豎向裂縫產(chǎn)生;由圖9可知,到221μs時,裂縫基本停止擴(kuò)展,兩孔間未見裂縫貫通。因此,由裂縫擴(kuò)展效果分析得,炮孔間距為1.0m較為合理,與理論計算數(shù)值相符。
圖8 間距為1.0m時裂縫擴(kuò)展過程Fig.8 Crack propagation process with spacing of1.0m
圖9 間距為1.2m時裂縫擴(kuò)展過程Fig.9 Crack propagation process with spacing of1.2m
根據(jù)理論計算和數(shù)值模擬研究,確定最佳炮孔間距為1.0m,并在邱集煤礦1102工作面進(jìn)行現(xiàn)場試驗,取得了良好的切頂效果。在工作面回采前,超前工作面一定距離在留巷頂板上鉆設(shè)間距為1.0m的炮孔,并實施聚能爆破預(yù)裂留巷頂板。炮孔起爆后,頂板上沿炮孔連線方向出現(xiàn)1條明顯的貫通裂縫,且孔口處巖石較完整。采用CXK6礦用本安型鉆孔成像儀分對爆炸前后炮孔內(nèi)部裂縫狀態(tài)進(jìn)行窺視,爆破后孔內(nèi)裂縫效果如圖10,可以明顯觀察到爆破后沿聚能方向產(chǎn)生2條裂縫,在其他方向只有微小裂縫產(chǎn)生。
圖10 爆破后孔內(nèi)裂縫效果Fig.10 Crack effect in hole after blasting
為了進(jìn)一步驗證相鄰炮孔之間的內(nèi)部裂縫貫通,現(xiàn)場對爆破完成后的相鄰炮孔進(jìn)行注水試驗。經(jīng)過對其中1個炮孔進(jìn)行封堵并注水,看到有小股水流從相鄰炮孔內(nèi)流出,表示相鄰炮孔裂縫貫通良好。
1)基于雙向聚能爆破成縫機(jī)理,引入聚能管影響參數(shù),分析計算爆炸應(yīng)力波和爆生氣體聯(lián)合作用下巖石裂縫擴(kuò)展長度,推導(dǎo)出雙向聚能爆破炮孔間距計算公式。
2)采用LS-DYNA軟件對間距為0.8 、1.0 、1.2m的雙孔聚能爆破進(jìn)行數(shù)值模擬,模擬結(jié)果顯示:受聚能管的影響,爆炸應(yīng)力波優(yōu)先作用于聚能方向且發(fā)生疊加,在聚能方向巖石更易產(chǎn)生裂縫;當(dāng)炮孔間距為1.0m時,巖石裂縫擴(kuò)展效果最好。
3)以邱集煤礦1102工作面為工程背景,經(jīng)現(xiàn)場試驗結(jié)果證明,采用間距為1.0m的炮孔爆破切頂后,孔內(nèi)與孔間都形成了良好的貫通裂縫,爆破效果較好,與理論計算和數(shù)值模擬結(jié)果相符,驗證了理論計算方法得到炮孔間距是合理的。