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    煤系地層隧道石門揭煤爆破掏槽優(yōu)化研究*

    2022-03-31 03:55:40江俐敏吳育謙劉存福周圣國王智德
    爆破 2022年1期
    關(guān)鍵詞:空孔煤系石門

    江俐敏,吳育謙,劉存福,周圣國,王智德

    (1.武漢職業(yè)技術(shù)學院 建筑工程學院,武漢 430074;2.南粵交通懷陽高速公路管理中心,廣州 510100; 3.武漢理工大學 土木工程與建筑學院,武漢 430070)

    當隧道穿越煤系地層時,可能產(chǎn)生瓦斯氣體泄露、爆炸以及煤層突出、擠出等地質(zhì)災(zāi)害,對人員及設(shè)備安全構(gòu)成潛在的威脅,增大施工事故的風險[1-3]。這些風險通常體現(xiàn)在煤系地層隧道石門揭煤爆破施工。石門揭煤是煤系地層隧道施工安全十分關(guān)鍵的一環(huán)[4]。所以,加強煤系地層隧道石門揭煤爆破研究具有重要的經(jīng)濟和社會意義。

    國內(nèi)外學者在煤系地層隧道石門揭煤爆破方面取得了系列研究成果。李開言采用深孔電爆破技術(shù)[5],安全揭開石門順利通過了家竹箐高瓦斯隧道煤系地層段;蔡峰等基于Taylor法構(gòu)建LS-DYNA煤體爆破損傷模型[6],將其應(yīng)用于深孔預裂爆破煤體裂紋擴展研究,發(fā)現(xiàn)深孔預裂爆破孔間距為5~6 m時,高瓦斯低透氣性煤層瓦斯抽放效率最大,利于石門揭煤防突;陳鵬等剖析了深孔控制爆破防突機制[7],將其應(yīng)用于高瓦斯低透氣性煤層石門揭煤中,試驗發(fā)現(xiàn)煤層透氣性大幅增加,煤體集中應(yīng)力得以卸壓,降低了揭煤突出危險性;張春華等運用RFPA2D-Flow模擬揭開急傾斜煤層石門演化過程[8],將深孔預裂控制爆破技術(shù)應(yīng)用于石門揭煤試驗,結(jié)果表明該爆破技術(shù)利于石門揭煤消突;王小毛等將導硐震動炮法應(yīng)用在王家?guī)X新井石門揭煤中[9],安全揭開了石門;Singh P K等獲得了鄰近露天爆破振動對煤層頂板及礦柱的影響狀況[10-12],得到同等爆破條件下頂板比礦柱對爆破振動的動力響應(yīng)更大的結(jié)果;Baisheng Nie等進行了模型試驗?zāi)M爆破振動作用下的充氣煤體動力響應(yīng)[13],結(jié)果表明振動會增加并擴大煤層裂隙,加劇煤與瓦斯突出的風險。

    縱觀煤系地層隧道石門揭煤爆破研究,目前主要集中于小斷面煤巷生產(chǎn)中,以增加煤層透氣性的深孔爆破技術(shù)為主,降低瓦斯壓力來達到防突目的。而深孔爆破技術(shù)運用于大斷面煤系地層隧道時,一定程度上可降低安全事故發(fā)生,揭煤深度過大,會誘發(fā)煤與瓦斯突出加大煤層垮塌導致圍巖嚴重超挖,嚴重影響施工工期和經(jīng)濟效益;反之,揭煤深度過小會增加揭煤次數(shù),增大突出發(fā)生的可能。所以,大斷面煤系地層隧道石門一次揭煤深度不宜過大或過小。爆破掏槽是大斷面煤系地層隧道石門揭煤斷面爆破關(guān)鍵,掏槽技術(shù)參數(shù)直接決定石門揭煤爆破效果及揭煤深度,由于石門揭煤斷面前方為煤層,所以,最優(yōu)的爆破掏槽參數(shù)是在保證破碎并拋擲槽腔內(nèi)巖石的前提下,盡可能使揭煤深度控制在理想范圍內(nèi)[14]。為此,本文以西藏拉澤公路圭嘎拉隧道為研究對象,采用理論分析與數(shù)值試驗相結(jié)合的方法對大斷面煤系地層隧道石門揭煤爆破掏槽關(guān)鍵參數(shù)進行優(yōu)化,其研究成果可為該隧道石門揭煤爆破設(shè)計與施工提供重要的技術(shù)支持,也可為今后類似大斷面煤系地層隧道爆破設(shè)計提供參考。

    1 圭嘎拉隧道石門揭煤掏槽形式分析

    1.1 隧道概況

    西藏拉澤公路圭嘎拉隧道設(shè)計為分離式小凈距雙洞隧道,兩洞相距25~35 m,隧道最大埋深1152 m,凈高12.44 m,凈寬9.92 m,建筑限界10.25 m×5 m。左洞全長12790 m;右洞全長12782 m。隧道路面設(shè)計高程4248.449 m(進口)~4106.134 m(出口)。隧道線路最高山峰位于K21+252附近,海拔約5342 m,最低處位于隧道出口,海拔約4110m,相對高差1232 m左右。隧道圍巖主要為板巖和片麻狀花崗巖,圍巖級別有Ⅲ級、Ⅳ級和Ⅴ級。隧道在K16+940~K16+960和K19+300~K19+325穿越煤系地層,煤層厚約2 m,傾角約70°,屬于大斷面煤系地層隧道。煤系地層區(qū)間段圍巖為Ⅳ級和Ⅴ級;隧道含煤地層瓦斯含量較高,經(jīng)測定瓦斯壓力為0.80~1.43 MPa,為高瓦斯工區(qū),一級瓦斯地段。隧道穿煤時瓦斯壓力大,存在煤與瓦斯突出危險。

    1.2 隧道石門揭煤掏槽形式

    隧道穿煤段石門揭煤采用遠距離普通震動爆破,圖1為隧道穿煤段揭煤參數(shù)示意圖。

    圖1 隧道穿煤段石門揭煤參數(shù)示意圖(單位:m)Fig. 1 Uncovering coal parameters of cross-cut in tunnel crossing coal section (unit:m)

    隧道石門揭煤時,底板巖坎較厚,刷斜面揭煤法無法進行,采用直眼掏槽能創(chuàng)造良好的臨空面,減少巖坎厚度,促進揭煤順利進行[15]。故在揭煤段爆破時,采用直眼掏槽形式。

    直眼掏槽分為有中空孔和無中空孔兩種形式[16]。無中空孔直眼掏槽對鉆孔器械要求不高,但裝藥結(jié)構(gòu)較復雜,且對各部分炸藥起爆時差要求苛刻[17],不適用于雷管段數(shù)受限的煤系地層隧道。中空孔直眼掏槽配有不裝藥的空眼作為爆破初始自由面和巖石的碎脹補償空間,為后續(xù)輔助孔崩落巖石創(chuàng)造條件。該方法雖對鉆孔精度要求較高,但其裝藥結(jié)構(gòu)簡單且對雷管要求相對較低,操作便捷。因此,在隧道揭煤斷面采用中空孔直眼掏槽形式。

    1.3 中空孔直眼掏槽空孔效應(yīng)分析

    中空孔直眼掏槽中,空孔會引起其附近巖石中應(yīng)力場和鄰近掏槽孔爆破作用發(fā)生一定的變化,即為直眼掏槽空孔效應(yīng)。其分為空孔應(yīng)力集中效應(yīng)、空孔自由面效應(yīng)和空孔卸壓效應(yīng)。

    (1)空孔應(yīng)力集中效應(yīng)

    爆轟應(yīng)力波傳播至空孔孔壁時,壓縮應(yīng)力波反射形成拉伸應(yīng)力波,二者疊加使空孔孔壁附近巖石應(yīng)力水平高于無空孔時,此即為空孔的應(yīng)力集中效應(yīng)。

    (2)空孔自由面效應(yīng)

    爆轟應(yīng)力波垂直入射至巖石與空氣的分界面時,入射分界面的壓縮應(yīng)力波反射回巖石后變?yōu)槔鞈?yīng)力波,作用于巖石介質(zhì)后使其發(fā)生拉伸破壞。當空孔半徑增大時,從孔壁反射回的拉伸應(yīng)力波越多,其作用范圍越大,有利于增大巖石破碎程度。

    (3)空孔卸壓效應(yīng)

    在中空孔直眼掏槽中,空孔可改變孔壁附近巖石原巖應(yīng)力狀態(tài),釋放炮孔附近巖石地應(yīng)力,使巖石所處力學環(huán)境發(fā)生變化,繼而巖石更易破碎,利于提高槽腔巖石破碎程度,增進直眼掏槽效率。

    2 中空孔直眼掏槽關(guān)鍵參數(shù)及計算

    中空孔直眼掏槽主要參數(shù)有炮孔半徑r0、空孔半徑r2、炮孔間距、炮孔與空孔間距a和裝藥系數(shù),其中r2和a為關(guān)鍵技術(shù)參數(shù)[18]。炮孔間的距離依據(jù)柱狀裝藥爆破巖石中粉碎區(qū)進行計算,a可依據(jù)空孔反射應(yīng)力波作用區(qū)域和a進行計算。

    (1)按空孔反射拉伸應(yīng)力波作用區(qū)域計算a

    中空孔直眼掏槽空孔與炮孔間距的設(shè)計原則為:炮孔中炸藥爆炸在巖石中生成的粉碎區(qū)與空孔孔壁反射的拉伸應(yīng)力波造成的巖石破碎區(qū)域相互貫通。圖2為掏槽的a計算原理圖。

    圖2 掏槽炮孔與空孔間距計算圖Fig. 2 The calculation diagram of the parameter a

    空孔孔壁反射拉伸波致使巖石破碎,假設(shè)圖2中點A為破碎區(qū)域邊界巖石質(zhì)點,該點反射拉伸應(yīng)力σθθ應(yīng)等于巖石動態(tài)抗拉強度σtd,則有

    (1)

    式中:P為透射進煤巖體內(nèi)初始沖擊波壓力,MPa;r0為炮孔半徑,mm;r1為藥包半徑,mm;Rc為不耦合裝藥巖石爆破粉碎區(qū)半徑,m;α為爆炸沖擊波對應(yīng)的衰減指數(shù),α=2+b,b為側(cè)向應(yīng)力系數(shù),b=μd/(1-μd),μd為爆炸動載荷加載下煤巖體動態(tài)泊松比;l為反射拉伸應(yīng)力波破碎的巖石區(qū)域,m;σtd為巖石動態(tài)抗拉強度,MPa。

    由式(1)得反射拉伸應(yīng)力波破碎巖石區(qū)域l為

    (2)

    (3)

    B=[(1+b)2+(1+b2)-2μd(1-μd)(1-b)2]1/2

    (4)

    式中:ρ0為炸藥密度,kg/m3;D為炸藥爆速,m/s;n為膨脹的爆轟產(chǎn)物沖擊孔壁時的壓力增大系數(shù),通常取8~10;K=r0/r1為徑向不耦合系數(shù);γ為爆轟產(chǎn)物膨脹絕熱系數(shù),通常取值為3;le為軸向裝藥系數(shù);σcd煤巖體的動抗壓強度,MPa;其余物理量意義同前。

    不耦合裝藥巖石爆破裂隙區(qū)半徑RP計算式為

    (5)

    式中:β為爆炸應(yīng)力波對應(yīng)的衰減指數(shù),β=2-b;其余物理量意義同前。

    由圖2可知空孔與炮孔間距為a=RP+l+r2,即

    (6)

    式中:r2為空孔半徑,mm;其余物理量意義同前。

    (2)依據(jù)空孔半徑計算a

    空孔除作為初始自由面外,亦可為破碎巖石提供補償空間。因此,空孔體積需足夠容納碎脹后體積增大的巖石,基于此條件,空孔與炮孔間距應(yīng)為

    (7)

    式中:Ks為巖石碎脹系數(shù);其余物理量意義同前。

    3 中空孔直眼掏槽參數(shù)優(yōu)化研究

    中空孔直眼掏槽關(guān)鍵技術(shù)參數(shù)a,根據(jù)式(6)和式(7)初步確定取值范圍,當掏槽效率最高時取值最理想;r2越大,提高掏槽效率作用越顯著,但空孔越大,瓦斯積聚量可能越多,提高爆破效果的同時,也給爆破作業(yè)帶來更大的風險,最理想空孔半徑是滿足掏槽效率高的同時將風險控制最低。為了獲得理想的r2和a等關(guān)鍵參數(shù),采用數(shù)值模擬試驗研究中空孔直眼掏槽參數(shù)優(yōu)化取值。

    3.1 計算模型建立及計算參數(shù)

    (1)中空孔直眼掏槽布孔形式及參數(shù)

    圭嘎拉隧道石門揭煤爆破中空孔掏槽正方形布孔形式見圖3,其中黑色圓點為裝藥槽孔,白色圓點為不裝藥空孔,r2為空孔半徑,a為炮孔與空孔間距,b為二階炮孔與一階炮孔邊界距離。a值依據(jù)式(6)、(7)計算,b值依據(jù)式(5)計算,結(jié)果均取整。

    圖3 石門揭煤中空孔直眼掏槽布孔形式及參數(shù)Fig. 3 Hole form and parameters for central hollow hole cut of uncovering coal at the rock cross-cut

    中心空孔半徑分別為50 mm、75 mm、100 mm,對應(yīng)的中空孔直眼掏槽參數(shù)見表1。

    表1 不同空孔半徑對應(yīng)的直眼掏槽參數(shù)Table 1 Parameters for parallel cut with different hole radius

    確定直眼掏槽參數(shù)后,結(jié)合現(xiàn)場實際的孔網(wǎng)參數(shù)及裝藥結(jié)構(gòu)[19],采用規(guī)范建議的揭煤深度和煤層參數(shù),確定石門揭煤斷面進尺為3 m,炮孔深度為3.2 m,直眼掏槽炮孔為3.4 m(超深0.2 m)。石門揭煤斷面上臺階掏槽爆破參數(shù)如圖4所示。

    圖4 石門揭煤斷面上臺階掏槽爆破參數(shù)示意圖(單位:mm)Fig. 4 Schematic diagram of parameters for cut blasting insection steps of uncovering coal at the rock cross-cut(unit:mm)

    (2)石門揭煤直眼掏槽爆破三維模型建立

    根據(jù)圖4,考慮到模型具有對稱性,建立三維分析模型,如圖5所示。

    圖5 石門揭煤中空孔直眼掏槽三維模型Fig. 5 3D model of hollow-hole straight cut in crosscut coal uncovering

    模型采用粘滯邊界,包括模型水平方向左右兩側(cè)、豎直方向底部以及模型前后兩側(cè)邊界。煤層與石門、煤層頂板采用共節(jié)點接觸;假設(shè)煤層煤質(zhì)連續(xù)且均勻,煤層厚度處處相等,且其與頂?shù)装鍘r層緊密接觸。模型尺寸25 m×25 m×50 m,預留巖柱厚度為2 m,煤層厚度為2 m,傾角為70°。直眼掏槽各孔孔深3.4 m,中空孔半徑分別為50 mm、75 mm和100 mm,不裝藥。其余槽孔裝藥系數(shù)為0.67,裝藥半徑32 mm,剩余部分全部堵塞,在藥卷與粘土炮泥間加填一節(jié)水炮泥,一階掏槽孔與二階掏槽孔分別采用一段、二段煤礦許用電雷管起爆。

    (3)煤巖材料模型與計算參數(shù)

    炸藥爆炸時,在爆炸動載作用下近區(qū)煤巖體極度破碎,炮孔周圍煤巖所受加載應(yīng)變率較大,存在應(yīng)變率效應(yīng)。本文煤巖材料模型采用考慮應(yīng)變率效應(yīng)的彈塑性本構(gòu)模型(MAT_PLASTIC_KINEMATIC),該材料模型的Mises屈服條件為

    (8)

    (9)

    (10)

    根據(jù)該隧道地質(zhì)勘探與設(shè)計資料[20,21],隧道穿越煤系地層段隧道圍巖(板巖)與煤體的模型物理力學參數(shù)分別見表2和表3。

    表2 隧道石門揭煤圍巖模型材料參數(shù)Table 2 Material parameters of the model of uncovering coal and surrounding rock in tunnel cross-cut

    表3 隧道煤體模型材料參數(shù)Table 3 Material parameters of coal model of tunnel

    3.2 不同r2對掏槽效果和揭煤深度的影響

    (1)r2對掏槽效果和揭煤深度的分析

    圖6為不同r2直眼掏槽爆破在石門巖體和煤層中形成的槽腔及煤體破碎區(qū)(灰色區(qū)域為石門及頂板巖體,黑色區(qū)域為煤層)。

    由圖6(a)知,石門揭煤直眼掏槽爆破對石門巖體掏槽效果和煤層破碎情況受r2影響較大,r2=50 mm時,由于其提供的補償空間較小且相對為一個弱自由面,故形成的石門槽腔相對較小且外圍炮孔對周圍巖石破碎程度不足,致使掏槽效果不佳。而r2=75 mm、100 mm時,槽腔體積均得到一定程度增大,腔體內(nèi)巖石破碎更為均勻充分,利于爆除石門巖體,便于揭開煤層;由圖6(b)可知,r2=50 mm時,直眼掏槽爆破在煤層揭露段激發(fā)的爆生裂隙密集程度與r2=75 mm、100 mm相比更為稀疏,r2=75 mm、100 mm時,煤體破碎程度相當。由圖6(c)、(d)可以發(fā)現(xiàn),不同r2均可使煤層整體從煤層底板脫落,而煤層頂板附近小范圍內(nèi)煤體出現(xiàn)了剝離現(xiàn)象。r2=50 mm時,煤層在槽腔兩側(cè)出現(xiàn)垮落且凸起的“煤包”體積較大,煤體揭露段鼓包現(xiàn)象嚴重,不利于在煤層中的掘進作業(yè),同時局部揭入煤層的深度達到了1.74 m,超過規(guī)范允許的最大揭煤深度(1~1.3 m)33.8%,可能會使深部煤體應(yīng)力強度急劇下降,增加煤與瓦斯突出風險。r2=75 mm時,煤體鼓包相對較小,槽腔兩側(cè)煤體垮落面積大,揭煤深度為1.32 m,且煤體整體揭露范圍較為均勻,揭露的煤層斷面相對平整,利于下一循環(huán)揭煤。r2=100 mm時,槽腔兩側(cè)煤體未發(fā)生大面積垮落,揭煤深度為0.91 m,揭露程度同樣較為均勻,因此依據(jù)石門巖體掏槽效果和煤層揭露情況,r2=50 mm參數(shù)方案不應(yīng)采用,r2=75 mm、100 mm時揭煤深度均較適宜,但前者造成煤層垮落區(qū)域大于后者。從能量的角度分析,r2越小,提供的自由面和補償空間越小,導致石門巖體掏槽效果越差,用于破碎石門巖體的爆炸能量更少,更多的炸藥能量作用于煤體和產(chǎn)生爆破振動效應(yīng)上,致使出現(xiàn)局部揭煤深度過大和煤層頂板振動的現(xiàn)象。

    (a)、(b)從左至右,(c)、(d)從上至下空孔半徑依次為50 mm、75 mm、100 mm圖 6 不同r2直眼掏槽爆破槽腔破碎與煤層揭露情況Fig. 6 Broken cavities at the rock cross-cut and uncovered coal seams of cut blasting with r2

    (2)不同r2對石門揭煤煤層的影響分析

    除了考慮石門巖體爆破效果和煤層揭露深度外,還需考慮爆破振動效應(yīng)對煤層頂板的影響。過大的爆破振動可能引起煤層從頂板剝離,致使其在自重和瓦斯壓力等多場應(yīng)力耦合作用下發(fā)生大量垮落。因此,取煤層頂板測點,繪制動力時程曲線如圖7所示。

    圖7 石門揭煤爆破煤層頂板動力時程曲線Fig. 7 Dynamic time-history curve for blasting coal seam roof of uncovering coal at the rock cross-cut

    由圖7可知,爆炸開始后,地震波在1650 μs左右到達煤層頂板,使其發(fā)生第一次振動,出現(xiàn)第一個峰值。隨后后續(xù)達到的地震波與煤巖分界面反射回的地震波相互疊加后又作用于頂板巖體,在2080 μs左右出現(xiàn)第二個振速峰值,且其值小于第一次峰值。隨著直眼掏槽空孔半徑增大,振速峰值依次為24.6、29.1和21.6 cm/s,三軸合加速度峰值依次為5.65×10-7、1.30×10-6和1.32×10-6cm/μs2。由于r2=50 mm時,揭煤風險較大,故不予以進行分析。r2=75 mm和r2=100 mm時,同等裝藥量下爆破造成的頂板測點加速度峰值大致相同。而r2=75 mm時,振速峰值較100 mm大34.7%,結(jié)合圖6的分析可知,在揭煤深度均比較適宜的情況下,應(yīng)采用煤體垮落區(qū)較小、煤層頂板振速較小的方案。

    綜上所述,考慮掏槽效果、揭煤深度和煤層動力響應(yīng)三方面情況,圭嘎拉隧道石門揭煤中空直眼掏槽理想的空孔半徑r2=100 mm。

    3.3 a對掏槽效果和揭煤深度的影響

    (1)不同a對掏槽效果和揭煤深度的分析

    依據(jù)式(5)和(6)及上述分析,取石門揭煤中空直眼掏槽空孔r2=100 mm,則a及其余參數(shù)見表4。

    表4 不同a中空孔直眼掏槽參數(shù)Table 4 Parameters for parallel cut of hollow holes with a

    不同a時,石門揭煤直眼掏槽爆破槽腔巖石破碎程度和煤體破碎區(qū)如圖8所示。

    (a)、(b)從左至右,(c)、(d)從上至下孔間距依次為24 mm、28 mm、32 mm圖 8 不同a時槽腔破碎與煤層揭露情況Fig. 8 Broken cavities and uncovered coal seams with a

    由圖8(a)、(b)可知,隨著a增加,槽腔巖石破碎程度相應(yīng)降低,而煤體破碎程度相當;觀察圖8(c)、(d)可以發(fā)現(xiàn),隨著炮a增加,炮孔與空孔間未貫通的巖石厚度增加,降低了掏槽效率;a=28 cm時,局部揭煤深度過大,增大了突出風險;a=32 cm時,煤體深部出現(xiàn)松動區(qū),使深部煤體應(yīng)力強度降低,在下一循環(huán)揭煤作業(yè)時,煤體可能出現(xiàn)突然垮落,施工風險較大。由此可知,a=24 cm時掏槽效果和揭煤深度最佳。

    (2)不同a對石門揭煤煤層影響分析

    不同a時,石門揭煤爆破煤層頂板動力時程曲線見圖9所示。

    由圖9知,不同a時,煤層頂板測點振速及加速度峰值相近,即孔間距a對頂板動力作用影響較小。

    圖9 石門揭煤爆破煤層頂板動力時程曲線Fig. 9 Dynamic time-history curve for blasting coal seam roof of uncovering coal at the rock cross-cut

    3.4 爆破試驗與分析

    根據(jù)上述研究成果,開展了現(xiàn)場爆破試驗與測試,首先進行了中空孔直眼掏槽r2=50 mm、75 mm和r2=100 mm三種情況爆破試驗,對煤層頂板振速峰值、加速度峰值和揭煤深度進行測試,并對掏槽效果進行現(xiàn)場分析,其結(jié)果見表5。然后以掏槽r2=100 mm為基礎(chǔ),進行了炮孔與空孔間距分別為a=24 cm、28 cm和32 cm三種爆破試驗,對煤層頂板振速峰值、加速度峰值和揭煤深度進行了測試,并對槽腔巖石破碎程度進行了現(xiàn)場觀察分析,其結(jié)果見表6。

    表5 不同r2爆破試驗測試結(jié)果Table 5 Blasting test results of hollow holes with r2

    表6 不同a爆破試驗測試結(jié)果Table 6 Blasting test results with different a

    由表5可知,中空孔直眼掏槽r2=50 mm、75 mm和100 mm三種情況的爆破試驗,其煤層頂板振速峰值、加速度峰值和揭煤深度試驗測試值與計算值的相對誤差分別為9.7%~12.2%、8.8%~10.6%和6.9%~12.1%,試驗值與計算值較接近,表明前面研究結(jié)論可靠。由表6可知,當掏槽r2=100 mm時,a=24 cm、28 cm和32 cm三種情況的爆破試驗,其煤層頂板振速峰值、加速度峰值和揭煤深度試驗測試值與計算值的相對誤差分別為8.8%~10.7%、8.2%~10.8%和8.7%~10.4%,試驗值與計算值較接近,表明前面研究結(jié)論可靠。

    上述現(xiàn)場爆破試驗結(jié)果表明,綜合考慮掏槽效果、巖石破碎程度、揭煤深度和煤層動力響應(yīng)等因素,掏槽r2=100 mm以及a=24 cm為圭嘎拉隧道石門揭煤爆破中空孔直眼掏槽掏最佳關(guān)鍵參數(shù),該試驗結(jié)果與理論研究結(jié)論一致。

    4 結(jié)論

    本文以西藏拉澤公路圭嘎拉隧道為研究對象,采用理論分析與數(shù)值模擬方法對大斷面煤系地層隧道石門揭煤斷面爆破掏槽技術(shù)進行了研究,主要研究結(jié)論為:

    (1)結(jié)合圭嘎拉隧道特點,通過理論分析確定該隧道石門揭煤斷面掏槽為中空孔直眼掏槽形式。

    (2)綜合考慮煤系地層隧道石門揭煤斷面爆破掏槽效果、揭煤深度和煤層動力響應(yīng)等三方面情況,獲得了該隧道石門揭煤中空直眼掏槽理想的空孔半徑r2=100 mm。

    (3)隨著掏槽關(guān)鍵參數(shù)a=24 cm增加到a=32 cm時,槽腔巖石破碎程度相應(yīng)降低,而煤體破碎程度相當,炮孔與空孔間未貫通的巖石厚度增加,降低了掏槽效率;a=28 cm時,局部揭煤深度過大,增大了突出風險;a=32 cm時,煤體深部出現(xiàn)松動區(qū),使深部煤體應(yīng)力強度降低,在下一循環(huán)揭煤作業(yè)時,煤體可能出現(xiàn)突然垮落,施工風險增大。由此得到a=24 cm時掏槽效果和揭煤深度最佳。

    (4)中空孔直眼掏槽爆破,不同a對大斷面煤系地層隧道石門揭煤煤層頂板動力作用影響較小。

    (5)在滿足巖體破碎程度均勻、掏槽效果好、揭煤深度適宜和煤層擾動小等條件下,石門揭煤斷面爆破中空孔直眼掏槽掏最優(yōu)關(guān)鍵參數(shù)為:a=24 cm、r2=100 mm。

    上述研究成果為圭嘎拉隧道石門揭煤斷面爆破設(shè)計與施工提供了重要依據(jù),也可為今后類似煤系地層隧道爆破設(shè)計與施工提供參考。

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