龔 敏,文 斌,王 華

(北京科技大學(xué)土木與環(huán)境工程學(xué)院,北京 100083)

?

掏槽參數(shù)對(duì)煤礦巖巷爆破效果的影響

龔 敏,文 斌,王 華

(北京科技大學(xué)土木與環(huán)境工程學(xué)院,北京 100083)

為了提高掘進(jìn)進(jìn)尺，以川煤集團(tuán)綠水洞礦掘進(jìn)工程為背景，利用動(dòng)力有限元程序LS-DYNA3D進(jìn)行掏槽參數(shù)優(yōu)化研究。結(jié)合井下現(xiàn)場(chǎng)實(shí)驗(yàn)，分析巖巷掏槽爆破不同參數(shù)動(dòng)態(tài)應(yīng)力、破碎范圍的變化以及井下實(shí)際爆破效果。掏槽中心孔底向孔口平均有效應(yīng)力峰值在有中心眼爆破較無(wú)中心眼爆破時(shí)增加了40%以上，中心眼爆破對(duì)槽腔底部的形成起主要作用。在其他條件相同的情況下單孔載荷從1.2 kg提高到1.8 kg，掏槽區(qū)中心眼底到孔口平均應(yīng)力只增加20%，并且破碎范圍的增加較少，實(shí)際進(jìn)尺增加小于10%?，F(xiàn)場(chǎng)掘進(jìn)實(shí)驗(yàn)表明：在常規(guī)爆破載荷下，有中心眼比無(wú)中心眼爆破深度提高31%～65%，掏槽角小于78°時(shí)，隨掏槽角度增加爆破進(jìn)尺下降較平緩;但掏槽角增至82°左右,隨掏槽角度增加爆破進(jìn)尺下降明顯。

爆炸力學(xué);掏槽參數(shù);掏槽爆破;煤礦;動(dòng)態(tài)應(yīng)力

由于煤礦只能使用五段雷管和威力較低的專(zhuān)用安全炸藥[1]，巖巷掘進(jìn)速度普遍不高[2]。在段別較少條件下斜眼掏槽是有效且廣泛應(yīng)用的方法，但掏槽角度受巷道斷面限制影響進(jìn)尺深度，在液壓鉆車(chē)用于煤礦鑿巖后受限角度更大，如何突破小進(jìn)尺掘進(jìn)成為近年研究熱點(diǎn)。田會(huì)禮等[3]分析了鉆車(chē)條件下周邊眼裝藥量、炮眼間距等參數(shù)；單仁亮等[4-5]、黃寶龍等[6]研究了準(zhǔn)直眼掏槽工藝、現(xiàn)場(chǎng)確定精準(zhǔn)角度問(wèn)題等；李清等[7]探討了液壓鉆車(chē)配套技術(shù)和大斷面一次起爆方法；白忠勝等[8]、楊仁樹(shù)等[9]、王新生等[10]對(duì)各種條件下中深孔掏槽方法及切縫藥包應(yīng)用進(jìn)行了分析。目前掏槽理論研究文獻(xiàn)不多。一些學(xué)者利用數(shù)值模擬進(jìn)行了分析[11]，也有采用水泥砂漿直觀實(shí)驗(yàn)[12]以及模糊數(shù)學(xué)進(jìn)行優(yōu)化評(píng)價(jià)[13]，大多數(shù)研究都是從工藝技術(shù)上進(jìn)行闡述[14-16]，一些研究工作尚待深化。

從目前看，在堅(jiān)固性系數(shù)f≥12的條件下提高進(jìn)尺還較困難，難點(diǎn)是：掏槽區(qū)孔底附近的巖石無(wú)法拋出，導(dǎo)致進(jìn)尺達(dá)不到設(shè)計(jì)要求。而南方煤礦巖巷為堅(jiān)硬茅口灰?guī)r的相當(dāng)普遍，至今還深受循環(huán)進(jìn)尺低的困擾，研究提高硬巖巷道進(jìn)尺具有重要意義。

本文中，探討機(jī)械化鑿巖下掏槽角有限變化、中心孔爆破、藥量變化對(duì)硬巖巷道掏槽效果的作用及相互間關(guān)系，利用動(dòng)力有限元程序LS-DYNA3D進(jìn)行不同參數(shù)下動(dòng)態(tài)應(yīng)力、破碎范圍變化的量化研究，并進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用分析，以期為硬巖巷道爆破參數(shù)確定提供依據(jù)。

1 研究背景與研究方案

1.1 研究背景

川煤集團(tuán)綠水洞礦運(yùn)輸大巷在南方具有代表性：巷道布置在茅口灰?guī)r中，f≥12，巷道寬4.8 m，高3.6 m。在采用液壓鉆車(chē)鉆孔的條件下，當(dāng)炮孔斜長(zhǎng)2.2 m時(shí)能鉆鑿的最小掏槽角為69°，前期循環(huán)進(jìn)尺只有1.3～1.4 m。

1.2 爆破方案

圖1 復(fù)合加強(qiáng)楔形掏槽布置Fig.1 Layout of composite strengthening wedge undercutting

鑒于巖石十分堅(jiān)硬且掏槽角度受限，以雙楔形掏槽為基本形式，研究炸藥威力(增加藥卷直徑)、加強(qiáng)底部拋擲(中心眼爆破)、有限掏槽角變化(鉆車(chē)作業(yè))在提高進(jìn)尺中的不同作用，圖1給出了基本實(shí)驗(yàn)掏槽設(shè)計(jì)，紅色線(xiàn)段表示中心炮孔，藍(lán)色表示其他掏槽炮孔。增大的藥卷直徑為40 mm，0.3 kg/卷；常規(guī)藥卷直徑為32 mm，0.2 kg/卷。

1.3 研究設(shè)計(jì)

數(shù)值模擬和井下實(shí)驗(yàn)相結(jié)合進(jìn)行研究。分別以是否增加藥卷直徑、有無(wú)中心眼爆破、掏槽角變化進(jìn)行不同參數(shù)下爆破作用的比較，分析參數(shù)變化對(duì)掏槽效果的影響。 通過(guò)數(shù)值模擬主要分析實(shí)測(cè)較難得到的不同參數(shù)下應(yīng)力場(chǎng)和破碎范圍數(shù)據(jù)，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)驗(yàn)研究不同參數(shù)對(duì)爆破進(jìn)尺的實(shí)際作用和參數(shù)間關(guān)系。以上述掏槽參數(shù)進(jìn)行組合實(shí)驗(yàn)和爆破進(jìn)尺對(duì)比。

2 數(shù)值模擬研究

按井下實(shí)際情況建立5個(gè)計(jì)算模型：炮孔基本布置見(jiàn)圖1，模型分類(lèi)如表1所示，表中m為單孔藥量，α為掏槽角，h為垂深。在掏槽角70°、垂直孔深2.1 m的條件下，研究單孔藥量、中心眼爆破作用的應(yīng)力場(chǎng)和破碎范圍；并比較掏槽角從70°變?yōu)?4°，計(jì)算模型上述參數(shù)的變化。

表1 計(jì)算模型分類(lèi)表

2.1 模型尺寸和網(wǎng)格劃分

圖2 計(jì)算模型4Fig.2 Computational model 4

圖2為模型4的建模圖，設(shè)置單元類(lèi)型為solid164。取模型寬度為2.75 m，高度為1.6 m，掏槽底部加30 cm厚的巖石。用Lagrange共節(jié)點(diǎn)算法并加入*MAT_ADD_EROSION失效單元準(zhǔn)則控制單元失效。利用sweep方法進(jìn)行網(wǎng)格劃分，對(duì)炮孔、炸藥及周?chē)W(wǎng)格進(jìn)行加密處理，將直徑40 mm的炸藥圓周劃分為16份。其中模型4的單元數(shù)為487 424，節(jié)點(diǎn)數(shù)為506 441；模型5的單元數(shù)為547 353，節(jié)點(diǎn)數(shù)為568 246?，F(xiàn)場(chǎng)巖巷茅口灰?guī)r的密度為2.75 kg/m3，彈性模量為58 GPa，泊松比為0.21，屈服強(qiáng)度為120 MPa。

2.2 爆破加載方式

1～8號(hào)掏槽孔采用一段雷管孔底同時(shí)起爆，炸藥為3號(hào)煤礦乳化炸藥，由于實(shí)際爆破受條件所限，井下掘進(jìn)時(shí)只能將藥卷直徑從32 mm增大到40 mm(單卷藥量由0.2 kg增至0.3 kg)，模擬時(shí)根據(jù)設(shè)計(jì)進(jìn)尺將單孔藥量限定為1.2、1.8 kg。

2.3 本構(gòu)方程

2.3.1 炸藥狀態(tài)方程

DYNA3D軟件利用JWL狀態(tài)方程描述爆轟產(chǎn)物膨脹做功過(guò)程，作用于被爆物體的爆轟壓力：

(1)

式中：V為相對(duì)體積；E0為初始比內(nèi)能；A、B、R1、R2、ω為與材料性質(zhì)有關(guān)的常數(shù)；由γ擬合法得到，乳化炸藥的密度ρ=1 100 kg/m3,爆速D=4.5 km/s,A=9.7 GPa，B=214.4 GPa，R1=0.182，R2=4.2，ω=0.15,E0=4.19 GPa。

2.3.2 材料本構(gòu)方程

LS-DYNA材料庫(kù)中提供了多種適用于計(jì)算巖石類(lèi)材料爆炸沖擊的材料模型，由于掏槽區(qū)域?yàn)楸平鼌^(qū)，采用含應(yīng)變率效應(yīng)的塑性隨動(dòng)強(qiáng)化模型(PK模型)，模擬受應(yīng)變率影響的塑性隨動(dòng)材料動(dòng)態(tài)特性，其本構(gòu)模型為：

(2)

在DYNA程序中，因本材料模型屈服準(zhǔn)則是以有效應(yīng)力表征的，故在進(jìn)行爆破數(shù)值計(jì)算分析時(shí)，主要研究爆破過(guò)程中有效應(yīng)力的變化規(guī)律。

2.4 計(jì)算結(jié)果與分析

2.4.1 研究區(qū)間

掏槽區(qū)指3～8號(hào)炮孔所圍成的區(qū)域。掏槽爆破動(dòng)態(tài)應(yīng)力分析的重點(diǎn)是從孔底到孔口應(yīng)力場(chǎng)的變化，它代表掏槽區(qū)爆炸應(yīng)力及破壞范圍的衰減過(guò)程。圖1已表達(dá)了掏槽區(qū)中心垂直剖面各孔關(guān)系。以下主要對(duì)掏槽區(qū)中部AB段、掏槽邊界中部CD段以及臨空面上C點(diǎn)、A點(diǎn)動(dòng)態(tài)應(yīng)力和破壞進(jìn)行分析。

圖3是模型1(中心眼不爆破)和模型2(中心眼爆破)2種條件下掏槽區(qū)中線(xiàn)縱剖面上有效應(yīng)力及破碎范圍的三維有效應(yīng)力云圖，簡(jiǎn)略起見(jiàn)，其他模型云圖沒(méi)有列出。

中心眼不爆破模型(上側(cè))中心縱剖面上應(yīng)力是由圖1中3～8號(hào)孔產(chǎn)生并傳至剖面，下側(cè)中心眼直接爆破產(chǎn)生應(yīng)力與3～8號(hào)孔爆破傳來(lái)應(yīng)力有疊加效應(yīng)，兩者應(yīng)力場(chǎng)強(qiáng)度和破碎范圍差別較明顯。

圖3 垂直剖面上中心孔附近有效應(yīng)力云圖Fig.3 Effective stress cloud near the center hole on vertical profile

2.4.2 掏槽區(qū)中心炮眼的作用

依據(jù)增大藥量模型3～4、常規(guī)藥量模型1～2，比較有、無(wú)中心眼爆破的動(dòng)應(yīng)力變化。圖4是增大藥量條件下掏槽區(qū)中心AB段(孔口中點(diǎn)A到孔底B)和掏槽區(qū)邊界CD段(邊界C點(diǎn)到孔底D)上各點(diǎn)最大有效應(yīng)力分布，圖5是常規(guī)藥量下有、無(wú)中心眼爆破的有效應(yīng)力比較，2圖原點(diǎn)均設(shè)在掏槽孔底。

由圖可知：在掏槽角、藥量不變的條件下，無(wú)論中心眼爆破與否，距孔底0.3 m以?xún)?nèi)有效應(yīng)力幾乎相同，且達(dá)到各段應(yīng)力峰值。這是因?yàn)锳B段孔底與4、7號(hào)爆孔最小距離僅10 cm，孔底0.3 m內(nèi)有效應(yīng)力主要受4、7號(hào)孔爆炸的共同作用。

從圖4、5可以發(fā)現(xiàn)：無(wú)論是常規(guī)藥量或增大藥量、也無(wú)論在掏槽中心AB或邊界CD段，炮孔底向孔口約0.38 m以后區(qū)段有中心眼爆破的應(yīng)力顯著大于無(wú)中心眼爆破的應(yīng)力。對(duì)于藥量增大模型(見(jiàn)圖4)來(lái)說(shuō)，在距孔底0.3～1.7 m區(qū)域內(nèi),AB段有、無(wú)中心眼爆破的有效應(yīng)力平均值分別為298.2和187.1 MPa，中心眼爆破有效應(yīng)力平均值增加了59.4%；CD段有無(wú)中心眼爆破的應(yīng)力平均值分別為223.2、155.6 MPa，有中心眼爆破有效應(yīng)力平均值較之增加了43.4%。圖5所示的常規(guī)藥量爆破也存在相類(lèi)似規(guī)律。由此推斷：無(wú)中心眼爆破正是因炮孔中后段應(yīng)力場(chǎng)強(qiáng)度低，導(dǎo)致底部硬巖無(wú)法拋出而殘留于孔底。有中心眼爆破將顯著提高此區(qū)間動(dòng)應(yīng)力強(qiáng)度，故將此區(qū)間定義為掏槽關(guān)鍵區(qū)。

從總體上分析，兩種藥量爆破下，中心眼爆破AB全段的有效應(yīng)力平均值為276.7 MPa(增大藥量)和233.4 MPa(常規(guī)藥量)，中心眼不爆破時(shí)分別為198.2和162.0 MPa，中心眼爆破后增加40.0～44.1%，CD段也呈現(xiàn)類(lèi)似的規(guī)律。在同為增大藥量、中心眼爆破條件下，AB段較CD段的平均有效應(yīng)力增大37.8%(常規(guī)藥量)和33.6%(增大藥量)，說(shuō)明中心眼爆破對(duì)掏槽中心的作用最大，而在掏槽邊界有一定程度的衰減，但與無(wú)中眼相比動(dòng)應(yīng)力增強(qiáng)的特點(diǎn)沒(méi)有改變。

圖4 模型3和模型4在1.8 kg增大藥量下最大有效應(yīng)力隨掏槽深度的變化Fig.4 Maximum effective stress varied with cut depth for models 3 and 4 with increased charge of 1.8 kg

圖5 模型1和模型2在1.2 kg常規(guī)藥量下最大有效應(yīng)力隨掏槽深度的變化Fig.5 Maximum effective stress varied with cut depth for models 1 and 2 wiith normal charge of 1.2 kg

2.4.3 爆破載荷變化時(shí)掏槽區(qū)應(yīng)力場(chǎng)比較

根據(jù)2.4.2節(jié)在已明確中心眼爆破對(duì)應(yīng)力場(chǎng)影響的情況下，進(jìn)一步研究中心眼爆破時(shí)藥量增加對(duì)應(yīng)力場(chǎng)的影響(模型2、4除裝藥直徑和單孔藥量不同外，炮孔布置和其他爆破參數(shù)相同)。仍以孔口中點(diǎn)A、掏槽區(qū)邊界中點(diǎn)C點(diǎn)到孔底有效應(yīng)力的變化作圖6。

直徑40 mm的藥卷較直徑32 mm的藥卷單孔藥量增加50%。根據(jù)數(shù)值計(jì)算結(jié)果，AB段最大有效應(yīng)力519.8 MPa，平均有效應(yīng)力276.7 MPa，常規(guī)藥量最大有效應(yīng)力401.9 MPa，平均有效應(yīng)力230.8 MPa，即在藥量增加50%的條件下，增大藥量最大有效應(yīng)力僅較常規(guī)藥量增加29.3%，平均有效應(yīng)力增加20.0%，掏槽區(qū)邊界CD段也有類(lèi)似規(guī)律。

圖6 不同爆炸藥量下孔底到孔口有效應(yīng)力對(duì)比Fig.6 Maximum effective stress from the bottom to the orifice of the hole for different blasting charges

圖7 模型2與模型3在AB段有效應(yīng)力比較Fig.7 Effective stress along AB for models 3 and 4

圖8 不同掏槽角在AB段有效應(yīng)力比較Fig.8 Effective stress along AB for different cut angles

2.4.2節(jié)的研究表明，中心眼爆破可使關(guān)鍵區(qū)間的動(dòng)態(tài)應(yīng)力場(chǎng)提高更顯著。藥量變化對(duì)應(yīng)力場(chǎng)強(qiáng)度的影響比中心眼爆破的影響小。圖7是常規(guī)藥量中心眼爆破(模型2)與僅增大藥量中心眼不爆破(模型3)在AB段有效應(yīng)力的比較。從圖7可以看出，盡管藥量增加后孔底附近有效應(yīng)力大于常規(guī)藥量爆破情況，但在硬巖掏槽關(guān)鍵區(qū)有效應(yīng)力均小于常規(guī)藥量中心眼爆破的有效應(yīng)力，驗(yàn)證了中心眼爆破對(duì)提高掏槽關(guān)鍵區(qū)應(yīng)力起更重要的作用。

2.4.4 掏槽角有限變化的動(dòng)應(yīng)力分析

模型4、5均為增大藥量、中心眼爆破模型，它們間差別是后者僅掏槽角增加4°和垂深增至2.3 m，其余參數(shù)不變，圖8是沿AB段各點(diǎn)最大有效應(yīng)力的比較。圖8顯示2種掏槽角度下最大應(yīng)力均出現(xiàn)在距孔底0.14 m處且應(yīng)力值幾乎相等:掏槽角70°時(shí)最大應(yīng)力519.8 MPa，掏槽角74°時(shí)最大應(yīng)力500.5 MPa，兩者僅相差4%；盡管掏槽角70°時(shí)在炮孔大部分位置有效應(yīng)力仍大于70°74°時(shí)相同區(qū)間的應(yīng)力值，但相差不多，這可從沿炮孔AB段全長(zhǎng)的平均有效應(yīng)力得以反映：70°掏槽角模型上各點(diǎn)應(yīng)力峰值平均值276.7 MPa；74°模型AB段有效應(yīng)力平均值為250.1 MPa。即當(dāng)掏槽角從70°增至74°時(shí)，平均有效應(yīng)力下降10%，因此在使用臺(tái)車(chē)掏槽角度變化不大時(shí)，其對(duì)動(dòng)態(tài)應(yīng)力場(chǎng)強(qiáng)度影響較小。

2.4.5 不同模型掏槽爆破破碎區(qū)間

根據(jù)數(shù)值計(jì)算結(jié)果，利用Ls-prepost后處理軟件將各掏槽區(qū)破壞情況導(dǎo)入CAD，通過(guò)繪圖軟件獲取各截面破壞邊界，由查詢(xún)命令得到各截面的破壞面積如圖9所示。為對(duì)比清楚起見(jiàn)，去掉增大藥量無(wú)中心眼爆破模型3。截面Ⅰ為5～8號(hào)孔所在水平截面，截面Ⅱ代表4～5號(hào)孔中間水平截面。橫坐標(biāo)上掏槽區(qū)水平中心為零點(diǎn)，縱坐標(biāo)上掏槽底部為零點(diǎn)。 圖10～11為各方案不同截面巖石破碎面積及破碎百分率比較的柱狀示意圖，圖中截面Ⅲ、Ⅳ分別為水平中心截面和垂直中心截面。

圖9中，模型1掏槽中心不同截面破碎面積差別不大(1.288～1.408 m2)；模型2采用了中心眼普通藥卷加強(qiáng)拋擲，掏槽中心區(qū)與邊界差別明顯，破碎面積1.607～2.138 m2。模型4截面Ⅰ、Ⅱ、水平和垂直中心截面破碎面積分別達(dá)到1.743、2.887、2.939和2.421 m2，均為各方案最大值，盡管模型5垂直孔深增加為2.3 m，但由于掏槽角度變大，爆破破碎效果反而較模型4差。

圖9 不同截面巖石破碎范圍Fig.9 Rock crushing range in different sections

圖10 不同模型不同截面巖石破碎面積柱狀圖Fig.10 Crushed area histogram for different sections of different models

圖11 不同模型不同截面巖石破碎百分比柱狀圖Fig.11 Percentage histogram of rock crushing for different sections of different models

從圖9可知，中心眼爆破對(duì)掏槽破碎影響較大，如中心眼爆破的模型2與無(wú)中心眼爆破模型1相比，圖10～11中4個(gè)截面破壞范圍分別增加24.7%～51.8%，而增大藥量后的模型4與普通藥卷的模型2相比，4個(gè)截面破壞范圍只增加了8.5%～13%。故中心眼爆破后掏槽底部能形成貫通的破碎范圍，對(duì)硬巖槽腔的形成是非常重要的。另外中心眼爆破條件下，增加單孔藥量且掏槽角為74°較常規(guī)藥量70°的破壞范圍大，說(shuō)明角度變化不大時(shí)，角度減少較深度增加更有利于提高進(jìn)尺。

3 不同參數(shù)變化對(duì)爆破進(jìn)尺影響的應(yīng)用研究

南方礦井在茅口灰?guī)r中開(kāi)拓巖巷較普遍，由于其堅(jiān)固性系數(shù)f一般較大，爆破參數(shù)的選擇較其他巖巷有不同的特點(diǎn)。以綠水洞礦325巖巷掘進(jìn)爆破為背景，探討有限角度變化、炸藥威力、中心眼爆破3個(gè)參數(shù)在硬巖爆破進(jìn)尺中的作用。

以70°、74°、78°、82°掏槽角為基礎(chǔ)，進(jìn)行不同藥卷直徑、中心眼爆破與否4組16次爆破實(shí)驗(yàn)，炮孔布置見(jiàn)圖1，常規(guī)藥量為每孔1.2 k g，增大藥量為每孔1.8 kg。圖12是不同參數(shù)變化時(shí)進(jìn)尺比較。所有掏槽孔設(shè)計(jì)垂深2.1 m，圖中掏槽角是鉆孔施工后各孔測(cè)量角度平均值，圖中對(duì)應(yīng)數(shù)值略有誤差。

圖12 井下爆破不同參數(shù)變化時(shí)效果比較Fig.12 Underground blasting effect varied with blasting parameters

現(xiàn)場(chǎng)實(shí)驗(yàn)表明：中心眼不裝藥爆破時(shí)，藥量增加等對(duì)爆破進(jìn)尺提高非常有限，圖12(a)中當(dāng)掏槽角70°、單孔藥量1.8 kg時(shí)最高爆破進(jìn)尺1.5 m，同一角度、1.2 kg藥量進(jìn)尺1.4 m。隨著掏槽角度變大爆破進(jìn)尺減少，特別是82°以后進(jìn)尺不到1 m，藥量增加幾乎不起作用。

根據(jù)圖12(b)，當(dāng)常規(guī)藥量時(shí)采用中心眼爆破可顯著提高爆破進(jìn)尺。與中孔不爆破比較， 70°左右掏槽角可使爆破進(jìn)尺從1.4 m達(dá)到1.84 m；74°左右從1.3 m提高到1.8 m，即使掏槽角81.3°仍有1.5 m進(jìn)尺。循環(huán)進(jìn)尺較中孔不爆破提高了31%～65%。

在中心眼均爆破條件下(圖12(c))，將爆破單孔藥量從1.2 kg提高到1.8 kg后，爆破進(jìn)尺增加僅限于10%以?xún)?nèi)，故增加單孔藥量對(duì)循環(huán)進(jìn)尺效果有限，進(jìn)尺明顯增加的前提條件是必須爆破中心眼，否則效果與圖12(a)類(lèi)似。另外圖11幾種條件下共同特征是：掏槽水平角小于78°時(shí)，進(jìn)尺隨角度增加變化幅度不大，但在82°時(shí)下降較快。以常規(guī)裝藥中心眼爆破為例，從74°到78°爆破進(jìn)尺減少5.6%，增至82°則進(jìn)尺減少12%。

綜合分析現(xiàn)場(chǎng)實(shí)驗(yàn)結(jié)果及圖12，在f>12的堅(jiān)硬灰?guī)r巷道爆破時(shí)，掏槽中心眼爆破對(duì)硬巖掏槽孔底巖石的破碎、拋擲起重要的作用，是提高爆破進(jìn)尺的主要因素；增大掏槽藥量?jī)H在中心眼爆破條件下起一定作用；當(dāng)中心眼爆破且掏槽角小于78°時(shí)，爆破進(jìn)尺受角度影響不大，但在82°以后爆破進(jìn)尺下降較多。

4 結(jié) 論

(1)掏槽中心眼爆破對(duì)提高硬巖巷道爆破進(jìn)尺起主要作用，它改善了硬巖槽區(qū)孔底受力狀態(tài)，能使底部形成貫通的破碎區(qū)域，對(duì)形成完整槽腔起重要作用。從數(shù)值計(jì)算結(jié)果看，常規(guī)藥量中心眼爆破時(shí)，掏槽中心孔底向孔口平均有效應(yīng)力峰值較無(wú)中心眼爆破增加42.5%，現(xiàn)場(chǎng)爆破驗(yàn)證了在f≥12的堅(jiān)硬灰?guī)r爆破時(shí)，有中心眼爆破可使進(jìn)尺增加31%～65%。

(2)在相同條件下,增加50%單孔裝藥量，掏槽區(qū)中心眼底到孔口最大有效應(yīng)力增加29.3%，平均應(yīng)力增加20.0%;但破碎范圍的增加有限，數(shù)值計(jì)果表明各截面僅增加13%以下。井下現(xiàn)場(chǎng)掘進(jìn)爆破試驗(yàn)中心眼爆破時(shí)，藥量從1.2 kg增加到1.8 kg，爆破進(jìn)尺增加小于10%。這說(shuō)明在已有足夠應(yīng)力(如中心眼爆破)破壞孔底巖石后，再增大藥量對(duì)改善掏槽破碎效果不明顯。

(3)無(wú)論其他參數(shù)(中心眼爆破、單孔藥量)是否改變，掏槽角小于78°時(shí)，隨掏槽角度增加爆破進(jìn)尺下降平緩，但掏槽角在82°左右，隨掏槽角度增加爆破進(jìn)尺下降明顯。采用增大藥量、中心眼爆破后，如以增加角度換取增加垂深(如模型5增加到2.3 m)，有可能爆破破碎效果反而更差。

(4)中心眼爆破時(shí)掏槽區(qū)中心線(xiàn)(AB段)為最大有效應(yīng)力段，AB段較掏槽區(qū)邊界線(xiàn)中點(diǎn)孔底到孔口CD段平均應(yīng)力大33.6%～37.8%，而沒(méi)有中心眼爆破時(shí)兩處應(yīng)力場(chǎng)差別不大。

[1] 國(guó)家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局.煤礦安全規(guī)程[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,2011.

[2] 胡坤倫,楊仁樹(shù),徐曉峰,等.煤礦深部巖巷掘進(jìn)爆破試驗(yàn)研究[J].遼寧工程技術(shù)大學(xué)學(xué)報(bào),2007,26(6):856-858. Hu Kun-lun, Yang Ren-shu, Xu Xiao-feng, et al. Blasting test and study on driving of deep-seated rock tunnels of coal mines[J]. Journal of Liaoning Technical University, 2007,26(6):856-858.

[3] 田會(huì)禮,周茂普.大斷面巖巷中深孔爆破試驗(yàn)研究[J].煤炭工程,2004(9):62-64. Tian Hui-li, Zhou Mao-pu. Experimental study of deep hole blasting in large cross section rock roadway[J]. Coal Engineering, 2004(9):62-64.

[4] 單仁亮,黃寶龍,高文蛟,等.巖巷掘進(jìn)準(zhǔn)直眼掏槽爆破新技術(shù)應(yīng)用實(shí)例分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2011,30(2):224-232. Shan Ren-liang, Huang Bao-long, Gao Wen-jiao, et al. Case studies of new technology application of quasi-parallel cut blasting in rock roadway drivage[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2011,30(2):224-232.

[5] 單仁亮,黃寶龍,蔚振廷,等.巖巷掘進(jìn)準(zhǔn)直眼掏槽爆破模型試驗(yàn)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2012,31(2):256-264. Shan Ren-liang, Huang Bao-long, Wei Zhen-ting, et al. Model test of quasi-parallel cut blasting in rock drivage[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2012,31(2):256-264.

[6] 黃寶龍,單仁亮,董韶華,等.準(zhǔn)直孔掏槽全斷面爆破技術(shù)在河?xùn)|煤礦的應(yīng)用[J].工程爆破,2013,19(2):14-16. Huang Bao-long, Shan Ren-liang, Dong Shao-hua, et al. Application of quasi-parallel cutting and full-face blasting technique in the Hedong coal mine[J]. Engineering Blasting, 2013,19(2):14-16.

[7] 李清,楊仁樹(shù),湯增陸,等.深部大斷面巖巷快速掘進(jìn)技術(shù)研究[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2006,34(10):1-4. Li Qing, Yang Ren-shu, Tang Zeng-lu, et al. Research on rapid excavation technology for deep mine large cross sectional rock roadway[J]. Coal Science and Technology, 2006,34(10):1-4.

[8] 白忠勝,潘長(zhǎng)春,李清,等.中深孔爆破技術(shù)在邢東礦大斷面巖巷掘進(jìn)中的應(yīng)用[J].中國(guó)礦業(yè),2010,19(6):79-81. Bai Zhong-sheng, Pan Chang-chun, Li Qing, et al. Application of medium deep hole blasting technology in rock road way of large cross-section instruction at Xingdong coal mine[J]. China Mining Magazine, 2010,19(6):79-81.

[9] 楊仁樹(shù),張召冉,楊立云,等.基于硬巖快掘技術(shù)的切縫藥包聚能爆破試驗(yàn)研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2013,32(2):317-323. Yang Ren-shu, Zhang Zhao-ran, Yang Li-yun, et al. Cumulative blasting experiment study of slotted cartridge based on hard-rock rapid driving technology[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2013,32(2):317-323.

[10] 王新生,崔國(guó)順,梁為民,等.大斷面巖巷快速掘進(jìn)爆破參數(shù)優(yōu)化[J].煤炭工程,2009(12):35-37. Wang Xin-sheng, Cui Guo-shun, Liang Wei-min, et al. Blasting parameter optimization of rock drift rapid excavation on large section[J]. Coal Engineering, 2009(12):35-37.

[11] 柯波,李萍,馮超東,等.漸進(jìn)式大直徑空孔螺旋掏槽成腔過(guò)程數(shù)值模擬[J].金屬礦山,2012(7):31-34. Ke Bo, Li Ping, Feng Chao-dong, et al. Numerical simulation on cavity formation process by progressive large diameter empty hole spiral cut blasting[J]. Metal Mine, 2012(7):31-34.

[12] 梁為民,王以賢,楮懷保,等.楔形掏槽炮孔角度對(duì)稱(chēng)性對(duì)掏槽效果影響研究[J].金屬礦山,2009(11):21-24. Liang Wei-min, Wang Yi-xian, Chu Huai-bao, et al. Study on effect of symmetry of wedge-shaped cutting hole angle on cut blasting[J]. Metal Mine, 2009(11):21-24.

[13] 東兆星,李佃平,李正龍,等.隧道掘進(jìn)常用掏槽方式及參數(shù)合理性評(píng)價(jià)與分析[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2003,22(9):1478-1482. Dong Zhao-xing, Li Dian-ping, Li Zheng-long, et al. Evaluation and analysis on the rationality of undermine patterns and parameters for tunneling[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2003,22(9):1478-1482.

[14] 余永強(qiáng),王超,禇懷保,等.硬巖巷道中深孔爆破掘進(jìn)復(fù)楔形掏槽試驗(yàn)研究[J].爆破,2013,30(2):95-99. Yu Yong-qiang, Wang Chao, Chu Huai-bao, et al. Duplex wedge cutting on mid-depth borehole tunneling blasting in hard rock[J]. Blasting, 2013,30(2):95-99.

[15] 李廷春,劉洪強(qiáng).煤礦下山巷道爆破掘進(jìn)技術(shù)試驗(yàn)研究[J].巖土力學(xué),2012,33(1):35-40. Li Ting-chun, Liu Hong-qiang. Experimental study of blasting technology of dip roadway excavation in coal mine[J]. Rock and Soil Mechanics, 2012,33(1):35-40.

[16] 汪峰,牛賓,胡坤倫,等.提高大斷面硬巖巷道掘進(jìn)爆破效率試驗(yàn)研究[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2013,41(增刊):110-112. Wang Feng, Niu Bin, Hu Kun-lun, et al. Experimental study on blasting efficiency in large section hard rock roadway[J]. Coal Science and Technology, 2013,41(Suppl):110-112.

(責(zé)任編輯 張凌云)

Influences of cut parameters on blasting effect in rock roadway of coal mine

Gong Min, Wen Bin, Wang Hua

(SchoolofCivilandEnvironmentalEngineering,UniversityofScienceandTechnologyBeijing,Beijing100083,China)

To improve the driving speed, by taking the tunnel blasting practice in Lushuidong coal mine as research background, the optimization of cut parameters was studied by LS-DYNA3D. Underground field experiments were combined to analyze the dynamic stress, hard rock-crushed range and underground blasting effect for the hard rock cut blasting with different parameters. The average effective stress peak, along the section of the cut center from the bottom of the hole to the top, increases by over 40% when the center holes are blasted as compared with that when the center holes are not blasted. Center hole blasting plays an important role in the formation of the groove bottom. Under the same conditions, when the explosive charge in each blasting hole increases from 1.2 kg to 1.8 kg, the average effective stress peak along that section increases by only 20%, the hard rock-crushed range increase by less, and the advance per attack adds within 10% in blasting practice. Field experiments show that the cut blasting depth increases by 31%-65% with center holes blasted as compared with that without center holes under normal blasting charge condition. When the cut angle is less than 78°, the blasting footage decreases slowly with the increasing of cut angle; when the cut angle increases to 82°, the blasting footage decreases obviously with the increasing of cut angle.

mechanics of explosion; cut parameters; cut blasting; coal mine; dynamic stress

10.11883/1001-1455(2015)04-0576-09

2014-05-05；

2014-12-11

龔 敏(1963— )，男，博士，教授，博士生導(dǎo)師，gongmustb@163.com。

O383 國(guó)標(biāo)學(xué)科代碼： 13035

A