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云岡礦堅硬頂板預裂爆破合理孔距的研究

2014-04-20 01:41:28曹東升
中國煤炭 2014年10期
關鍵詞:分析

曹東升

(同煤集團云岡礦,山西省大同市,037003)

1 工作面概況

同煤集團云岡礦12#煤層406盤區的8617低位放頂煤工作面煤層平均厚度7.2m;工作面走向長度為1014m,傾斜長度165 m。8617工作面布置5條巷道 (2617 帶式輸送機巷、5617 回風巷、5617-1頂 回 風 巷、2617-1工 藝 巷 與2617-2工 藝巷)。工作面直接頂為26 m 厚的中細粒砂巖與砂質頁巖互層,屬堅硬頂板,難以自行垮落,大面積的懸頂嚴重影響工作面的安全生產,也降低了綜放工作面的采出率。通過在2617-1巷與2617-2巷內采用深孔預裂爆破技術對堅硬頂板進行強制放頂,縮短了工作面頂板垮落步距,保證安全高效生產。經分析可知炮孔間距是影響深孔預裂爆破效果的關鍵因素。利用理論分析與數值模擬相結合確定出該條件下預裂爆破的合理孔距,為類似條件下工作面預裂爆破相關參數的研究提供了理論參考。

2 理論分析計算炮孔間距

根據巖石爆破后的破壞特征,從爆破中心向外把破壞區域分為粉碎區、破裂區和震動區。成組藥包同時起爆時,在兩炮眼連線上將產生切向拉伸應力,炮孔邊緣首先出現裂隙,接著裂隙沿中心連線向外延伸貫通兩個炮孔。預裂爆破的主要目的是爆破產生裂隙并將兩炮孔貫通,破碎區的巖石主要是受拉應力破壞,因此成組炮孔爆破時炮孔間距值與破碎區的直徑值相當。

巖體中任意質點的徑向應力為:

式中:σr——巖體中任一點徑向應力,MPa;

ρ0——炸藥的密度,kg/m3;

Dv——炸藥的爆速,m/s;

K——裝藥不耦合系數;

η——爆炸產物膨脹絕熱指數,取3;

lc——裝藥的軸向系數,取1;

n——壓力增大系數,取10;

μ——巖體的靜態泊松比;

rc——計算點到裝藥中心的距離,m;

rd——炮孔半徑,m。

巖體中任意一點的應力強度為:

當巖體內任意一點的應力滿足下式,則巖體發生破壞。

式中:σi——巖體中任一點應力強度,MPa;

σcd、σtd——巖石動態抗壓強度和動態抗拉強度,MPa;

σ0——巖石受力破壞強度,MPa;

ξ——加載應變率,取0.01s-1;

σc——巖石靜態抗壓強度;

σt——巖石靜態抗拉強度,MPa。

爆破過程中不耦合裝藥且不耦合系數較小時,粉碎區半徑為:

那么,由式 (5)得到:

在粉碎區和破碎區的交界處,式 (12)變形為:

式中:σR——粉碎區和破碎區交界處的徑向應力,MPa;

Rc——粉碎區半徑,m。

巖石產生裂隙后,則破碎區半徑為:

將式 (10)與式 (13)代入式 (14),最終可得不耦合裝藥條件下,破碎區半徑為:

根據云岡礦8617 工作面的地質條件可知,直接頂的中細粒砂巖靜態抗壓強度為σc=65 MPa,抗拉強度為σt=6 MPa,彈性模量為E=6226 MPa,靜態泊松比μ=0.3,炸藥密度ρ0=1000kg/m3,炸藥的爆速Dv=2.8×103m/s,K=2,μd=0.24,將 以 上 數 據 代 入 式 (1)~(16)中進行計算,最終通過式 (10)計算可知粉碎區半徑Rc為0.96 m,通過式 (15)計算可知破碎區半徑Rp為3.8 m。故結合計算結果,由理論分析可知8617工作面預裂爆破的炮孔間距可定為7.6 m。

3 數值模擬計算炮孔間距

本次數值模擬采用的是ANSYS數值分析軟件與LS-DYNA2D 型非線性動力分析軟件。模型尺寸為25m×25m (長×寬),裝藥單元位于模型的中心,炸藥的外圍是空氣單元,空氣的外圍為巖石單元。

3.1 單孔爆破模擬結果分析

通過對單孔爆破過程中不同時刻的等效應力云圖分析可知,巖石內部粉碎區的形成時間很短,大約僅為0.1ms,其半徑約為1094 mm,是炮孔半徑的17.3 倍 (炮孔半徑為63 mm)。粉碎區形成后巖石內爆破應力波繼續向前傳播,巖石中出現裂隙并開始增多,且裂隙不斷擴張,最終形成了破碎區。破碎區形成時間相對較長,整個過程持續約1.2ms,經分析可知破碎區半徑為3954 mm,約為炮孔半徑的62.8倍。與理論計算出的粉碎區與破碎區半徑相比稍大一些。

圖1所示是距裝藥中心4.0 m 處單元X 方向和Y 方向的應力-時間曲線。分析可知,該位置單元X 方向受拉應力,最大值為21 MPa,Y 方向也受拉應力,最大值為15 MPa。X、Y 方向所受拉應力值均大于相應地質條件巖石的動態抗拉強度6 MPa,因此此應力條件能夠使巖石拉裂。

圖1 距爆破中心4.0m 處的應力-時間曲線

3.2 3個孔模擬結果及分析

通過對間距為8m 的3個炮孔爆破后巖石內部整個裂隙發展過程的數值模擬分析可知,當時間為0.6ms時,巖石中開始出現裂隙并逐漸增多,且不斷擴張,最終時間為1.2 ms時形成了破碎區,且3個炮孔的裂隙最后相互貫通。炮孔連線上形成一條貫通的爆破裂隙線,達到了爆破的主要目的。因此在相應地質條件下,預裂爆破炮孔間距選8m時,其產生的裂隙可以貫通,即炮孔的合理間距為8m。

4 工程實例

同煤集團云岡礦早期開采的12#煤層8826工作面頂板預裂爆破炮孔間距為15m,預裂爆破炮孔布置在2626-1及2626-2巷內 (8826工作面布置有2626帶式輸送機巷、5626回風巷、5626-1頂回風巷、2626-1工藝巷與2626-2工藝巷),炮孔平面布置見圖2,兩條工藝巷 (2626-1巷與2626-2巷)內兩幫布置1#、2#、3#、4#共4組孔,每組孔中共包含6 個步距孔,各孔間步距為15 m,孔深15m,轉角70°。預裂爆破后工作面出現采空區的頂板冒落不及時以及冒落高度不夠等問題,且頭尾出現三角懸板,給生產帶來了極大的隱患,工作面的回采率僅為75%,預裂爆破后沿工作面方向頂板控制范圍為13.2 m。且在開采初期,頂板懸露達30m 不垮落。

圖2 8826工作面炮孔平面布置圖

同為開采12#煤層的8617工作面頂板預裂爆破的炮孔間距為8m (炮孔位置及布置方式與8826工作面相同)。8617工作面預裂爆破后沿工作面方向頂板控制范圍為24 m,且隨著工作面的推進,采空區懸露板能夠隨采隨落,工作面的回采率大幅提高達到90%。

圖3 8826、8617工作面礦壓觀測曲線

圖3所示為8826工作面與8617工作面礦壓觀測結果曲線。由圖3可以看出8826工作面 (預裂爆破炮孔間距15m)開采過程中周期來壓步距為25m,來壓期間支架平均工作阻力最大值可達到7500kN;而8617 工作面 (預裂爆破炮孔間距8m)初次來壓步距為23 m,周期來壓步距僅為18 m,支架平均工作阻力來壓期間最大值為4800kN,比8826 工作面來壓期間壓力顯現弱,8617工作面頂板預裂爆破后大大降低了大面積懸露板垮落對工作面造成的危害,保證了工作面安全高效生產。因此,8617工作面預裂爆破8 m 炮孔間距是較為合理的,可以達到預裂爆破的效果。

5 結論

綜上分析可知,以云岡礦12#煤層406 盤區8617工作面的地質條件為背景,在不耦合裝藥條件下,理論分析可知粉碎區半徑為0.96 m,破碎區半徑為3.8m;數值模擬結果可知,巖石內部粉碎區的形成時間大約僅為0.1 ms,其半徑約為1.094m,破碎區形成過程持續約1.2 ms左右,其半徑為3.954m,爆破后巖石內部X、Y 方向所受拉應力值均大于相應地質條件巖石的動態抗拉強度。結合工程實踐結果最終確定此條件下預裂爆破合理的炮孔間距為8m。

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