提高炮采面塊煤率的預裂松動延時爆破技術

張 琪，馬愛娥，沈立晉

(1. 中化泉州石化有限公司，福建 泉州 362103；2. 北京航天長征飛行器研究所，北京 100076；3.北京貝拉斯科銳科技有限公司，北京 100711)

提高炮采面塊煤率的預裂松動延時爆破技術

張 琪1，馬愛娥2，沈立晉3

(1. 中化泉州石化有限公司，福建 泉州 362103；2. 北京航天長征飛行器研究所，北京 100076；3.北京貝拉斯科銳科技有限公司，北京 100711)

根據爆炸應力波理論和爆生氣體準靜態理論，分別計算出裂隙區半徑、臨界抵抗線，為爆破參數(孔距和孔深)的設計提供理論依據。針對陳四樓煤礦三個炮采工作面的實際情況，通過對提高炮采工作面塊煤率的預裂松動延時爆破技術參數進行理論分析和現場實驗，以優化爆破參數和控制爆破塊度，確定了軟煤體、片幫和破碎頂板條件下的合理爆破參數，塊煤率提高了6%～10%，單產增加18.8%，炸藥單耗降低了5%～10%，節約了生產成本，取得了良好的經濟效益。

炮采面；塊煤率；預裂松動爆破；延時爆破；爆破參數優化

1 工程概況

永城煤電集團公司陳四樓煤礦前期采用瞬發爆破技術開采。該技術存在的最大問題是塊煤率低、炸藥單耗偏高、工人勞動強度較大、一次裝藥分次爆破時間較長。本文利用該礦提供的基礎數據，結合該礦具體的地質條件和現場生產作業條件，并在預裂松動爆破理論研究和現場實驗的基礎上，通過預裂松動延時爆破技術以提高炮采面塊煤率。

該礦擬采用爆破新技術予以實施的共有三個工作面煤層，此煤層平均厚度約2.2 m，煤層傾角6°～10°。煤層普氏系數f=0.92，容重為1.46×103kg/m3。該礦為低瓦斯、煤塵無爆炸危險性的煤層。

因煤體內部存在著大量的微裂隙和微裂紋等缺陷。因此，可將煤體視為脆性損傷材料〔1〕。煤體在爆破時這些微裂隙和微裂紋將會擴展，甚至貫穿整個煤體，從而導致煤體的宏觀力學性能發生變化，直至最終的爆裂破壞〔2〕。

在煤體爆破塊度控制研究中發現，影響煤體爆破塊度大小的因素有：爆破參數、裝藥結構、煤體和炸藥自身性質等〔3-5〕。

根據現場調查，發現該礦存在的問題主要有單位體積巖石的炸藥消耗量較大，爆破設計參數需要進一步優化、頂板的環境條件差、工人勞動強度較大。根據礦方要求：原有的塊煤率提高6%～10%，炸藥單耗要降低5%～10%，提高單產、降低成本。為此，本文提出了預裂松動延時爆破的落煤方案。

2 預裂松動延時爆破原理及參數

延時爆破能極大改善炮孔利用率，減少拋擲及其造成的破壞作用。延時爆破的優點有〔6〕：①破碎作用增大，有效控制塊煤率；②減少拋擲作用和拋擲距離，爆堆集中；③降低爆破振動作用，防止對圍巖的破壞；④在條件許可的情況下，可考慮實現全斷面一次爆破，縮短爆破和通風時間，提高單產效率，降低工人的勞動強度。

預裂爆破成縫機理—爆炸應力波與高壓氣體聯合作用理論得到了大多數研究者的認可。該機理是爆炸應力波由炮孔向四周傳播，在孔壁及炮孔連線方向出現裂縫，隨后在爆炸氣體作用下，使原裂隙延伸擴大，最后形成平整的開裂面。預裂成縫形成后有兩個重要作用：一是防止主爆區的破裂伸向保留區；二是減小主爆區對保留區的振動影響。因此，可有效控制煤體爆破塊度，并降低了爆破振動對圍巖的破壞〔6〕。根據現場實驗研究，該煤礦底煤與底板巖層的粘結力較大。預裂松動爆破的目的是使煤體產生足夠多的裂紋，但同時應控制藥量以免煤體過度破碎。良好的預裂松動爆破效果要求：相鄰炮孔間距盡量接近于兩孔爆破時所形成的裂隙區半徑之和。當外部作用的最小抵抗線(W)大于臨界抵抗線(Wc)時，爆破體內部只產生爆炸應力波和高壓氣體的內部破壞作用，否則將產生爆炸應力波的外部破壞作用。

2.1 裂隙區半徑的計算

(1)按爆炸應力波的作用理論計算裂隙區半徑。當不耦合裝藥時，按爆炸應力波的作用理論，孔壁煤體中的初始壓力峰值可按下式〔7〕進行估算：

(1)

式中：P2為孔壁煤體中的初始壓力峰值，MPa；ρ0為裝藥密度，g/cm3；D1為爆速，m/s；dc為藥卷直徑；db為孔徑，mm；n為爆轟產物與炮孔壁碰撞時反射壓力為入射壓力的n倍，n=8～11。

應力波應力隨距離衰減的關系：

(2)

(3)

若以煤體抗拉強度ST代替σθ，則裂隙區半徑RP為

(4)

式中：α為應力波衰減指數，α=2-b。

(2)按爆生氣體的準靜態作用理論計算裂隙區半徑。通常采用靜彈性力學方法來分析氣體靜壓作用下形成應力場。當W>Wc時，因爆破破壞只限于巖體內部，故可視為氣體靜壓產生的應力場不受自由面的影響。此時的應力場和無限體內的圓孔壁上受均勻壓力產生的應力場相同。因此，巖體內的應力場常利用厚壁筒理論來考慮。

彈性力學厚壁筒理論公式計算如下：

(5)

2.2 臨界抵抗線的計算

(1)按爆炸應力波理論計算Wc。在距自由面附近，由于自由面或反射波的影響，壓縮主應力σ1的最高值比無自由面時的徑向方向壓應力σr峰值要低，但拉伸主應力σ2最高值卻比無自由面時的切向方向拉應力σθ峰值要高，其比值越靠近自由面越大，越有利于煤體處于破裂的應力狀態，有利于入射波產生的裂隙向自由面方向進一步擴展。

根據爆炸應力波理論，臨界抵抗線可按下式估算〔7〕：

(6)

其中，

(7)

(8)

式中：R為反射系數；α為縱波入射角；β為橫波反射角，反射拉伸波的反射系數為負值，計算時取其絕對值，其余符號同前。

(2)按爆生氣體準靜態理論計算Wc〔7〕:

(9)

式中：k為與煤體構造特征有關的系數，k=1.4～2.0，無裂隙整塊煤體取下限，裂隙煤體取上限，其余符號同前。

在實際爆破參數設計中，可按不同計算方法所得結果取加權平均；其加權平均值僅作為爆破參數設計時參考。在實際的爆破工程中，需要通過改變不耦合系數、炸藥單耗、爆破參數和填塞條件等參數進行模擬爆破實驗，對爆破后的塊度進行篩分統計，以優化爆破參數和實現對爆破塊度的控制和預測〔8-10〕。

2.3 孔距和孔深的計算

初始條件：煤的容重ρm=1.46 g/cm3，縱波速度cp=1 200 m/s，泊松比ν=0.3，抗拉強度ST=1～3 MPa；采用煤礦許用硝銨炸藥的密度ρ0=1.0 g/cm3，裝藥直徑rc=32 mm，炮孔直徑rb=42 mm，爆壓P=2 822.4 MPa。

為簡化計算，按標準松動爆破漏斗計算入射波入射(α=45°)到漏斗邊緣處產生反射橫波的反射角β為

由式(7)可計算得反射系數R=-0.44。

由上述式(1)～式(9)計算得到的裂隙區半徑和臨界抵抗線如表1所示。

表1 裂隙區半徑和臨界抵抗線計算結果

附注：孔距*為裂隙區半徑的2倍。

3 爆破設計

3.1 模擬爆破塊度的分布與控制

試件制作：正方形大理石試件作為爆破塊度分布模擬實驗對象。在巖樣四周和底部涂上一層黃油，再用5塊8 mm厚的鐵板夾制，并用螺栓固定。

實驗共采用5組不耦合裝藥系數k，分別為1.0(耦合裝藥)、1.33、1.67、2.0和2.67。根據大量實驗結果，要使得所有試件均達到破碎的目的，最終選擇藥量為5 g。炸藥的裝藥中心在試件的幾何中心，炮孔沒有裝藥的其他部分全部填塞。

布孔參數：采用雙孔爆破實驗，孔徑為6 mm、深度為100 mm、孔距為50 mm，炮孔布置在巖樣距側面50 mm處，并在布孔一側的孔深高度將夾板去掉，形成與臺階爆破條件相似的條件，每孔裝藥0.3 g DDNP，用引火藥頭引爆。

試件在炸藥爆炸后收集碎塊，將5 mm塊度作為一級篩分統計，按重量統計篩下累計的百分比，然后按照G-G-S和R-R分布方程進行回歸分析。結果表明G-G-S分布的相關性比R-R分布要好。

實驗的結果表明：不耦合裝藥爆炸后對巖石的損傷以及巖石試塊的破碎程度明顯優于耦合無填塞裝藥，從而說明了爆炸生成的氣體在巖石的損傷和破壞過程中起到了關鍵作用。

3.2 炮孔布置與角度

根據采面的煤層及采高條件，原則上采用三角形(梅花形)布置。但當采高在1.6～2.0 m時，煤質較為松軟時采用單排三角形布置，煤質中等堅硬時采用雙排三角形布置；當采高小于1.0 m時，采用單排三角形布置。

合理的炮孔角度與孔距直接影響爆破效果。通過實驗及上述理論計算結果表明：當孔距在1.5～2.0 m之間，且炮孔水平夾角為75°左右時，爆破塊度較均勻、爆堆集中并且較為松散，爆破效果比較好。但是，在煤層松軟或煤壁片幫嚴重時，此時應相應增大孔距。炮孔向下的俯角一般不宜超過10°。

3.3 炸藥單耗及裝藥量計算

炸藥單耗可按下式估算：

(10)

式中：ρm為煤的容重；f為煤體普氏系數。經計算，q=0.15 kg/m3。

根據本工程炮采工作面的不同地質條件，取單位炸藥消耗量為0.10～0.15 g/m3。

炮孔裝藥量計算可按下式估算：

(11)

式中：Q為單孔裝藥量；q為炸藥單耗；A為一次爆破工作面長度，本工程取10～15 m；H為煤層厚度，本工程煤層平均厚度2.2 m；L為孔深；n為爆破長度上的炮孔個數，取n=18～25。經計算，Q=114～238 g。

另外，為了改善爆破效果，適當加大延時段別為MS1的炮孔裝藥量，減小延時段別為MS5的炮孔裝藥量。炮孔的參數設計及單孔裝藥量如表2所示。

表2 爆破參數

注：1.第1段炮孔裝藥量增加100 g；2.孔距在煤層較硬和采高大時取小值，否則取大值。

3.4 間隔時間與起爆方式的選擇

采用三角形布置進行斜切起爆(見圖1)，單排孔采用順序起爆，合理的間隔時間為25 ms。

圖1 起爆順序Fig.1 Initiation sequence

起爆方式的選擇應使后期起爆能充分利用前期起爆能所形成的自由面。起爆方式選擇的合理與否，是影響延時爆破效果的關鍵因素之一。

3.5 一次起爆長度

根據計算，本工程一次起爆的最大藥量應為14.4 kg。按照0.5 kg/m裝藥量考慮，一次允許起爆的長度為28 m。因本工程炮采工作面頂板圍巖條件較差，按雷管段位MS1～MS5段依次起爆，一次爆破炮孔數為18～25個，約5.4～7.5 kg炸藥。因此，最終確定一次起爆的最大長度為10～15 m，符合一般中小型輸送機允許的一次起爆能力為10～20 m。

采用正向連續裝藥的結構，每孔都必須填塞水炮泥(填塞長度不少于0.4 m)。

4 爆破效果

通過爆破參數的優化設計、填塞質量的提高、炸藥單耗的降低等技術措施，有效提高了炮采工作面塊煤率達到10%左右、產量增加了18.8%，炸藥單耗降低5%～10%。預裂松動延時爆破技術的應用大大減低了爆破振動效應，改善了頂板安全狀況，創造了安全的作業環境。

5 結論

(1)預裂松動延時爆破新技術在陳四樓煤礦的成功實施，大大提高了炮采面的塊煤率，炸藥單耗降低了5%～10%，節約了生產成本。

(2)炮采工作面采用延時爆破新技術，炮采工作面的單產增加了18.8%，起到減員增效的目的。

(3)預裂松動延時爆破新技術的應用顯著降低了爆破振動效應；減少了拋擲作用和拋擲距離，爆堆相對集中；防止崩倒支架或損壞其他設備，改善了作業環境。

〔1〕 謝和平. 巖石混凝土損傷力學[M]. 北京：中國礦業大學出版社，1990：101-108.

XIE He-ping.Damage mechanics in rock and concrete[M].Beijing:China University of Mining and Technology Press,1990：101-108.

〔2〕 黃筑平，楊黎明，潘客麟. 材料的動態損傷和失效[J]. 力學進展，1993，23(4):433-467.

HUANG Zhu-ping, YANG Li-ming, PAN Ke-lin. Dynamic damage and failure of materials [J]. Advances in Mechanics, 1993, 23(4):433-467.

〔3〕 沈立晉，汪揚，楊小林. 提高炮采工作面塊碳率的微差爆破技術及安全措施[J]. 礦冶， 2004，13(2):6-9.

SHEN Li-jin, WANG Yang, YANG Xiao-lin. Millisecond blasting technology used to raise lump coal ratio of coal face and safety measures [J].Mining & Metallurgy, 2004,13(2):6-9.

〔4〕 陳秋宇，黃文堯，袁勝芳，等. 煤礦深孔預裂爆破技術應用研究[J].工程爆破， 2011，17(2):37-39.

CHEN Qiu-yu, HUANG Wen-yao, YUAN Sheng-fang, et al. Research on application of deep-hole presplitting blasting technology in the coal mine[J]. Engineering Blasting, 2011,17(2):37-39.

〔5〕 汪海波，賈虎，徐穎，等. 綜采面硬巖深孔松動致裂爆破技術實驗研究[J].工程爆破，2015，21(3):23-25.

WANG Hai-bo, JIA Hu, XU Ying, et al. Experimental research on deep hole loose and rupture blasting technology in hard rock of fully mechanized working face[J]. Engineering Blasting, 2015,21(3):23-25.

〔6〕 汪旭光. 爆破手冊[M]. 北京: 冶金工業出版社， 2010：178-185.

WANG Xu-guang. Handbook of blasting [M]. Beijing: Metallurgical Industry Press, 2010：178-185.

〔7〕 王文龍. 鉆眼爆破[M]. 北京: 煤炭工業出版社，1984.

WANG Wen-long. Drilling and blasting [M]. Beijing: China Coal Industry Publishing House,1984.

〔8〕 李全勝. 大峰露天礦中槽采區提高塊煤率的爆破方法探討[J]. 露天采礦技術，2005，31(2)：10-12.

LI Quan-sheng. Discussion on blasting method to improve the lump coal rate of middle slot area in Dafeng mining[J].Opencast Mining Technology，2005，31(2)：10-12.

〔9〕 邱凌. 預裂松動爆破在既有線擴塹中的應用[J]. 西部探礦工程，2004(12)：122-123.

QIU Ling. Application of pre-splitting loose blasting in existent line' s extending trench[J]. West-China Exploration Engineering，2004(12)：122-123.

〔10〕 王有俊，崔立和. 提高塊煤率的技術方案研究[J]. 遼寧工程技術大學學報，2007，26(2):18-20.

WANG You-jun，CUI Li-he. Technique study for increasing lump coal rate[J]. Journal of Liaoning Technical University，2007，26(2):18-20.

Pre-splitting loose millisecond delay blasting technology used to raise lump coal ratio of coal face

ZHANG Qi1，MA Ai-e2，SHEN Li-jin3

(1. Sinochem Quanzhou Petrochemical Co., Ltd., Quanzhou 362103, Fujian, China；2. Beijing Institute of Space Long March Vehicle, Beijing 100076, China；3. Beijing Blast Kerui Science and Technology Co., Ltd., Beijing 100711, China)

Based on the theory of explosion stress wave and the quasi-static theory of detonation gas, the radius of crack zone and critical line of least resistance were calculated, respectively, providing theoretical basis for blasting parameters such as hole spacing and hole depth. In terms of the condition of three coalfaces in Chensilou coal mine, pre-splitting loose millisecond blasting technology was used to raise lump coal ratio of coalface, and it was studied by theoretic analysis and experiment in site. As a result, coal fragmentation was controlled by optimizing blasting parameters. The optimized blasting parameters suitable to the conditions of soft coal mass, side fall of coalface and broken roof were determined. The lump coal ratio was raised by 6%～8%, the production was increased 18.8% and the explosive consumption was decreased 5%～10% with saving cost in total and good economics.

Coal face；Lump coal ratio；Pre-splitting loose blasting；Delay blasting；Blasting parameters optimization

1006-7051(2016)06-0075-04

2016-06-20

張琪(1965-)，男，本科，工程師，從事工程建設管理與施工。E-mail：zhangqi12@ sinochem.com

TD235

A

10.3969/j.issn.1006-7051.2016.06.017