胡 剛,費鴻祿,國志雨
(1.遼寧工程技術大學 爆破技術研究院,遼寧 阜新 123000;2.中國能源建設集團黑龍江省電力設計院有限公司,黑龍江 哈爾濱 150078)
掏槽爆破技術影響著巖巷工程的掘進速度和開挖質量[1],直眼掏槽方式的發展不僅提高了爆破效率而且改善了破碎效果[2],但是仍然難以解決硬巖巷道掏槽爆破循環進尺小、采掘比例失調[3-5]等問題。
針對上述問題,陽雨平等[6]提出了復式筒形直眼掏槽爆破方式并在螢石礦山進行深孔爆破試驗;汪海波等[7]為解決立井堅硬巖石段的爆破效率研究了大空孔直眼掏槽爆破技術;LANGEFORS等[8]研究了空孔直眼掏槽的爆破理論,構建空孔外徑對爆破作用效果的半理論半經驗公式;李啟月等[9]建立了直眼掏槽區域巖體的應力狀態方程,并對不同地應力條件下的直眼掏槽方式進行了數值模擬;林大能等[10]建立了空腔形成的物理力學模型,得出了空腔尺寸的理論計算方法;鄭祥濱等[11]對單螺旋空孔直眼掏槽成腔過程進行了數值模擬研究。國內外諸多學者的研究[12-16]豐富了掏槽技術,但對大空孔復式筒形直眼掏槽爆破技術卻鮮有報道。
本文結合空孔效應和掏槽理論,分析大空孔復式筒形直眼掏槽腔體成形力學機制和有效應力傳播規律,并在此基礎上進行現場工況實踐應用。
雖然炸藥爆炸產生的爆炸應力波和爆生氣體準靜態膨脹聯合作用是造成掏槽區域巖體破壞和拋擲的主要原因,但掏槽區域巖體從原巖分離及腔體形成主要與爆生氣體的準靜態膨脹作用有關[17]。因此,對復式筒形直眼掏槽腔體內巖體的準靜態受力情況進行分析,并作如下假定:
①炮孔堵塞質量良好;
②炮孔炸藥分布均勻;
③不考慮分段爆破形式。
其中,復式筒形直眼掏槽力學機制如圖1所示。在圖1中,A1A3,B1B3,C1C3,D1D3,E1E3,F1F3為炮孔;A2A3,B2B3,C2C3,D2D3,E2E3,F2F3為炮孔裝藥段;A1A2,B1B2,C1C2,D1D2,E1E2,F1F2為炮孔堵塞段;d為每對炮孔的水平距離,lz為裝藥段長度,ld為堵塞段長度,L0為掏槽深度,b為排拒。

圖1 復式筒形直眼掏槽力學機制Fig.1 Mechanical mechanism of compound barrel parallel cut blasting
在圖1(a)中,腔體頂面A1F1F3A3和底面C1D1D3C3僅受到剪切阻力的作用,根據Mohr-Coulomb理論,面A1F1F3A3和C1D1D3C3受到的剪切阻力可表示為:
QA1F1F3A3=QC1D1D3C3=(c+σ1tanφ)dL0
(1)
式中:c為粘聚力,N;φ為內摩擦角,°;σ1為面A1F1F3A3和C1D1D3C3上的正應力,Pa,一般σ1=γz,γ為容重,N/m3;z為距地表距離,m。
腔體左側面A1C1C2A2和右側面F1D1D2F2分別受到剪切阻力及爆生氣體壓力的聯合作用,其中,所受到的剪切阻力可表示為:
QA1C1C2A2=QF1D1D2F2=(c+σ2tanφ)2bld
(2)
式中:σ2為面A1C1C2A2和F1D1D2F2上的正應力,Pa,一般σ2=σ1μ/(1-μ);μ為泊松比。
所受到的爆生氣體壓力為:
(3)
式中:DCJ為爆速,m/s;ρ0為炸藥初始密度,kg/m3;γ為絕熱指數;r0為裝藥半徑,m;rb為炮孔半徑,m;λ為爆炸絕熱膨脹常數。
腔體底面A3C3D3F3僅受拉力作用,所受到的拉力可表示為:
TA3C3D3F3=2bσtd
(4)
式中:σt為單軸極限抗拉強度,Pa。
當掏槽方式中存在大空孔[18]時,大空孔周圍的應力分布發生改變,根據彈性力學理論,大空孔附近的峰值應力狀態為:

(5)

(6)

大空孔底部裝藥,使面A3C3D3F3再次受到拉應力Tk,如圖1(b)所示。
采用LS-DYNA仿真軟件,建立大空孔復式筒形直眼掏槽數值模型[19],如圖2所示,其中黑色為炮孔,白色為大空孔。

圖2 炮孔布置Fig.2 Holes arrangement
模型尺寸2 m×2 m×4 m;炮孔直徑為40 mm,長度3 m,裝藥段長度2.2 m,堵塞段長度0.8 m;依據文獻[20]炮孔布置如圖2所示,且根據巖石性質,確定大空孔直徑為100 mm,長度3.2 m,裝藥段長度0.4 m(位于孔底),堵塞段長度0.4 m(位于孔頂);大空孔設置的目的是為掏槽爆破提供自由面,由于其底部裝藥,為滿足《爆破安全規程》(GB6722-2014)中禁止裝藥孔不堵塞的要求,因此在大空孔頂部進行部分填塞。
為節省計算時間,建立1/4模型,Z=0面為自由面,X=0面和Y=0面施加對稱約束,其余3面施加固定約束及無反射邊界條件,如圖3所示。

圖3 數值模型Fig.3 numerical model
模型起爆方式為分段起爆,炮孔1~4一段起爆,炮孔5~8二段起爆,大空孔9三段起爆,每段間隔時間3 ms。
數值模型建立了4種材料[21],巖石材料采用JOHNSON-HOLMOUIST-CONCETE模型,材料參數具體見表1;炸藥材料采用HIGH-EXPLOSIVE-BURN模型,并用JWL狀態方程描述,方程參數具體見表2;空氣采用NULL模型,并用LINEAR-POLYNOMIAL狀態方程描述,模型參數具體見表3,表3中未列出方程參數均設置為0;炮泥材料采用SOIL-AND-FORM模型;具體參數見表4。

表1 巖石材料模型參數Table 1 Material parameters of rock

表2 炸藥材料模型參數Table 2 Material parameters of explosive

表3 空氣材料模型參數Table 3 Material parameters of air

表4 炮泥材料模型參數Table 4 Material parameters of stemming
大空孔復式筒形掏槽一段起爆腔體有效應力云圖如圖4所示。在0.05 ms時,首段炮孔應力波呈圓形向四周傳播;在0.75 ms時,應力波疊加在一起形成統一的波陣面,波陣面初始時成菱形,隨著向外傳播逐漸變為圓形;在1.40 ms時應力波傳播至模型邊界,隨后產生反射、疊加,有效應力充滿整個腔體區域。
二段起爆腔體有效應力云圖如圖5所示。二段炮孔在一段的基礎上起爆,擴大槽腔;在3.05 ms時,起爆炮孔有效應力充滿孔壁;在3.70 ms時,應力波貫穿炮孔相互疊加,在外圈形成圓形波陣面,高應力區隨之擴展;之后,應力波傳播至模型邊界,反射拉伸相互疊加,整個槽腔出現高應力區。
三段起爆腔體有效應力云圖如圖6所示。中間大空孔起爆后,產生的應力波先通過巖石裂隙侵入周圍炮孔,隨后逐漸貫通形成菱形波陣面,最后擴展成為帶圓角的矩形波陣面,高應力區也隨之擴展;中間大空孔孔底藥包在前兩段破巖完成的基礎上起爆,對掏槽底部巖石再次沖擊破壞,并將破碎巖體拋出。
查干敖包鐵鋅礦隸屬于內蒙古興業集團,礦區位于內蒙古自治區東烏珠穆沁旗烏里雅斯太鎮北東180 km,2000年開始探礦,目前已形成1 800 t/d的采選能力。
現場調研查干敖包礦山西采區1058和1048中段巷道掘進的爆破效果,由于篇幅有限,炮孔布置及爆破參數見文獻[19]。

圖4 一段起爆有效應力Fig.4 Effective stress nephogram of first detonation

圖5 二段起爆有效應力Fig.5 Effective stress nephogram of second detonation

圖6 三段起爆有效應力Fig.6 Effective stress nephogram of third detonation
1058中段巷道掘進爆破中使用乳化炸藥80 kg和半秒雷管44發;爆破效果為:掏槽眼殘孔深度0.5 m,炮眼利用率80%;崩落眼殘孔深度1.6 m,利用率不到36%;周邊眼殘孔深度1.8 m,利用率28%;炮眼平均利用率為49.8%。
1048中段巷道掘進爆破中使用乳化炸藥150 kg和半秒雷管75發;爆破效果為:掏槽眼殘孔深度0.76 m,炮眼利用率76.3%;崩落眼殘孔深度1.2 m,利用率62.5%;周邊眼殘孔深度1.4 m,利用率56.5%;炮眼平均利用率66.6%。
在查干敖包礦山西采區1068中段一號井左巷道掘進中采用大空孔復式筒形直眼掏槽方式。其中,斷面尺寸為4.2 m×4.2 m,共布置炮孔66個,使用炸藥155 kg,采用分段起爆,具體布置如圖7~8所示。
復測炮孔和大空孔長度,記錄單孔裝藥量,并在爆破施工結束后,測量殘孔長度,具體參數及效果數據見表5。

表5 爆破參數與效果統計Table 5 Blasting parameters and results

圖7 炮孔設計Fig.7 Blasting holes design

圖8 現場炮孔Fig.8 Field blasting holes
此次巷道掘進爆破施工平均炮眼利用率為89.0%,掘進深度達到2.80 m,實際炸藥單耗為3.16 kg/m3,塊度均勻。
1)分析了大空孔復式筒形掏槽方式腔體成形的力學機制,發現大空孔周圍產生了明顯的應力集中現象,充分表明了大空孔對復式筒形掏槽方式的促進作用。
2)通過數值模擬分析可知,大空孔底部少量裝藥,起爆后腔體底部再次受到強烈的沖擊作用,可以將未破碎的巖體進行二次破碎,并加強拋擲作用。
3)硬巖巷道掘進中應用大空孔復式筒形掏槽方式,可以提高炮眼利用率、增加掘進深度,降低炸藥單耗。