綜采工作面過大落差斷層深孔預裂爆破技術

李廷春，張 浩，張治高，賈緒路，3，孫廣京，萬 曉，張憲堂

(1.山東科技大學 山東省土木工程防災減災重點實驗室，山東 青島 266590; 2.山東新巨龍能源有限責任公司，山東 菏澤 274918; 3.山東管理學院，山東 濟南 250100)

對于落差大、延展距離長的斷層，在綜采工作面布置中常常無法躲避，采煤機強行推過多存在破巖效率低、截齒消耗大等問題。常用的傳統過大落差斷層技術有挑頂起底法和搬家跳采法[1-2]。挑頂起底法采取預先設計好挑頂或起底的過斷層路徑，在工作面以淺孔爆破和采煤機破巖相結合的方式推進;但工作面附近爆破施工時設備防護難，常炸壞支架;同時，淺孔爆破量小，邊放炮邊推進循環次數多，致使工作面推采緩慢，不僅擾亂了回采計劃，還存在采空區煤塵自燃及頂底板變形破壞等安全隱患。搬家跳采法需要投入大量巷道掘進及維護費用，且工作面撤除及安裝工序繁瑣，存在煤炭損失嚴重、工期長等缺點。

針對綜采工作面過斷層新技術不斷涌現，利用深孔爆破技術爆破破碎量大的優點，李春茂、黃文堯等[3-6]通過優化爆破參數、改變炸藥性能，結合數值模擬，對遇斷層硬巖難題在工作面開展了深孔爆破技術試驗，上述研究在工程應用中爆破效率雖有提高，但其技術特點與挑頂起底法相似，仍未脫離工作面放炮的傳統過斷層思想，工作面遇斷層停產擱置問題未解決，增加了設備損壞的隱患。筆者也嘗試過在運輸巷和回風巷沿斷層鉆孔實施深孔預裂爆破，應用實踐表明，斷層向工作面內部延伸需超長鉆孔，大藥量爆破極易沖孔，巷道支護破壞、冒頂問題嚴重;因為斷層信息不準確或鉆孔太長誤差大，需要爆破的硬巖未破碎，效果極不理想。馬立強等[2]基于“預想層位”提出了預掘巷道群過斷層技術;王曄[7]針對落差3.6 m斷層設計了施工預爆巷的快速過斷層方案，然而對于大落差斷層特征下的復雜地質構造，預想方案布置巷道很難與過斷層路徑吻合。

本文擬在前述研究的基礎上，針對大落差斷層延展規律復雜、產狀不明晰的難點，提出斷層探測技術，準確找到斷層位置并實測落差;針對傳統過斷層技術弊端以及深孔爆破破巖存在的風險，提出避開工作面和運輸巷、回風巷、預掘爆破巷實施深孔爆破的解決方案。總之，期望研究一種兼顧斷層探測與精確爆破的最佳過斷層技術，發揮深孔預裂爆破技術優勢，通過合理設計爆破參數，在采煤機過斷層前一次性破碎采煤通道內的硬巖，確保采煤機連續推采，提高采煤效率。

1 斷層產狀探測技術

1.1 大落差斷層探測難點分析

斷層落差、傾角、走向等自身產狀因素的確定是判定過斷層難易程度、制定過斷層方案的必要前提。大落差斷層在形成過程中因地質構造的差異，其斷裂形態、延展分布特征復雜，目前采用三維物探技術通過接收由人工向巖層激發的彈性波來探測地質構造，受斷層自身變化及勘探工程量的影響，所得相關斷層資料精度還不高，很難摸清斷層在工作面內展布規律，對過斷層方案設計缺乏指導意義。

直觀揭露斷層是確定實際斷層產狀的最有效途徑。當斷層由運輸巷與回風巷向工作面內部延展，走向與工作面布置方向夾角較大時，僅依靠運輸巷與回風巷位置揭露的信息無法估測斷層產狀，而鉆孔探測以點揭露斷層的方式受孔深、偏斜因素限制不能觀測到工作面內部。

1.2 斷層探巷探明產狀

為克服上述技術不足，考慮直觀揭露斷層真實性與精確性，提出施工斷層探巷探明產狀技術，在工作面運輸巷與回風巷內開門并向斷層方向掘進一條煤巷，用于在運輸巷與回風巷揭露斷層后進一步補充斷層信息，指導后續方案設計。由于探巷會成為綜采設備必經之路，布置方式應考慮工作面頂底板控制難度、采煤機具運行軌跡等諸多因素的影響。以正斷層為例，通過方案對比確定采取垂直于斷層走向、沿煤層底板施工探巷的設計方案，如圖1(a),(b)所示，相比垂直于運輸巷與回風巷走向施工減少了巷道掘進量;相比沿煤層頂板施工，避免了推采至探巷處時，采煤軌跡上部作為采空區而出現的頂板控制難題。

1.3 斷層走向計算模型

當斷層探巷揭露斷層后，根據斷層探巷長度、走向及運輸巷和回風巷揭露斷層位置與斷層探巷開口位置距離建立斷層走向計算模型，如圖2所示，通過計算即可獲得綜采工作面斷層基本走向β為

(1)

式中，a為探巷長度，m;b為斷層揭露點至探巷開門距離，m;α為探巷與運輸巷夾角，(°)。

圖1 斷層探巷及爆破巷布置示意Fig.1 Fault exploration and blasting roadway layout

圖2 斷層走向計算模型Fig.2 Calculation model of fault occurrence

2 預掘爆破巷關鍵技術

通過斷層產狀探測技術可以初步探測揭露信息、基本走向等關鍵信息，但斷層內部的真實落差變化、延展規律無法獲知，過斷層路徑設計時缺乏合理依據;另外，工程實踐證明了采用深孔爆破技術能提高爆破效率，但工作面和運輸巷、回風巷不是開展深孔爆破技術的最佳場所。基于上述兩點不足，為達到準確探測實際斷層煤巖層位，避開工作面和運輸巷、回風巷實施爆破技術的目的，提出預掘爆破巷關鍵技術，在采煤機未推至斷層時，基于探巷所獲信息沿斷層預掘爆破巷，爆破巷隨掘隨探補充斷層實測信息，為巷道內應用深孔預裂爆破技術提供指導。

2.1 爆破巷布置

由于爆破巷兼顧探測與爆破兩項用途，布置方案應綜合考慮巷道施工難度、爆破孔布置、爆破振動控制等因素的影響，因此提出了以下設計原則:

(1)以少丟煤為原則，設計支架過斷層通道，爆破巷為通道的一部分，布置在斷層巖石過渡段割煤機運行軌跡中，綜采支架沿巷道頂板推進，實現不割支護過斷層。

(2)根據運輸巷、回風巷、斷層探巷揭露斷層規模，可選擇在運輸巷揭露斷層處(A)、探巷揭露斷層處(B，C)沿斷層預掘爆破巷(圖1(a))，爆破巷隨掘隨探，布置位置須與斷層面保持一定距離，降低斷層破碎帶對巷道掘進、支護的不利影響，當爆破巷實測斷層不會影響采煤機正常推進時，爆破巷停止掘進。

(3)炮孔偏斜率是保證爆破效果的關鍵因素，炮孔越長，偏斜率越高，爆破效果越差，為減小爆破孔長度，爆破巷須布置在斷層巖石過渡段中部，均衡巷道兩幫炮孔長度。

(4)爆破巷高度應和采高相同，巷道寬度應考慮鉆孔機具設備擺放需求以及施工便利。

2.2 爆破巷走向及傾角

在明確大落差斷層產狀的前提下對爆破巷布置參數進行設計，以10 m為單位對綜采工作面做剖面分析，如圖1(c)，(d)所示，利用三角函數關系可知某一段巷道走向θ及其傾角δ為

(2)

式中，H為兩剖面間爆破巷高差，m;La，Lb為所取某段爆破巷兩端頭與運輸巷和回風巷的垂直距離，m。

2.3 深孔預裂爆破技術

2.3.1 爆破技術原理

當斷層巖石普氏系數f>4時，采煤機切割效率降低、截齒消耗增加。應用深孔預裂爆破技術，通過徑向或軸向不耦合裝藥結構使炸藥在爆炸過程中產生的爆炸沖擊波、應力波和高溫高壓的爆生氣體共同作用于巖體，盡可能多的增加巖體內裂隙和損傷，降低巖體整體性和自身強度[8-9]，以達到采煤機破巖的工作需求。

爆破作業在爆破巷內進行，向巷道兩幫鉆孔并進行起爆。由于爆破巷具有探巷作用，炮孔傾角、深度等參數可根據其實測斷層進行設計。

2.3.2 耳式硐室技術

巖石深部爆破自由面空間有限，爆破作用發生在巖體內部，巖石的破碎裂隙主要來自巖石高壓條件下的壓縮。當斷層硬巖夾制作用強度大于封堵密實強度時，起爆后爆炸能量優先作用于封堵物，從而出現沖孔問題，嚴重時會在巷道壁面形成爆坑，爆坑直徑可達2 m，破壞巷道圍巖。

為解決上述問題，達到保護巷道穩定、提高爆破效果的施工要求，提出在巖石硬度高、爆破量大、回采切割難度大的關鍵部位布置“耳式硐室”，如圖3所示，硐室內布置深10～15 m的扇形鉆孔。此外，對于因斷層巖石范圍大而鉆取的超深預裂炮孔，可間隔超深孔布置拉槽淺孔，并加強超深炮孔封堵長度。起爆前須在巷道支護薄弱位置加設單體液壓支柱。

圖3 耳式硐室布置示意Fig.3 Schematic diagram of ear-type chamber arrangement

耳式硐室作為臨時硐室開展大藥量集中爆破，內部扇形孔起爆后引起巖石松動、破碎，一方面幫助卸載部分地應力，降低巖石夾制作用，另一方面為后續預裂深孔爆破提供自由面和補償空間，減輕封堵物受爆炸荷載下的沖擊壓力;在預裂深孔間布置拉槽淺孔，加強封堵段巖石破碎，從而擴大損傷范圍，增強爆破效果。

3 深孔預裂爆破參數設計

大落差斷層產狀變化復雜的特點，使得經典爆破參數計算理論缺乏適用性，而工程實際中依據經驗類比法常采取“少裝藥、多打眼、少起爆、多循環”的方式來保證爆破安全，施工效率、爆破效果均難達標。因此應結合過大落差斷層工程特點針對性設計爆破參數。

3.1 孔徑與孔深

應力波作用下，爆破裂隙自炮孔半徑1～2倍的范圍內開始產生并向外擴展，擴展路徑沿徑向和炮孔中心連線方向，隨著炮孔直徑以及單位耗藥量的增加，擴展裂隙也在一定程度增加，可用巖石松散性系數等價表示，如圖4所示[10]。當炮孔直徑超過80 mm后巖石松散性系數趨于平穩，可以認為此時單純增加炮孔直徑對爆破效果影響已不大，最佳孔徑設計應控制在75～100 mm。

圖4 炮孔直徑與巖石松散性系數關系Fig.4 Relationship of aperture and rock loose coefficient

炮孔深度應隨斷層走向、所爆巖層厚度的變化而變化，當炮孔過深，尤其對于超過30 m的超深炮孔，鉆頭鉆進時受自身重力影響下偏，或在巖石硬度差異交界處受力不均等增加了偏斜控制難度，此外設計超深炮孔還增加了鉆孔裝藥施工量。因此，在爆破巷合理布置的前提下炮孔深度應盡量小于30 m，鉆孔期間遇見煤層須立即停鉆。

3.2 裝藥量

柱狀不耦合裝藥可通過增加藥柱直徑提高爆破效果，如采用多節藥柱并列捆綁的方式，在裝藥量確定的條件下，利用增加線裝藥量的方式減少裝藥長度，留出足夠的封堵空間，保障爆破安全。裝藥量QL設計時考慮到炸藥爆破后爆破作用主要發生在巖石內部，可根據內部巖石所爆范圍修正體積法[11]計算公式

QL=Ks(0.4+0.6n3)qLV(4)

式中，Ks為預裂爆破修正系數，Ks>1;qL為預裂爆破單位耗藥量，kg/m3;n為減弱爆破作用指數;V為所爆巖石體積，m3。

3.3 封堵長度

傳統炮孔封堵主要以黃土炮泥為封堵材料，由于深孔爆破裝藥量大，炸藥爆炸后會對炮泥產生強大的沖擊力，對于20 m 孔深封堵長度常常能達到 10 m，甚至更多。若采用素水泥漿封堵，待凝固至許用強度，能極大提高孔壁黏結力，增加封堵密實度[12]。

為了獲得素水泥漿封堵計算方法，假設水泥漿達到指定強度后可忽略與孔壁巖石的材料差異，且柱狀裝藥結構可等效為球形藥包和條形藥包，分別對應爆破外部作用和內部作用[13]。基于利文斯頓爆破漏斗原理，設計封堵長度lt為

lt=w[f(n)/f(n′)]1/3-(5/2)d(5)

式中，f(n)為球形藥包對自由面巖石爆破作用指數函數;f(n′)為柱狀藥包對內部巖石爆破作用函數;w為最小抵抗線，mm;d為孔徑，mm。

3.4 鉆孔布置

調整適當的鉆孔布置能保證孔間裂隙貫通、炮孔周圍裂隙區內較充分的破碎，根據爆炸應力波與爆生氣體共同作用理論，裝藥爆破后巖體中裂隙半徑[14-15]為

(6)

基于式(6)對鉆孔間距進行設計時，炮孔間距應為裂隙區直徑。但對于深部井下爆破工程，高地應力對起爆后裂隙擴展有較強的抑制作用[16-17]，按照理論值選取布置參數可能很難達到預想爆破效果。因此，實際炮孔間距需在理論間距設計基礎上考慮裂隙區疊加系數，一般取0.5～0.7。

所爆巖層厚度決定了鉆孔布置的數量，對于較厚巖層，應適當增加布孔排數、減小排距。考慮到巖層節理、裂隙發育會抑制爆炸后能量均勻擴散，在需布置兩排孔或三排孔時，宜選擇上下交錯的“三花”布置方式，一方面能在減小排距的同時保證布孔均勻，另一方面有助于提高所爆區域爆破效果。

3.5 起爆設計與振動控制

針對爆破振動驗算采用經典薩道夫斯基公式[18-20]:

(7)

式中，v為質點振動速度，m/s;Q為最大一次起爆藥量，kg;R為爆心距，m;k，i為與場地、裝藥等情況有關的擬合參數。

對于礦山巷道的振動安全允許標準為18～30 cm/s，根據式(7)對振動速度為20 cm/s條件下的起爆藥量與安全距離對應關系進行計算，見表1。降低一次最大起爆藥量是控制爆破振動最有效的方法之一，為減小起爆網路設計難度，可根據起爆藥量、所爆巖層厚度、爆破面長度進行區域劃分，設計區域爆破的起爆方式。

表1起爆藥量與安全距離對應關系
Table1Relationshipofexplosivechargeandsafetydistance

起爆藥量/kg安全距離/m振動速度/(m·s-1)1001819.642002220.553002619.594002820.245003020.41

4 過大落差斷層工程應用

以上述技術理論、設計思路為指導，分別在新巨龍煤礦2303S，2304S工作面完成了深孔預裂爆破過大落差斷層技術試驗。本文基于2302N工作面典型工程案例，進行了過大落差斷層方案的工程應用。

4.1 工程概況

(1)工作面概況:2302N工作面位于-950延深下山以北，工作面上平巷為運輸巷，下平巷為輔助膠帶巷，工作面寬度260 m。煤層厚度6.9～10.04 m，平均8.74 m，煤層傾角2.4°～14.8°，平均8.6°。煤層頂底板巖性見表2。

表2煤層頂底板巖性
Table2Lithologyofroofandfloor

名稱巖石種類厚度/m巖性特征基本頂中砂巖16.90厚層狀構造,以石英、長石為主,RQD值60%粉砂巖4.00層狀構造,夾雜細砂巖條帶,平行層理,RQD值80%直接頂粉砂巖3.13層狀構造,夾泥巖薄層,RQD值55%直接底粉砂巖1.24層狀構造,裂隙較發育,RQD值20%基本底細砂巖2.40夾灰色粉砂巖條帶及薄層,裂隙較發育,RQD值50%

(2)斷層概況:① 工作面下端頭推采至導線點2ND12時揭露巖層厚度1.5 m左右的粉砂巖，巖石硬度相對較小，不影響生產，繼續向南推采18 m后揭露細砂巖，位于過渡段且需切割巖石硬度較大，應進行爆破處理。② 在下平巷導線點2ND12以南61 m處揭露分叉為落差4 m和8.5 m的FL43-1斷層，均為大傾角正斷層，沿工作面走向發育，兩斷層相距10 m，綜合落差12.5 m。

4.2 斷層產狀確定

為確定斷層探巷施工方案，在下平巷施工6個探測孔，探測信息見表3，根據導線點位置與觸巖孔深參數擬合了斷層走向線性函數，見式(8)，根據斜率可知斷層與下平巷夾角為31.2°。

y=25.6-0.605 71x(8)

依據垂直于斷層走向、沿煤層底板施工探巷的布置原則，設計2302N工作面斷層探巷在下平巷導線點2ND9開門，以方位角275°(與下平巷夾角58°)施工，如圖5所示。斷層探巷掘進116.9 m時，揭露落差為6.5 m斷層，掘進142.8 m時，揭露落差為4 m斷層，兩條斷層揭露距離為25.9 m。

表32302N下平巷探測孔統計
Table32302Nworkingfaceroadwayprobeholestatistics

導線點位置角度/(°)觸巖孔深/m頂板以下/m底板以上/m終孔深度/m2ND11北21 m06.52.31.77.02ND11北16 m012.02.51.712.52ND11北11 m013.02.51.714.02ND11北6 m016.52.51.717.02ND11北1 m019.52.51.720.02ND11南4 m222.52.31.923.0

提取下平巷、斷層探巷揭露信息回歸斷層走向模型，代入式(1)得到結論:2302N工作面下平巷揭露落差8.5 m斷層與斷層探巷揭露6.5 m斷層為同一條斷層，斷層走向與工作面走向夾角38°;下平巷揭露落差4 m斷層與斷層探巷揭露4 m斷層為同一條斷層，斷層走向與工作面走向夾角44°。

圖5 2302N斷層探巷布置示意Fig.5 Layout of the fault exploration in the 2302N face

4.3 爆破巷施工

通過表2所示的煤層頂底板巖性、RQD值對比看出，煤層底板巖石質量差、硬度遠小于頂板，確定爆破巷沿斷層下盤煤層底板掘進方案。

基于爆破巷布置原則，根據式(2)，(3)對爆破巷布置參數計算，2302N斷層爆破巷于2ND12以南63.7 m處開門，以方位角205°(與工作面走向夾角52°)，傾角9°掘進，由于17.5 m后爆破巷頂板揭露煤層，調整角度后以方位角198°(與工作面走向夾角45°)，傾角1°掘進36 m。爆破巷凈寬3.5 m，凈高3.5 m，總設計長度為53.5 m。

4.4 爆破方案設計

為降低工作面調斜角度，結合2302N工作面地質剖面規劃了過斷層路徑，確定了對工作面推采影響較大的100 m范圍為爆破區域(分為下平巷實施爆破的區域A1～A5和爆破巷實施爆破的區域B1～B3)，如圖6所示，并對施工方案進行設計。

圖6 2302N工作面爆破區域劃分Fig.6 Area division of blasting in 2302N working face

(1)炮孔結構:現場鉆孔直徑76 mm，炸藥選用煤礦許用二級乳化炸藥，規格:質量100 g/個，長度100 mm，直徑27 mm;選擇正向不耦合柱狀連續裝藥結構，藥柱以三節捆綁的方式均勻綁扎在導爆索周圍，炮頭藥柱插有兩個電雷管;炮孔封堵采用素水泥漿與炮泥聯合封堵，導爆索一端團在孔口附近，檢驗炮孔起爆情況，如圖7所示。

圖7 素水泥漿裝藥結構示意Fig.7 Charge structure of a plain cement slurry

(2)炮孔間排距:通過式(6)對裂隙區計算，確定合理炮孔間距1.5 m。根據所爆巖層厚度進行分級，爆破巖石厚度0～1.5 m時，采用單排孔布置方式;爆破巖石厚度1.5～3.0 m時，采用雙排孔布置方式，具體布置方式如圖8所示。

(3)結合實際斷層產狀和采煤要求，對各區域炮孔深度、封堵長度、裝藥量等參數進行設計，見表4，其中，A1區域硬巖厚度在0.4 m左右，可采用割煤機強行切割。

區域鉆孔布置鉆孔數量鉆孔孔深/m鉆孔角度/(°)封堵長度/m單孔裝藥量/kg鉆孔高度/mA2單排孔76.8112.014.40.8A3單排孔69.0102.320.11.0A4右區單排孔315.0124.033.01.0A4左區上排孔418.0105.039.02.0下排孔410.0103.021.00.8A5上排孔220.096.042.03.0下排孔312.0103.58.51.5B1左幫單排孔55.0-191.510.50.5B1右幫上排孔512.073.525.52.5下排孔55.051.510.51.5B2左幫單排孔1013.0-204.027.00.5B2右幫單排孔104.5111.59.01.8B3 單排孔1018.0-165.537.51.0

(4)起爆方式:采用“區域爆破”的方式，各區域內一次起爆。由于B2左幫及B3區域一次起爆藥量分別達到了270，375 kg，屬于大藥量爆破，因此后經調整為施工耳式硐室(寬4.5 m，進深5 m)方案，并分兩次起爆，區域內加設單體液壓支柱保證巷道振動安全。

4.5 數值計算分析與預測

4.5.1 數值模型

采用ANSYS/LS-DYNA數值軟件建立巖石-炸藥爆破計算模型進行分析驗證，柱狀藥包在無限巖體中爆炸發生爆破內部作用可簡化為平面應變問題，模型尺寸為5 m×5 m。參照爆破設計方案，模型內對稱布置兩個炮孔，炮孔直徑76 mm，炸藥直徑60 mm，巖石、炸藥間設置空氣模型，炮孔間距1.5 m。考慮到模型自身對稱性，先建立1/2模型，通過平面鏡像得到整個模型。為分析孔間應力波傳播狀態及疊加效應，在炮孔連心線及應力波疊加區共布置5個測點，記為A，B，O，C，D，其中A，B，O各點間距250 mm，O，C，D各點間距500 mm，如圖9所示。

圖9 爆破數值模型及測點布置Fig.9 Numerical model and layout of observation points

模型采用SOLID164實體單元，巖石材料采用隨動硬化模型*MAT_PLASTIC_KINEMATIC，炸藥材料采用*MAT_HIGH_EXPLOSIVE_ BURN高能炸藥模型和JWL狀態方程，空氣采用*MAT_NULL材料模型和線性多項式狀態方程。主要參數見表5，6。

表5巖石材料參數
Table5Rockmaterialparameter

密度/(kg·m-3)彈性模量/GPa泊松比抗壓強度/MPa抗拉強度/MPa2 64031.330.28103.29

表6炸藥參數
Table6Explosiveparameters

密度/(kg·m-3)爆速/(m·s-3)A/GPaB/GPaR1R2ωE/GPa1 1504 000142.00.443.61.60.413.15

注:參數A，B，R1，R2，ω為由試驗確定的常數。

4.5.2 計算結果分析與方案預測

通過后處理分析得到了雙孔爆破下不同時刻應力分布，為了更好的表現和描述應力傳播過程，分別選取468，698，929，1 138 μs共4個典型時間點進行觀察，并根據布置的5個測點繪制Von Mises應力曲線，如圖10，11所示。

圖10 雙孔爆破Mises應力波傳播規律Fig.10 Propagation law of Mises stress wave in double hole blasting

圖11 各測點Mises應力曲線Fig.11 Mises stress curves of each observation point

相鄰炮孔爆破后會經歷各自炮孔的應力波擴散(圖10(a))、相鄰炮孔應力疊加(圖10(b)，(c))、應力消散(圖10(d))的過程，應力峰值發生在應力波波陣面上。當有效應力峰值達到巖石動態抗拉強度后，巖石會發生破裂，一般巖石動態抗拉強度是靜態抗拉強度的5～10倍[21-23]，本文中取8倍。圖11中標注了動態抗拉強度與各測點應力峰值位置關系，可以看出，698 μs時(對應圖10(b))位于應力波疊加區的測點O達到應力峰值113 MPa，與498 μs時測點B應力峰值119 MPa相差較小，這說明在應力波疊加作用下仍能達到較高的應力峰值，且超過了巖石動態抗拉強度;隨著應力波繼續擴散，在929 μs測點B受相鄰炮孔應力波擴散影響達到了第2次應力峰值，同樣隨后測點A也達到第2次應力峰值;對于測點C，D，應力波疊加區先后擴至該兩點，C點處應力峰值略微超過動態抗拉強度破壞條件，即該點近區巖石還會出現破壞，而D點峰值接近但低于破壞條件，說明此處應力疊加作用已不會使巖石發生破壞。

此次數值模型依據方案設計按1.5 m為間距進行建模，為了能較好觀察爆破過程巖石破碎的效果，在技術應用前實現方案預測，通過添加失效關鍵字*MAT_ADD_EROSION，對模型進行了二次計算。如圖12所示，通過定義單元失效準則，得到了應力波擴散過程中巖石爆破破碎狀態，698 μs裂隙區正逐漸向外擴展，炮孔連心線中點在應力疊加效應下出現受拉破壞;隨著應力疊加區范圍擴大，1 536 μs炮孔連心線裂隙貫通，連心線中點法線方向附近形成了細小裂隙，裂隙長度約在測點D處終止，這與前文對測點C，D的分析相符合。通過合理設計炮孔布置，增強孔間應力疊加作用下的應力峰值，是進一步促進巖石破碎程度，提高爆破效果的有效手段。實際應用中采用了1.5 m炮孔間距，孔間裂隙貫通效果良好，與數值模擬結果基本一致。

圖12 巖石爆破破碎特征Fig.12 Fracture characteristics of rock blasting

4.6 工程應用效果評價

(1)爆破效果方面。爆破后利用鉆孔窺視觀察到炮孔間形成連續的、基本上沿著炮孔連線方向的裂縫，且預裂縫達到一定的寬度，寬度基本保持在0.5～1.0 cm;采煤機運行到爆破區域時，觀察到在炮孔0.3 m左右范圍的巖石基本破碎，0.3～0.7 m出現明顯裂縫，0.7～0.8 m也出現細微裂縫，與數值計算結果基本一致。

(2)安全方面。通過預掘爆破巷，避開直接在工作面爆破施工，保護了現場機具設備;通過區域劃分，爆破過程中僅在B1區段(2302N下平巷與爆破巷交界處)內造成少量頂板巖石脫落，支護體系未受影響。

(3)資源利用方面。較淺孔松動爆破，巖石破碎量大，大大減少了爆破次數，減少工人勞動強度;爆破后巖石內部裂隙增多，采煤機推過斷層處截齒消耗減少40%～50%。

(4)施工效率方面。超前深孔預裂爆破技術取代以往邊爆破邊推采的復雜工序，保證了工作面開采的連續性，2302N工作面實際爆破長度約85 m，工作面過斷層僅僅用時26 d，相比傳統方法節省用時1倍以上，大大縮短了工作面通過斷層時間。

5 結 論

(1)針對現有過斷層技術斷層產狀不明晰、深孔爆破技術應用不合理，提出了綜采過硬巖大落差斷層系統可行的技術方法，包括斷層探巷探明產狀、沿斷層走向預掘爆破巷、深孔預裂爆破弱化硬巖以及重點部位布置耳式硐室等關鍵技術，實現了采煤機的高效連續推采。

(2)建立了斷層走向計算模型，明確了斷層探巷、爆破巷以及耳式硐室等技術方案的布置原則，并給出了其計算方法，保障了斷層探測精度爆破安全。

(3)以巖石爆破理論為基礎，考慮爆破巷施工條件及斷層變化特征，設計了完整的爆破參數計算及選取方法，達到了控制爆破的技術要求，節省了爆破材料消耗。

(4)以新巨龍煤礦2302N工作面為典型工程案例，依據地質條件開展了過大落差斷層深孔預裂爆破技術應用，工程實踐應用表明，采用該技術采煤機過斷層作業環境明顯改善，采煤機截齒消耗減少40%～50%，過斷層效率提高1倍以上。

過大落差斷層深孔預裂爆破技術在新巨龍公司的成功應用，提高了煤炭資源采出率，增加了原煤開采量，為整個礦區帶來了良好的經濟效益和社會效益，可為應對綜采面過大落差斷層難題提供參考。