硬岩体强度弱化范围理论分析与工程验证

付宝杰，涂 敏

(1.安徽理工大学能源与安全学院，安徽 淮南 232001;2.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽 淮南 232001)

随着综采、综放技术的应用和高产高效矿井建设的迅猛发展，采煤、掘进速度不匹配的问题日益突出［1－2］。为缩短新井的建井期和缓解正在生产矿井的采掘接续，岩巷快速掘进成为影响矿井生产稳定、发展的关键，也是制约矿井水平、采区、采场“三大接替”的瓶颈。因此，寻求一条高效快掘的新路，成为相当现实而重要的工程问题。

对于全岩巷道，当岩石硬度小于6 时，综掘进能够较稳定的实现快速掘进;岩石硬度大于8 时，一方面综掘机掘进速度低，另一方面对截割端部磨损相当严重。通过超深孔预裂爆破技术，使巷道围岩整体强度降低，从而保证综掘机械能够在全岩巷道中不间断或偶有间断作业，打开高效快掘的局面［3－5］。

1 硬岩深孔预裂爆破机理

1.1 固体介质爆破区域特征分布

炸药在炮孔内爆炸后，产生强冲击波和大量高温高压爆生气体(见图1)。由爆破孔传播出来的强间断冲击波阵面上都是压应力，其强度要高出介质的极限抗压强度的许多倍，致使炮孔周围的介质产生过度粉碎，形成压碎区。

图1 无限介质爆炸作用

冲击波透射到介质内部，以应力波形式向介质内传播，在靠近压碎区的介质中产生径向压缩和切向拉伸。当切向拉伸应力超过介质的动抗拉强度就会产生径向裂隙，形成裂隙区。

当应力波进一步向前传播时，己经衰减到不足以使介质产生破坏，只能使介质质点产生震动，以地震波形式传播，直至消失，故把裂隙区以外的区域称为震动区。

深孔控制预裂爆破时，在掘进工作面前方的岩体中产生了压碎区和贯穿控制面的爆破裂隙区。压碎区和爆破裂隙区的存在是有效降低岩体强度保证截割机具经济破岩的关键［6］。

1.2 爆破引起的围岩松动效应

1.2.1 压碎区 爆炸冲击波在岩体内衰减很快，其峰值压力随距离的变化规律［7］为

式中:为对比距离，rb为炮孔半径;ρ、ρ0为岩石和炸药的密度;cp分别为岩石中的声速;V为炸药爆速;γ 为爆轰产物的膨胀绝热指数，一般取γ=3。

当冲击波到达压缩区边缘时，衰减为应力波，即波速衰变成cp，根据动量守恒求得边缘处压力峰值为

由岩石中冲击波速度和岩石质点移动速度的关系，求得边缘处岩石质点位移速度为

式中:a、b为实验确定的常数(见表1)。

表1 岩石参数(中砂岩)

则压碎区半径R0为

1.2.2 裂隙区 爆破形成的裂隙区是由拉伸破坏导致的，炮孔周围的压缩区相当于扩大了炮孔直径，则压缩区外应力波峰值随传播距离r的变化关系［8］为

式中:D为损伤变量;，ν 为岩石的泊松比。

根据泊松效应，裂隙区的切向拉应力峰值为

当岩石的抗拉强度为St时，求得爆破后围岩中引起径向裂隙的扩展范围为

实际爆破中若炮孔半径rb=46.5 mm，ρ0=1.1g·cm－3，V=5 124 m·s－1，由表1 相关参数并结合式(7)计算，得出爆破后围岩中引起裂隙扩展半径1.831 m。

2 数值模拟分析

基于ANSYS 动力分析模块LS－DYNA，建立由炸药、空气和岩石三部分组成的数值模型［9］，用以分析水胶炸药爆破对硬岩体强度的弱化效果。在有限元建模时采用平面应变方式，炸药单元与空气单元、空气单元与岩石单元通过共用节点方式联系起来。炸药采用JWL 状态方程描述，空气采用多项式状态方程模拟，岩体采用弹塑性本构模型。模型宽5.0 m，高3.0 m，中心处炸药直径Φ67 mm，钻孔直径Φ93 mm。

1)炸药状态方程及参数。炸药爆轰过程压力和比容的关系采用JWL 状态方程，即:

式中:A、B、R1、R2、ω 为材料参数;P为压力;V为相对体积;E0为初始比内能。

二级煤矿许用水胶炸药JWL 状态方程参数如表2所示。

表2 水胶炸药JWL 状态方程参数

2)空气采用多项式状态方程。

具体参数如表3所示。

表3 空气状态方程参数

3)模拟结果分析。炸药爆炸后不同时刻的炮孔围岩中的压应力和Von mises 应力变化如图2所示。岩石的抗压强度在80 MPa 左右，抗拉强度在10 MPa 左右。由于岩石的抗拉强度相对其抗压强度要低的多，当炮孔附近围岩中的压应力达到100 MPa 时，经过单位换算数值达到0.002 时，岩石受到冲击荷载作用引起的拉应力已经达到60 MPa 左右，此时岩石中出现径向拉裂缝。因此，压应力达到0.002 即形成岩石的裂隙范围，以炮孔为中心，半径1.8 m 范围内的岩石已经弱化，可以通过综掘机进行经济截割。

图2 爆破应力云图

3 工程实践

1)爆破方案。为了掌握深孔松动爆破裂隙扩展范围，验证理论及数值分析结果，采用单孔松动爆破试验，试验地点为新庄孜矿－812 m 水平B4胶带大巷，岩石为细砂岩，平均硬度f=8～9，炮孔布置如图3所示，炮孔深度15 m，孔径Φ93 mm，药卷直径Φ67mm，装药长度10m，炮孔堵塞长度5m，装药布置如图4所示。

图3 深孔爆破炮孔布置示意图

图4 炮孔装药结构示意图

2)弱化效果分析。为考察大直径深孔爆破对硬岩的弱化程度及范围，深孔爆破前在新庄孜矿－812 mB4 胶带大巷及相关巷道施工钻孔，在施工过程中，由于钻机硐室方位与胶带大巷之间形成32°夹角，进而形成如图5所示的钻孔及巷道布置方式。

图5 方位改变后的钻孔示意图

通过对窥视孔窥视发现，从孔口位置到1.8 m一段，孔壁破损较严重，1.8 m 以后，孔壁保持完整状态。8.12 m 开始，发现碎屑及裂痕，到9.05 m 位置，孔内塌落岩块过多，镜头无法进入(见图6)。

图6 爆破前孔内观测照片

窥视孔9 m 位置其下部正对应爆破孔，两孔孔口标高相差50 mm，据此计算出爆破孔松动范围1.6 m(见图7)。

图7 两钻孔位置关系图

另外，在胶带大巷掘进期间对其进行现场观测，当大巷掘进7～9 m 一段时，巷道左帮出现卡钎现象，据此推测爆破孔松动半径在1.5～2.5 m 之间(见图8)。对于爆破孔而言，该距离正好在过封孔段附近，胶带大巷掘进矸石较破碎，这也与因爆破产生的节理较发育有关。

图8 预裂半径分析图

4 结论

1)硬岩巷道超深孔预裂爆破后会形成压碎区、裂隙区、震动区三个区域，压碎区和裂隙区的存在是有效降低岩体强度、保证截割机具经济破岩的关键;

2)基于围岩爆破后松动效应理论分析，爆破后钻孔周边引起裂隙扩展范围1.831 m;

3)通过对新庄煤矿－812 m 硬岩巷道进行深孔爆破有限元数值模拟分析发现，在压应力达到0.002 时，形成弱化裂缝范围，其弱化范围半径能够达到1.8 m;

4)通过对新庄孜矿－812 m 水平B4 胶带大巷硬岩进行超深孔预裂爆破，钻孔窥视发现爆破松动半径能够达到1.5～2.5 m 之间，取得了良好的弱化效果。

［1］赵宏伟.我国煤矿岩巷快速掘进技术现状及展望［J］.煤炭科学技术，2012(1):5－7.

［2］傅菊根，徐颖，郝飞，等.硬岩巷道掘进的中深孔爆破试验研究［J］.安徽理工大学学报:自然科学版，2004，24(4):24－27.

［3］郑福良.深孔预裂爆破技术在煤矿井下的应用［J］.爆破，1997(4):58－60.

［4］祖贺军，杨玉辉，侯玉亭.深孔预裂爆破技术在突出危险掘进工作面的应用［J］.煤炭技术，2011(3):83－85.

［5］陈秋宇，黄文尧，袁胜芳，等.煤矿深孔预裂爆破技术应用研究［J］.工程爆破，2011(2):37－39.

［6］王文龙.钻眼爆破［M］.北京:煤炭工业出版社，1984:240－246.

［7］张奇.岩石爆破的粉碎区及空腔膨胀［J］.爆炸与冲击，1990，10(1):68－75.

［8］宗琦.岩石内爆炸应力波破裂区半径的计算［J］.爆破，1993(2):15－17.

［9］王志亮.煤层深孔预裂爆破裂隙扩展机理与应用研究［D］.北京:中国矿业大学，2010.