高明仕,赵国栋,刘波涛,赵一超,张明华
(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州 221116;2.中国矿业大学深部煤炭资源开采教育部重点实验室,江苏徐州 221116;3.中国煤炭科工集团有限公司,北京 100013;4.永城煤电控股集团有限公司,河南永城 476600)
煤巷围岩冲击矿压震动效应的爆破类比试验研究
高明仕1,2,赵国栋3,刘波涛4,赵一超1,2,张明华4
(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州 221116;2.中国矿业大学深部煤炭资源开采教育部重点实验室,江苏徐州 221116;3.中国煤炭科工集团有限公司,北京 100013;4.永城煤电控股集团有限公司,河南永城 476600)
通过煤矿地下原位巷道爆破类比试验,应用TDS-6微震信号数据采集试验系统,研究了冲击震动波对煤层巷道围岩的作用效应和不同区位响应特征的差异。试验结果表明:①随着与震源距离的增大,震动波能量呈指数关系E=E0e-ηl衰减,初始震动相对剧烈但衰减很快,大约20 m后幅度明显降低,到30 m后变得非常微弱;②煤巷围岩介质同一截面不同区位对冲击震动波响应特征差异较大,底板受到震动影响最强烈,两帮受到的震动影响次之,顶板和肩窝受到的震动影响最小。可见,冲击震动只对震源相对较近的煤岩产生损伤破坏效应,对远场介质破坏作用不大;巷道同一断面不同区位围岩对冲击震动波的响应有较大区别,应分别对待。
煤层巷道;冲击震动波;微震试验;传播效应;围岩响应特征
冲击矿压是煤矿开采中煤岩介质发生的一种物理爆炸,是煤岩介质在高应力集中状态下积聚的高能量在瞬间突然释放发生的一种物理爆炸过程。由于冲击矿压发生的突然性、剧烈性和瞬时性,以及这个过程造成的危害性,目前还无法真实再现这一过程,也无法像研究静载条件下的开采问题那样来研究它[1-4]。张晓春等[5]采用相似模拟实验研究了冲击矿压的发生机理,阳生权等[6]研究了地下结构及其围岩爆破震动效应,姜耀东等[7]分析了放炮震动诱发煤矿巷道动力失稳的机理,李庶林等[8]采用多通道微震监测系统研究了凡口铅锌矿矿震特征及其实际应用情况。在爆炸震动波传播特性方面,李夕兵等[9]研究了不同应力波型及其加载过程中岩石动力强度的变化特征,寇绍金等[10]进行了石灰岩中应力波衰减机制的试验研究,Goldsmith W等[11]研究了混凝土的动力行为,高明仕等[12]进行了岩土介质中冲击震动波传播规律微震试验的相关研究。这些都是对巷道或其他地下结构对爆炸震动响应特征的相近性研究,与巷道冲击矿压震动效应的真实情况还有一定差距,对冲击矿压发生时冲击震动波对煤岩介质的损伤破坏效应、巷道围岩对冲击震动波的响应特征等都不得而知。
通过原位巷道爆破类比试验,采用中国矿业大学和国家地震局共同研制的TDS-6微震信号数据采集试验系统,通过地下煤层巷道中爆炸冲击震动波传播效应及同一断面不同区位围岩响应特征差异的现场试验,研究煤矿开采冲击震动对煤层巷道围岩的作用效应和损伤破坏特点,为煤矿地下巷道防冲抗震支护设计提供一定的实验依据和参考价值。
1.1 试验仪器
试验采用TDS-6微震实验系统[13],该系统包括6个井下数据采集分站和1个数据收集主站,主站配备数据接收单元和数据记录器,形成记录文件、波形回放显示,完成事件记录和定位;子站设有单分向微振仪、频率选择、无线传送等单元,子站留有有线传输接口,可以将微弱的震动信号通过电缆传送到中心主站;一点与多点网络通讯方式,频分实时传送,中心站在屏幕上实时显示接受信号波形,并记录数据到计算机硬盘。
仪器主要性能参数:振动频带1.0~80.0 Hz;振动灵敏度20 V·s/m;数据采集,16位A/D变换;采样率1 000次/s;最长记录时间>120 min;振动中心频率有3种,10,35和70 Hz;载波频率为450 MHz;接受灵敏度0.3 mV;发射功率为1.5 W;工作温度为-10~+50℃。本次试验仪器主要监测记录爆炸应力波传播途径中各个位置的震动信号电平幅值。
TDS-6微震试验系统基本组成如图1所示。
图1 TDS-6微震信号数据采集试验系统Fig.1 TDS-6 microseism signals data collection test system
1.2 试验方案
进行两类实地试验:试验1为煤矿地下煤层巷道中冲击震动波传播规律;试验2为该煤层巷道中同一截面不同区位(顶板、帮部、底板)围岩介质对冲击震动波的响应特征。
试验1,煤层巷道中冲击震动波传播效应试验(图2):
(1)选择一个具体的煤层巷道。
(2)在巷道掘进工作面正前方,用定量炸药充当冲击震源,距离震源10 m处开始,间隔10 m在巷道中沿巷道走向方向设置拾震子站,一共设置6台观测子站;主站放在辐射子站的中间位置处,以接受分站采集到的震动信号。
(3)在同一煤层巷道中重复试验不少于3次。
图2 冲击震动波在煤矿地下巷道传播效应试验模型Fig.2 Test model of explosion shock wave propagation effects in coal roadway
试验2,煤巷同一截面不同区位围岩介质对冲击震动波的响应特征(图3):
(1)在试验1的试验巷道中选择一个截面,分别在截面四周即顶板正中、底板正中、两帮正中、巷道肩角和底角这6个典型位置分别放置固定拾震子站。
(2)用定量炸药充当震源,主站放在适宜位置以接受分站采集到的震动信号(本次试验主站距离巷道掘进工作面爆冲震源20 m)。
(3)重复试验不少于3次。
图3 巷道同一截面不同区位对爆冲震动波响应特征试验模型Fig.3 Test model of the same section of roadway and different response characteristics to shock wave
根据TDS-6微震试验系统内部设计自定的震动信号电平幅值与震动烈度的对应关系,回归得到震动信号电平幅值与震动烈度的关系表达式,再根据震动烈度与震级的关系、震级与能量的关系,进而推导出震动能量与震动信号电平幅值的关系表达式。
烈度I与震动信号电平幅值A的转换关系[13](图4(a))为
震级M与烈度I的转换关系[14](图4(b))为
能量E与震级M的转换关系[15](图4(c))为
将式(1)~(3)依次迭代,得出能量E与震动信号电平幅值A的转换关系:
式中,E为各质点处冲击震动波能量,J;A为震动信号电平幅值,mV。
3.1 试验过程
图4 回归曲线Fig.4 Regression curves
试验选在某矿2604工作面煤层巷道中进行,在距离巷道掘进工作面30 m位置一安全硐室安放主站,各拾震子站沿巷道走向布置,第1个子站距离震源10 m,间距10 m依次沿直线布设,子站接收信号窗口均朝向震源方向摆放。监测参数,选择全通1~80 Hz主频采集微震信号,触发阈值设定STA/LTA= 1.2,扫描时间设定为1 s;数据记录方式为连续记录。
每次在巷道掘进工作面布置一个震动炮炮眼,炮眼直径43 mm,眼深1 m,采用正向装药结构,每次炸药量控制在70~80 mg,约150 mm药卷长度,炮眼其余长度用炮泥封堵严实。由一人统一负责协调爆破工作与信号监测。试验点仪器布设及调试实照如图5所示。
3.2 信号采集
煤巷掘进工作面正前方位置爆炸冲击震动波能量传播时程中3次试验的原始信号采集如图6所示。
3.3 数据处理结果
将TDS-6微震系统采集并记录的反映震动大小的信号电平幅值的原始数据转换为Access数据库文件,再利用系统自定的换算关系换算为对应子站位置处介质质点垂直方向的震动加速度数据库文件,经过Excel和Matlab 7.0等软件处理,得到每次试验各子站位置围岩介质质点的震动能量时程曲线。限于篇幅仅给出其中一次试验各拾震器位置震动信号电平幅值时程曲线及对应的震动能量时程曲线(图7)。
每次试验各子站监测到的最大振动幅值及其对应的冲击震动能量计算结果见表1,其能量衰减曲线如图8所示。
图5 试验点仪器布设及调试Fig.5 Apparatus arrangement and regulation
图6 2604煤巷冲击震动波传播效应试验原始信号采集Fig.6 Shock wave propagation effect original signal collecting in 2604 coal roadway
图7 沿巷道走向各子站震动信号电平幅值时程曲线Fig.7 Sub-station shock signal level amplitude time-history curves on the strike of roadway
表1 各子站位置最大振动幅值及对应震动能量计算Table 1 Sub-station shock original data collecting and energy calculating
图8 煤巷中沿巷道走向冲击震动波能量衰减曲线Fig.8 Energy attenuating curve of explosion shock wave in coal roadway
将每个子站震动能量值通过曲线回归,得到煤层巷道中爆炸冲击震动波的能量衰减方程为
式中,l为距震源的距离,m。
从煤巷围岩介质的振动最大幅值变化曲线以及能量衰减曲线图8中都可以看出:煤层巷道中冲击震动能量随距离增大呈指数关系E=E0e-ηl衰减,初始震动比较剧烈但衰减很快,大约20 m后幅度明显降低,到30 m后就非常微弱了。这一结果表明,爆炸发生时冲击震动波对煤岩介质的损伤破坏一般也局限于一定的距离,只是对震源相对较近的煤岩产生很大的损伤破坏效应,对远场煤岩不再具有明显的破坏作用。这与冲击矿压发生后大多破坏地方发生在距离工作面30~100 m的巷道,特别是与上、下平巷距离工作面20~30 m位置巷道破坏最为严重的实际现象极为吻合。
4.1 试验过程
在同一煤层巷道距离巷道掘进工作面震源20 m截面位置布设子站。将拾震子站分别固定于巷道同一截面的顶板、底板、两帮和两肩窝位置,各子站接收信号窗口均朝向震源方向摆放。扫描时间设定为1 s;数据记录方式为连续记录。炮眼布置、装药结构以及装药量与前面试验相同,试验点仪器布设及调试如图9所示。
图9 试验点仪器布设及调试Fig.9 Apparatus arrangement and regulation
4.2 信号采集
同一截面不同区位煤巷围岩介质对爆炸冲击震动波响应特征3次试验信号采集如图10所示。
4.3 数据处理结果
各子站震动信号电平幅值时程曲线,如图11所示。通过数据处理,可以得到每次试验各子站监测到的最大振动幅值及其对应的震动能量值,见表2。
图12为反映该截面不同区位围岩响应特征的震动能量柱状图。从图12可以看出,底板受到震动影响最强烈,两帮受到的震动影响次之,顶板和肩窝受到的震动影响最小。这一结果表明,爆炸发生时巷道围岩对冲击震动波的响应特征不完全一致,各个位置对冲击震动波的损伤破坏效应有较大区别。这与煤矿实际开采过程中发生冲击矿压后大多都表现为底板鼓起破坏较为剧烈的实际情况是一致的。
图10 不同区位围岩介质对爆炸冲击震动波的响应信号采集Fig.10 Response characteristics of surrounding rock to explosion wave signals collecting
图11 同一截面不同区位各子站震动信号电平幅值时程曲线Fig.11 Sub-station vibration signal time-history curves of the same section and different location
表2 各子站位置冲击震动波能量计算Table 2 Sub-station shock energy original data calculating
图12 不同区位围岩介质对冲击震动波能量响应特征Fig.12 Response characteristics of same section different location surrounding rock to shock energy
(1)煤层巷道围岩介质中冲击震动波传播能量随着距离震源的增加呈指数关系E=E0e-ηl衰减,初始震动比较剧烈但衰减很快,大约20 m后幅度明显降低,30 m后变得非常微弱。可见,爆炸发生时冲击震动波对煤岩介质的损伤破坏一般也局限于一定的距离,只是对震源相对较近的煤岩产生很大的损伤破坏效应,对远场煤岩不再具有明显的破坏作用。
(2)煤层巷道同一截面不同区位围岩介质对冲击震动波响应差异很大,底板受到震动影响最强烈,两帮受到的震动影响次之,顶板和肩窝受到的震动影响较小。可见,爆炸发生时巷道围岩对冲击震动波的响应特征不完全一致,各个位置对冲击震动波的损伤破坏效应有较大区别。这与现场发生冲击矿压后大多都表现为底臌剧烈、两帮内移的实际情况是一致的。
(3)试验是在煤矿地下巷道中现场进行的,区别于以往的物理相似试验和计算机模拟试验研究,试验具有实地性和直接性。
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Blasting analogical experiment study on the vibration effects of rock burst in coal roadway
GAO Ming-shi1,2,ZHAO Guo-dong3,LIU Bo-tao4,ZHAO Yi-chao1,2,ZHANG Ming-hua4
(1.School of Mines,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China;2.Key Laboratory of Deep Coal Resource Mining,Ministry of Education of China,China University of Mining and Technology,Xuzhou 221116,China;3.China Coal Technology&Engineering Group,Beijing 100013,China; 4.Yongcheng Coal&Electricity Holding Group Co.,Ltd.,Yongcheng 476600,China)
Using TDS-6 microseismic monitoring system,through the in-situ blasting analogical test in roadway,the action effects of shock wave on roadway surrounding rock and the response characteristics in different sections were studied.The results show that:①The shock wave attenuates exponentially as E=E0e-ηlwith the distance increase to seismic source,that is,the explosion shocks violently at the beginning and attenuates quickly,the amplitude decreases significantly after 20 meters and becomes very weak after 30 meters;②The response characteristics of roadway surrounding rock differ significantly in different locations of the same section,that is,the floor is suffered most seriously,the two sides take the second place,and the roof and the humeral angles are the worst.It shows that rock burst just have destructive effect on the coal rock near to the seismic source,and on the same section but different locations the characteristics of the response to the shock wave in roadway surrounding rock is different.
coal roadway;shock wave;microseismic experiment;propagation effect;rock response characteristics
TD324
A
0253-9993(2014)04-0637-07
高明仕,赵国栋,刘波涛,等.煤巷围岩冲击矿压震动效应的爆破类比试验研究[J].煤炭学报,2014,39(4):637-643.
10.13225/j.cnki.jccs.2013.0724
Gao Mingshi,Zhao Guodong,Liu Botao,et al.Blasting analogical experiment study on the vibration effects of rock burst in coal roadway [J].Journal of China Coal Society,2014,39(4):637-643.doi:10.13225/j.cnki.jccs.2013.0724
2013-05-28 责任编辑:常 琛
教育部科学技术研究重点资助项目(109075);江苏高校优势学科建设工程资助项目(SZBF2011-6-B35)
高明仕(1970—),男,甘肃靖远人,教授,博士生导师,博士。E-mail:cumt_gms@163.com