梁洪彪
(山西西山晋兴能源有限责任公司 斜沟煤矿,山西 吕梁033602)
23107工作面位于二一采区,上部为8号煤层18103、18105、18117采空区,上部东侧为18101采空区和原斜沟煤矿8号煤采空区。工作面倾向长247.8 m,走向长度为3 419 m,采用单一走向长壁低位放顶煤采煤方法,工作面采高为3.8 m,放煤高度11.0 m,采用一采一放回采工艺,正规循环进度为0.8 m,采空区采用全部垮落法管理顶板。由于工作面端头存在应力集中、顶煤较难破碎、影响顶煤冒放等问题,对工作面的安全生产造成了一定的影响。
(1)柱状炸药产生的爆破载荷。
耦合装药条件下,炸药在岩石内起爆后,粉碎圈和裂缝圈产生在炮孔周围,且柱状炸药对孔壁(1施)加冲击载荷。依据动力波原理:
式中,p为爆破产生的冲击波(初始应力MPa),p0表示炸药产生的爆轰压MPa,ρ表示岩石密度(kg/m3),ρ0表示炸药的密度(kg/m3),cp表示炸药在岩石中产生的波速(m/s),D为炸药在岩石中产生的爆速(m/s),γ为爆轰产物的膨胀绝热指数,γ取3。
径向应力和切向应力表示为:
上述公式中,σθ为岩石中的切向应力MPa,σr为岩石中的径向应力MPa,r表示为比距离,r¯=表示装药中心与计算点之间的距离,rb表示炮孔半径,α表示载荷传播衰减指数,α=2±表示岩石的动泊松比,b表示侧向应力系数
按照平面问题计算,z轴方向受力为:
(2)爆炸载荷作用下岩石的破坏。
由于岩石为脆性材料,岩石在爆破过程中呈三向受力状态。粉碎区是由岩石压缩产生的,爆破产生的拉应力产生裂隙区,岩石的应力强度(任意一点)表示为:
依据Mises准则,岩石发生破坏的前提条件是,σi满足:
σ0表示岩石的破坏强度MPa(单轴受力条件下),表示岩石单轴抗压强度(动态),σcd表示岩石单轴抗拉强度(动态)。
炸药采用柱状耦合方式,爆炸在岩石中产生形成粉碎圈,依据公式(1)~(9),粉碎圈半径计算公式为:
裂隙圈位于粉碎圈之外,依据公式(7)、(9)公式得:
上述公式中,σR表示为径向应力,衰减指数为:
依据公式(7)、(8)、(9)及(15)可得岩石中裂隙圈半径:
依据公式(1-10)、(1-16)得出,采用耦合条件下装药的裂隙圈半径计算公式为:
爆破使用矿用乳化炸药,炸药密度取1 120 kg/m3,爆速D为3 600 m/s,由此得出顶煤在爆破形成的粉碎圈和裂隙圈半径分别为0.3 m和1.2 m。
基于LS-DYNA软件论证分析不同起爆方式、不同间距爆破效果,以确定最优爆破参数指导工程实践。如图1所示,分别对500、1 000和1 200 mm三种间距爆破进行模拟。通过分析爆轰波裂隙延展性比较爆破参数爆破效果,在间距一定情况下,间隔起爆后爆轰波衰减速度较快无法达到一次性连续爆破实现最大化爆破的效果;连续起爆模拟下,500 mm、1 000 mm间距均能实现炮孔间裂隙导通,在工作面回采采动影响下顶煤会沿裂隙破碎,1 200 mm间距无明显裂隙导通,不能实现设计效果,因此,选择连续爆破间距1 000 mm较为合理。
图1 不同间距爆破裂隙效果Fig.1 Effect of blasting crack with different spacing
根据粉碎圈和裂隙圈半径的计算结果,工作面端头炮眼成五花型布置,炮眼配置导爆聚能管,炮眼间距为1 000 mm×1 000 mm,眼深为12 m,药卷个数为17,填装6 m水炮泥,封泥长度为5 m,炮眼结构示意、炮眼布置图如图2、图3所示。
图3 炮眼布置示意Fig.3 Hole arrangement
为验证23107材料巷切顶卸压深孔爆破效果,采用钻孔窥视的方法对预留孔进行了窥视工作,钻孔窥视图如图4所示。
由图4可知,采用切顶卸压深孔爆破后,钻孔孔壁内沿弱结构面形成较为明显的破碎带,两爆破孔影响半径均大于1 000 mm,相邻炮孔之间的裂隙导通,形成了导通裂隙,切顶卸压效果较为理想。由图5可知,采用切顶卸压深孔爆破加剧了顶板破断程度,周期来压步距降为7.4~11 m,工作面端头范围内的顶板悬顶面积得到有效治理,如图5所示。
图5 端头架覆岩老顶来压步距Fig.5 Pressure step of the top of the overlying rock
(1)通过计算得出了该工作面煤层中形成的粉碎圈和裂隙圈半径分别为0.3 m和1.2 m。
(2)通过理论分析、数值模拟、工程试验确定了爆破参数,通过钻孔窥视分析验证使用效果较为理想。
(3)采用切顶卸压深孔爆破加剧了顶板破断程度,周期来压步距降为7.4~11 m,工作面端头范围内的顶板悬顶面积得到有效治理。