開元煤礦深孔爆破有效松動圈半徑研究

姚 彬

(山西宏廈第一建設(shè)有限責(zé)任公司，山西 陽泉 045000)

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開元煤礦深孔爆破有效松動圈半徑研究

姚 彬

(山西宏廈第一建設(shè)有限責(zé)任公司，山西 陽泉 045000)

為了達(dá)到對煤體卸壓和增加透氣性的效果，合理布置深孔爆破參數(shù)是至關(guān)重要的。針對開元煤礦3#煤層，結(jié)合ANSYS軟件為考察爆破孔與控制孔不同間距時的爆破效果，建立了3個爆破模型，對3個模型在不同時刻或不同狀態(tài)時的應(yīng)力狀態(tài)進(jìn)行對比，對比結(jié)果表明：開元煤礦3#煤層煤體深孔爆破的有效松動半徑范圍為2.5～2.8 m，為現(xiàn)場試驗提供了參考數(shù)據(jù)。

深孔爆破；有效松動半徑；ANSYS模擬；應(yīng)力值；爆破孔；控制孔

1 工作面瓦斯涌現(xiàn)概述

開元煤礦在回采時3#煤層工作面回風(fēng)流中瓦斯含量出現(xiàn)異常增大甚至超限現(xiàn)象，而在3#煤層開采前已經(jīng)在該工作面下順槽專門實施了煤層注水措施，煤體的瓦斯含量一直較低。一般來說，煤礦回采工作面的瓦斯主要來源于采空區(qū)，而采空區(qū)瓦斯來源于本煤層開采過程中煤壁釋放的瓦斯和鄰近采空區(qū)聚集的瓦斯。采空區(qū)聚集的瓦斯沿著松動圈裂隙帶隨風(fēng)流不斷流向工作面回風(fēng)流中，導(dǎo)致上隅角和回風(fēng)流中瓦斯超限[1].

礦井瓦斯抽采實踐認(rèn)為：該礦井瓦斯主要來源于采、掘工作面瓦斯涌出和采空區(qū)，中央采區(qū)瓦斯主要來源于掘進(jìn)工作面和采空區(qū)，因中央?yún)^(qū)采空區(qū)比較集中，且煤層間距較薄，主要受斷層影響，瓦斯涌出量隨著開采深度的增加而增加。3#煤層距上方的煤層2.0～34.0 m，平均22.0 m，采空區(qū)瓦斯及3#煤層3405工作面瓦斯通過3上煤層超前支承壓力造成的底板裂隙上涌，造成上方的煤層工作面回風(fēng)巷道瓦斯?jié)舛犬惓2].

抽采必要性分析：由于巷道斷面小，只靠增加風(fēng)量來解決瓦斯超限問題十分困難，巷道風(fēng)速超限會給防塵工作帶來諸多不利因素，同時也不利于安全生產(chǎn)。經(jīng)過技術(shù)可行性分析及經(jīng)濟(jì)方案對比，該礦決定對尚未回采的3#煤層3405工作面進(jìn)行深孔松動控制爆破，達(dá)到卸壓和增加透氣性系數(shù)的目的，并對煤體瓦斯進(jìn)行預(yù)抽，預(yù)防瓦斯突出事故的發(fā)生，隨后觀測3#煤層工作面回風(fēng)流中瓦斯含量變化情況。

2 建立模擬方案

本文模擬的工作面煤層厚度2.05 m，平均傾角20°，普氏系數(shù)4～5. 由于炸藥是中心起爆，具有結(jié)構(gòu)對稱性，建模時只建二分之一模型，以減少求解過程的運算量。后處理時，對原有模型做XZ平面對稱鏡像。炸藥、空氣材料采用歐拉網(wǎng)格建模，單元使用多物質(zhì)ALE算法，煤巖采用拉格朗日網(wǎng)格建模，空氣與炸藥、煤巖采用流固耦合。根據(jù)理論分析及現(xiàn)場實際，模型中的孔徑皆為75 mm，孔心位置沿煤層中線單排布置，藥徑50 mm，徑向不耦合系數(shù)為1.5.

為考察爆破孔與控制孔不同間距時的爆破效果，建立如下3個簡化模型[3]：

1) 模型1：大小800 cm×400 cm×5 cm，兩邊為爆破孔，中心為控制孔，爆破孔與控制孔間距200 cm.

2) 模型2：大小1 000 cm×500 cm×5 cm，兩邊為爆破孔，中心為控制孔，爆破孔與控制孔間距250 cm.

3) 模型3：大小1 200 cm×600 cm×5 cm，兩邊為爆破孔，中心為控制孔，爆破孔與控制孔間距300 cm.

3 模擬結(jié)果及分析

本文在ANSYS軟件中進(jìn)行前處理，根據(jù)模型選用的有關(guān)材料參數(shù)，調(diào)用LS-DYNA程序設(shè)置求解結(jié)束時間、輸出間隔、能量控制選項、輸出類型和步數(shù)等選項。

3.1 模型1結(jié)果

在LS．PREPSOT3.0中打開模型1的結(jié)果文件，選擇特定4個時間的應(yīng)力傳播圖，見圖1.

圖1 模型1的應(yīng)力圖

由圖1可知，在煤體爆破過程中，爆破孔炸藥爆炸所產(chǎn)生的應(yīng)力波以爆破孔為中心，以近似同心圓的狀態(tài)向煤體四周傳播。在249.92 μs時，兩應(yīng)力波到達(dá)控制孔，在孔心線上形成反射拉伸波；439.97 μs時，兩爆破應(yīng)力波開始疊加，使控制孔附近的煤體向里片落，產(chǎn)生徑向裂隙[4-5].

為了便于分析爆破之后距離爆源不同煤體質(zhì)點處的應(yīng)力大小，在控制孔與爆破孔的水平連線上設(shè)置A、B、C 3個觀測點，距離爆破孔分別為1 m、1.5 m、1.8 m，讀取各單元應(yīng)力時程曲線，見圖2.

圖2 模型1的單元應(yīng)力時程曲線圖

3.2 模型2結(jié)果

在LS-PREPSOT3.0中打開模型2的結(jié)果文件，參照模型l的結(jié)果，選擇特定4個時間的應(yīng)力傳播圖，見圖3.

由圖3可知，在煤體爆破過程中，爆破孔炸藥爆炸所產(chǎn)生的應(yīng)力波以爆破孔為中心，以近似同心圓的狀態(tài)向煤體四周傳播。在324.97 μs時，兩應(yīng)力波到達(dá)控制孔，在孔心線上形成反射拉伸波；559.96 μs時，兩爆破應(yīng)力波開始疊加，使控制孔附近的煤體向里片落，產(chǎn)生徑向裂隙。

參考模型1，在控制孔與爆破孔的水平連線上設(shè)置A、B、C、D 4個觀測點，距離爆破孔的距離分別為l m、1.5 m、1.8 m、2.3 m，讀取各單元應(yīng)力時程曲線，見圖4.

3.3 模型3結(jié)果

在LS．PREPSOT3.0中打開模型3的結(jié)果文件，參照模型l、2的結(jié)果，選擇特定4個時間的應(yīng)力傳播圖，見圖5.

由圖5可知，在煤體爆破過程中，爆破孔炸藥爆炸所產(chǎn)生的應(yīng)力波以爆破孔為中心，以近似同心圓的狀態(tài)向煤體四周傳播。在419.99 μs時，兩應(yīng)力波到達(dá)控制孔，在孔心線上形成反射拉伸波；659.92 μs時，兩爆破應(yīng)力波開始疊加，使控制孔附近的煤體向里片落，產(chǎn)生徑向裂隙。

圖3 模型2的應(yīng)力圖

圖4 模型2的單元應(yīng)力時程曲線圖

參考模型1、模型2，在控制孔與爆破孔的水平連線上設(shè)置A、B、C、D 4個觀測點，距離爆破孔的距離分別為1 m、1.8 m、2.3 m、2.8 m，讀取各單元應(yīng)力時程曲線，見圖6.

3.4 結(jié)果分析

后處理時，選擇了前后4個時刻的應(yīng)力圖：第2幅應(yīng)力圖時間約94.9 μs，對應(yīng)的時間步長數(shù)值為20；第2幅應(yīng)力圖時間約194.9 μs，對應(yīng)的時間步長數(shù)值為40；第3幅應(yīng)力圖表示相向的應(yīng)力波同時到達(dá)控制孔的圖像；第4幅應(yīng)力圖表示相向的應(yīng)力波發(fā)生明顯的交錯疊加。

圖5 模型3的應(yīng)力圖

圖6 模型3的單元應(yīng)力時程曲線圖

1) 通過對模擬結(jié)果中3個模型在不同時刻或不同狀態(tài)時的應(yīng)力圖對比，可得出如下結(jié)論：

a) 在煤體爆破過程中，爆破孔炸藥爆炸所產(chǎn)生的應(yīng)力波以爆破孔為中心，以近似同心圓的狀態(tài)向煤體四周傳播，隨著傳播距離的增加應(yīng)力波不斷衰減，在爆破孔周圍產(chǎn)生環(huán)向裂隙。當(dāng)兩應(yīng)力波到達(dá)控制孔時，在孔心線上形成反射拉伸波；之后，兩爆破應(yīng)力波發(fā)生疊加，使控制孔附近的煤體向里片落，產(chǎn)生徑向裂隙。

b) 對比各個模型應(yīng)力傳播圖中第4個圖的顏色，可知：爆破孔與控制孔間距為2.5 m時，發(fā)生疊加的應(yīng)力波強度比間距為2.0 m時大：間距為3.0 m時，發(fā)生疊加的應(yīng)力波強度比間距為2.5 m時小，但比間距為2.0 m時稍大。這說明隨著爆破孔與控制孔間距的增加，爆破所產(chǎn)生的有效裂紋擴展變緩，爆破孔與控制孔之間的影響也在相互減弱，由此推斷合適的布置孔距在2.5～3 m，接近2.5 m.

c) 放大圖1，圖3，圖5爆破中心的應(yīng)力圖，可觀察到兩個爆破孔沿控制孔方向的裂紋密度明顯多于反方向上的裂紋密度。因此，可以說明控制孔在爆破過程中確實起到了應(yīng)力導(dǎo)向作用。

2) 通過各觀測點應(yīng)力時程曲線關(guān)系圖可知：

a) 應(yīng)力波強度隨著傳播時間的增加而不斷衰減。

b) 同一爆破模型中，各觀測點的應(yīng)力峰值隨其距爆破孔中心距離的增加而減小。

c) 本文研究的煤體抗拉強度為0.40 MPa，如果煤體單元的應(yīng)力值超過0.40 MPa，則該單元失效。由圖2可知，觀測點A、B、C的有效應(yīng)力值均>0.8 MPa；由圖4可知，觀測點A、B、C的有效應(yīng)力值均>0.8 MPa，觀測點D的有效應(yīng)力值稍高于0.4 MPa；由圖6可知，觀測點A、B、C的有效應(yīng)力值均>0.4 MPa，觀測點D的有效應(yīng)力值稍低于0.4 MPa. 因此，爆破氣體裂紋的有效范圍應(yīng)在2.3～2.8 m，即深孔爆破的有效松動半徑范圍在2.3～2.8 m.

綜上所述，不耦合系數(shù)為1.5，雙爆孔起爆時，爆破孔與中部控制孔距離適度增大可以利用煤體爆破所產(chǎn)生的能量，有利于裂紋的發(fā)展；但超過一定范圍，應(yīng)力波強度衰減，不足以使煤體產(chǎn)生松動裂隙。通過數(shù)值模擬得到：在開元煤礦3#煤層煤體實施深孔爆破的有效松動半徑范圍為2.5～2.8 m.

4 結(jié) 論

本文依據(jù)開元煤礦3#煤層煤巖的物理力學(xué)參數(shù)建立了爆破數(shù)值計算模型，設(shè)置了模型的非反射邊界條件，選擇了相對合適的材料類型、狀態(tài)方程及參數(shù)。在此基礎(chǔ)上，調(diào)用LS.DYNA程序進(jìn)行求解，得出了不耦合系數(shù)為1.5時，不同孔距下的爆破效果。通過后處理器LS-PREPOST描繪出一系列的數(shù)值模擬結(jié)果，經(jīng)對比分析，得出開元煤礦3#煤層煤體深孔爆破的有效松動半徑范圍為2.5～2.8 m，為現(xiàn)場試驗提供了參考數(shù)據(jù)。

[1] 袁 亮.低透氣煤層群首采關(guān)鍵層卸壓開采采空側(cè)瓦斯分布特征與抽采技術(shù)[J].煤炭學(xué)報，2008(12):1323-1326.

[2] 汪有剛,李宏艷,齊慶新.采動煤層滲透率演化與卸壓瓦斯抽放技術(shù)[J].煤炭學(xué)報，2010(3):564-567.

[3] 程遠(yuǎn)平,付建華,俞啟香.中國煤礦瓦斯抽采技術(shù)的發(fā)展[J].采礦與安全工程學(xué)報，2009(2):354-357.

[4] 胡國忠,王宏圖,李曉紅.急傾斜俯偽斜上保護(hù)層開采的卸壓瓦斯抽采優(yōu)化設(shè)計[J].煤炭學(xué)報，2009(1):54-58.

[5] 袁 亮.卸壓開采抽采瓦斯理論及煤與瓦斯共采技術(shù)體系[J].煤炭學(xué)報，2009(1)：33-35.

Study on Effective Loosening Radius of Deep Hole
Blasting in Kaiyuan Coal Mine

YAO Bin

In order to achieve the effect of pressure relief and increase the permeability of coal, it is very important to arrange the deep hole blasting parameters reasonably. For the purpose of testing the blasting effect under different distance between the blasting hole and the control hole, 3 blasting models were established, during which the stress states were compared. The results show that the effective radius of the deep hole blasting in the No.3 coal seam is 2.5～2.8 m, which could be reference data for field test.

Deep hole blasting; Effective loosening radius; ANSYS simulation; Stress value; Blasting hole; Control hole

2017-02-20

姚 彬(1987—)，男，安徽阜陽人，2012年畢業(yè)于中國礦業(yè)大學(xué)，助理工程師，主要從事煤礦安全生產(chǎn)管理工作

(E-mail)271648929@qq.com

TD235.3

A

1672-0652(2017)04-0019-04