彌壯壯,楊小軍,陳建偉,丁晨曦,林志博
(1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)力學(xué)與建筑工程學(xué)院,北京 100083;2.陽煤集團(tuán)寺家莊公司,山西 晉中 045300)
目前,煤礦快速掘進(jìn)大多采用鉆爆法施工,鉆爆法施工比較靈活,應(yīng)用廣泛,方便開挖施工。施工設(shè)備要求簡單,圍巖條件要求不高,堅(jiān)硬完整的巖石和軟弱破碎的巖石都可以使用鉆爆法掘進(jìn)[1-2]。王宗禹等[3]認(rèn)為鉆爆法施工作業(yè)快,易于移動(dòng),遇到技術(shù)及巖層問題較容易處理,近年來國內(nèi)外鉆爆法施工的配套設(shè)備也得到了不斷的改進(jìn)。由于巖巷斷面的不斷擴(kuò)大,大斷面快速掘進(jìn)已經(jīng)成為巖巷快速掘進(jìn)必須重視的課題[4]。需要將淺孔爆破改為中深孔爆破,以達(dá)到掘進(jìn)的要求。中深孔爆破技術(shù)具有減少循環(huán)時(shí)間,極大提高挖掘的效率,此外可以減少掘進(jìn)成本,保證巖巷快速掘進(jìn)的持續(xù)發(fā)展[5-6]。楊仁樹[7]指出中深孔爆破技術(shù)主要是指炮眼深度1.8 m以上的爆破技術(shù),其優(yōu)點(diǎn)明顯,單循環(huán)進(jìn)尺高,節(jié)約時(shí)間和減少開挖成本,是在淺孔爆破的基礎(chǔ)上改進(jìn)而來,目前在我國煤礦掘進(jìn)中應(yīng)用廣泛?,F(xiàn)階段,炮眼深度1.8~2.0 m的爆破技術(shù)條件成熟,使用較多,而2.2~2.5 m以上的爆破技術(shù)發(fā)展較慢。隨著開采深度的增加,巷道承受的壓力也會變大,巖石也會承受高地應(yīng)力作用[8-9],都會給施工帶來困難。此外中深孔爆破也有許多問題需要解決,其中產(chǎn)生大矸石是中深孔爆破過程中的一個(gè)典型問題,在寺家莊礦中深孔快速掘進(jìn)中也遇到了大矸問題。該回風(fēng)大巷為準(zhǔn)備巷道,主要擔(dān)負(fù)盤區(qū)各準(zhǔn)備巷道和各采掘工作面的回風(fēng)任務(wù),該礦井為高瓦斯礦井,通風(fēng)任務(wù)艱巨,需要快速掘進(jìn)。
寺家莊煤礦位于山西省晉中市昔陽縣內(nèi),設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力4.0 Mt/a,為滿足礦井采區(qū)通風(fēng),降溫以及生產(chǎn)能力的需要,規(guī)劃建設(shè)一條回風(fēng)巷。該回風(fēng)巷位于15#煤上7 000~10 000 mm,巖性為灰色中砂巖,硬度f=6~8。直墻半圓拱斷面,掘進(jìn)寬度6 000 mm,掘進(jìn)高度5 100 mm,斷面面積26.7 m2。
施工中每次打眼前必須由當(dāng)班跟班隊(duì)長(或班長)檢查中線,發(fā)現(xiàn)中線有誤及時(shí)聯(lián)系測繪組進(jìn)行修正?;仫L(fēng)大巷采用炮掘方法施工,出矸時(shí)采用挖掘式裝載機(jī)配合皮帶聯(lián)合排矸。巷道正常情況下,炮掘施工時(shí)采用一掘一錨(2排)。放炮后,及時(shí)敲幫問頂并臨時(shí)支護(hù),交接班與工作面安全檢查平行作業(yè)。
施工方式: 炮掘時(shí),采用挖掘式裝載機(jī)、皮帶聯(lián)合出矸。采用CMZY2-180/35煤礦巖巷鉆裝機(jī)組鉆眼,鉆桿為3 m的鉆桿,鉆頭為Φ42 mm的球齒形合金鉆頭。施工期間必須采用濕式鉆眼,掘進(jìn)時(shí)采用2部鉆同時(shí)作業(yè)。
直眼掏槽和楔直復(fù)合掏槽爆破模型如圖1所示,均由被爆巖體、炸藥、封堵炮泥、空氣四部分組成。被爆巖體斷面尺寸為3 m×3 m,楔直復(fù)合掏槽巖體縱深2.4 m,直眼掏槽巖體縱深2.8 m。楔直復(fù)合炮孔與巖體斷面夾角為84°。掏槽眼直徑均為40 mm,炸藥直徑為35 mm,炸藥長度1.0 m,炮泥封堵長度為1.2 m,起爆方式均為反向,模型中巖體采用MAT-JHC本構(gòu)模型,炸藥和巷道圍巖物理力學(xué)參數(shù)見表1。為滿足巷道掘進(jìn)過程圍巖無邊際巖體情況,模型邊界施加透射條件,邊界設(shè)置為無反射邊界。
圖1 楔直復(fù)合掏槽和直眼掏槽有限元模型圖片F(xiàn)ig.1 Picture of finite element model of wedge-shapedcomposite groove and straight-eye groove
表1 材料物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of materials
由圖2應(yīng)力波傳播時(shí)程情況,可以得到在極短時(shí)間內(nèi),楔直復(fù)合掏槽相鄰的2個(gè)炮孔的應(yīng)力波開始疊加。在60 μs時(shí),相鄰炮孔之間的應(yīng)力波完全疊加;在170 μs時(shí),相互疊加的應(yīng)力波近似平面向炮孔上部傳播;在290 μs時(shí),炸藥爆轟過程完畢,應(yīng)力波繼續(xù)向被爆巖體的自由面繼續(xù)延伸,影響范圍越來越大;在620 μs時(shí),應(yīng)力波到達(dá)自由面,在自由面處反射形成拉伸波并且與正向傳播的壓縮波進(jìn)行疊加,繼續(xù)作用于巖體。在楔直復(fù)合掏槽中,首先在爆炸后的很短時(shí)間內(nèi),發(fā)生了明顯的應(yīng)力波疊加,波陣面改變,因?yàn)樾ㄖ睆?fù)合掏槽底部距離較近,這對掏槽炮孔所包夾的巖石破碎起到了關(guān)鍵作用。此外到達(dá)自由面形成的拉伸波與壓縮波的疊加作用對巖體的二次破碎十分有利。
由圖3應(yīng)力波傳播時(shí)程情況,可以得到直眼掏槽在80 μs時(shí),相鄰炮孔之間的應(yīng)力波發(fā)生疊加,此后應(yīng)力波呈錐形向炮孔頂部傳播;在120 μs時(shí),完全疊加;在290 μs時(shí),爆轟過程完畢并出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,此后急劇衰弱的能量使得有效應(yīng)力的波陣面趨近于平面。在680 μs時(shí)應(yīng)力波到達(dá)自由面,此后應(yīng)力波的傳播過程與楔直復(fù)合掏槽基本一致。
比較兩種掏槽應(yīng)力波的傳播得到采用楔直復(fù)合掏槽時(shí),由于炮孔底部距離較近,炸藥爆炸后產(chǎn)生的強(qiáng)壓縮波很快發(fā)生疊加,這種強(qiáng)烈的疊加作用促使波陣面的形狀發(fā)生了變化,應(yīng)力波陣面由直眼掏槽時(shí)的錐形面轉(zhuǎn)變?yōu)榻破矫?。這種在炮孔中部的疊加效果必將使掏槽炮孔所包夾區(qū)的巖石發(fā)生明顯破碎。
由圖4巖體的有效應(yīng)力云圖,可以直觀地得到距離炮孔中心點(diǎn)較遠(yuǎn)區(qū)域,楔直復(fù)合掏槽應(yīng)力波顯著降低,破碎巖石的能量也減小。爆炸初期,應(yīng)力波在炮孔周圍以圓餅形波陣面的形式向外擴(kuò)展,在80 μs時(shí),相鄰炮孔發(fā)生應(yīng)力疊加并高度集中,此處巖體能夠被充分破碎。應(yīng)力集中區(qū)近似成矩形長條區(qū),從而在真實(shí)巖體中能夠形成爆破槽腔,為后續(xù)爆破提供更大的自由面。
由圖5巖體的有效應(yīng)力云圖,可以直觀地得到直眼掏槽應(yīng)力波的衰減較慢。爆炸初期,應(yīng)力波在炮孔周圍以圓餅形波陣面的形式向外擴(kuò)展,在100 μs時(shí),相鄰炮孔發(fā)生應(yīng)力疊加。應(yīng)力集中區(qū)近似成圓形,爆破后自由面較小。
圖2 楔直復(fù)合掏槽被爆巖體內(nèi)部應(yīng)力波傳播時(shí)程圖Fig.2 Time-history diagram of internal stress wave propagation in a wedge-shaped composite trench
圖3 直眼掏槽被爆巖體內(nèi)部應(yīng)力波傳播時(shí)程圖Fig.3 Time-history diagram of internal stress wave propagation in a straight-eye gutter
圖4 楔直復(fù)合掏槽炮孔底部巖體的有效應(yīng)力云圖Fig.4 Effective stress cloud diagram of the rock mass at the bottom of the wedge-shaped composite trench
圖5 直眼掏槽炮孔底部巖體的有效應(yīng)力云圖Fig.5 Effective stress cloud diagram of the rock mass at the bottom of the straight hole
比較兩種掏槽的底部巖體有效應(yīng)力云圖,得到采用楔直復(fù)合掏槽易于形成更大的爆破槽腔,為后續(xù)爆破提供更大的自由面,有利于整個(gè)斷面巖體的破碎。當(dāng)自由面較小時(shí),即使質(zhì)點(diǎn)運(yùn)動(dòng)速度很快,波的作用時(shí)間很長,也觀察不到破壞現(xiàn)象。
楔直復(fù)合掏槽取點(diǎn)位置為中心孔位置左側(cè)0.1 m處的A點(diǎn),0.3 m處的B點(diǎn),0.6 m處的點(diǎn)C,中心孔垂直下方0.1 m處的D點(diǎn),0.3 m處的E點(diǎn)。直眼掏槽取點(diǎn)位置與楔直復(fù)合掏槽取點(diǎn)位置一致。楔直復(fù)合掏槽模型測點(diǎn)布置如圖6所示,直眼掏槽模型測點(diǎn)布置如圖7所示。
圖6 楔直復(fù)合掏槽模型測點(diǎn)布置圖Fig.6 Layout of the wedge-shaped composite grooving model
圖7 直眼掏槽模型測點(diǎn)布置圖Fig.7 Straight-eye gutter model measurement point layout
由圖8楔直復(fù)合掏槽有效應(yīng)力曲線得出,測點(diǎn)A在40 μs時(shí)有效應(yīng)力峰值達(dá)到最大,為218 MPa。比較測點(diǎn)D和測點(diǎn)E,有效應(yīng)力峰值分別為177 MPa、143 MPa,從曲線中能發(fā)現(xiàn)有效應(yīng)力由上至下呈現(xiàn)下降趨勢,此外測點(diǎn)B和測點(diǎn)C的有效應(yīng)力峰值較低,這兩點(diǎn)都充分證明了距離炮孔越遠(yuǎn)的區(qū)域,應(yīng)力波的疊加作用已經(jīng)相當(dāng)微弱。
由圖9直眼掏槽有效應(yīng)力曲線得出,測點(diǎn)B點(diǎn)在60 μs時(shí)有效應(yīng)力峰值達(dá)到最大為115 MPa,測點(diǎn)A和測點(diǎn)D在70 μs時(shí)有效應(yīng)力峰值達(dá)到最大為115 MPa。比較測點(diǎn)D和測點(diǎn)E,有效應(yīng)力峰值分別為115 MPa、101 MPa,從曲線中也能發(fā)現(xiàn)有效應(yīng)力由上至下呈現(xiàn)下降趨勢,但下降趨勢較平緩。測點(diǎn)C的有效應(yīng)力峰值較低,也證明了距離炮孔越遠(yuǎn)的區(qū)域,應(yīng)力波的疊加作用已經(jīng)相當(dāng)微弱。
比較楔直復(fù)合掏槽和直眼掏槽的有效應(yīng)力曲線得出:楔直復(fù)合掏槽的在極短的時(shí)間內(nèi)達(dá)到最大的有效應(yīng)力峰值218 MPa,且為直眼掏槽最大有效應(yīng)力峰值的2倍左右,炸藥爆破作用更加明顯,更易形成掏槽槽腔,為后續(xù)巖體的破碎提供了更大的自由面,掏槽效果顯著,巖石破碎更加充分。
圖8 楔直復(fù)合掏槽測點(diǎn)有效應(yīng)力曲線圖Fig.8 Effective stress curve of the wedge-shaped composite groove
圖9 直眼掏槽測點(diǎn)有效應(yīng)力曲線圖Fig.9 Straight-eye gutter measurement point effective stress curve
根據(jù)寺家莊礦的工程背景,現(xiàn)場施工工藝,進(jìn)行數(shù)值模擬分析和現(xiàn)場試驗(yàn)對比,制定了最后的優(yōu)化爆破方案。
礦方原爆破方案采用直眼掏槽,掏槽眼炮孔布置如圖10所示。
在該直眼掏槽爆破方案中,掏槽眼深度2.8 m,個(gè)數(shù)1個(gè),裝藥量為每孔6卷(乳化炸藥),Ⅱ段起爆。掏槽眼(口部)眼深度2.8 m,個(gè)數(shù)6個(gè),裝藥量為每孔6卷,Ⅰ段起爆,其他眼深2.5 m。每孔使用1個(gè)雷管,共使用105發(fā)毫秒延期雷管。裝藥結(jié)構(gòu)為反向起爆,聯(lián)線方式為串并聯(lián)。爆破循環(huán)進(jìn)尺:2.3 m; 炮眼利用率:92%。該爆破方案實(shí)施后三天兩循環(huán)(1.5 m/a)。其施工方案工序時(shí)間表見表2。
圖10 原炮孔掏槽方案布置圖Fig.10 Original blasthole groove layout plan
表2 原施工方案工序時(shí)間表Table 2 Original construction plan operation schedule
注:每天19:00~24:00皮帶檢修,該時(shí)間段無法出矸
在上述直眼掏槽爆破方案中,主要存在大矸多、單循環(huán)時(shí)間長等問題。這些大矸的尺寸大多在1 m×1 m以上,最大達(dá)到2 m×2 m,單循環(huán)中大矸占總矸的30%。大矸難以通過皮帶直接運(yùn)輸,需要用風(fēng)鎬進(jìn)行二次破碎,導(dǎo)致出矸速度變慢,影響正常循環(huán)。
在上述直眼掏槽爆破方案中,由于炮孔深度較大,炸藥集中在孔底,能量集中在底部,炸藥爆炸產(chǎn)生的爆生氣體和應(yīng)力波不足以將淺部巖石破碎。淺部巖石不能得到有效破碎,造成淺部巖石形成大矸石。此外由數(shù)值模擬分析可知:直眼掏槽由于炮孔底部距離較遠(yuǎn),炸藥爆炸后產(chǎn)生的強(qiáng)壓縮波沒有很快發(fā)生疊加,中部巖體應(yīng)力波陣面依然是錐形面,而炮孔中部的應(yīng)力疊加效果必將使掏槽炮孔所包夾區(qū)的巖石發(fā)生明顯破碎;采用直眼掏槽不易于形成更大的爆破槽腔,沒有為后續(xù)爆破提供更大的自由面,不利于整個(gè)斷面巖體的破碎。當(dāng)自由面較小時(shí),即使質(zhì)點(diǎn)運(yùn)動(dòng)速度很快,波的作用時(shí)間很長,也觀察不到破壞現(xiàn)象;直眼掏槽最大的有效應(yīng)力峰值較小,炸藥爆破作用不明顯,不易形成掏槽槽腔。
綜上所述,礦方原直眼掏槽方案中炮孔較深和直眼掏槽不易形成爆破槽腔是導(dǎo)致現(xiàn)場爆破效果大矸石較多的兩個(gè)主要原因。
通過以上分析,發(fā)現(xiàn)原爆破方案主要存在大矸多、出矸困難的問題,進(jìn)而影響正常循環(huán)。針對這些問題,結(jié)合大矸成因分析將直眼掏槽改成楔直復(fù)合掏槽,適當(dāng)減小掏槽深度并進(jìn)行了現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)。
優(yōu)化后的爆破方案采用楔直復(fù)合掏槽,炮孔布置如圖11所示。
圖11 新方案掏槽炮孔布置圖Fig.11 New plan groove blasthole layout
在該爆破方案中,掏槽眼深度2.4 m,個(gè)數(shù)6個(gè),裝藥量為每孔6卷(乳化炸藥),I段起爆。中心眼深度2.4 m,個(gè)數(shù)1個(gè),不裝藥,其他眼深2.2 m,掏槽眼角度為水平84°,垂直90°。每孔使用1個(gè)雷管,共使用103發(fā)毫秒延期雷管。裝藥結(jié)構(gòu)為反向起爆,聯(lián)線方式為串并聯(lián)。爆破循環(huán)進(jìn)尺:1.8~2.1 m,平均單循環(huán)進(jìn)尺2.0 m,炮眼利用率:95%。
優(yōu)化爆破方案實(shí)施后,大矸明顯減少,最大尺寸為0.5 m×0.5 m,出矸時(shí)不需要工人再次破碎,節(jié)省勞動(dòng)力且出矸正常,整個(gè)循環(huán)得以優(yōu)化,達(dá)到穩(wěn)定的兩天三循環(huán)(3 m/d),較原爆破方案,平均日進(jìn)尺提高了100%。
兩爆破方案實(shí)施效果的詳細(xì)對比見表3。從表3中我們能夠清楚地了解到直眼掏槽方案大矸較多,而楔直復(fù)合掏槽方案基本無大矸;直眼掏槽方案平均日進(jìn)尺1.5 m,而楔直復(fù)合掏槽平均日進(jìn)尺3 m。
表3 施工效果對照表Table 3 Construction effect comparison table
1) 通過數(shù)值模擬分析得到楔直復(fù)合掏槽較直眼掏槽更容易形成爆破槽腔,掏槽炮孔所包夾區(qū)的巖石發(fā)生明顯破碎,為后續(xù)巖體爆破提供更大的爆破自由面,使得整體爆破效果更好。
2) 在煤礦大斷面巖石巷道中深孔爆破施工過程中,對于比較堅(jiān)硬的砂巖,采用直眼掏槽爆破技術(shù)存在大矸多、出矸效率低等問題。對此,建議采用楔直復(fù)合掏槽爆破技術(shù),并適當(dāng)減小炮孔深度,可以有效減少大矸,提高綜合進(jìn)尺,實(shí)現(xiàn)大斷面巖石巷道的快速掘進(jìn)。
3) 數(shù)值模擬分析和現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)效果的結(jié)論一致,充分證實(shí)了這一方法的可行性和有效性,具有一定的理論意義和現(xiàn)實(shí)意義。