胡剛，王曉波，王維維

(1.黑龍江科技學院礦業(yè)研究院，哈爾濱150027;2.黑龍江科技學院資源與環(huán)境工程學院，哈爾濱150027)

0 引言

我國95%的煤礦為地下開采。目前，國有重點煤礦70%以上是高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井，且大部分為低透氣性煤層。隨著煤層開采深度的逐年增加，瓦斯壓力與地應力逐漸增大，瓦斯突出問題日漸凸顯，嚴重制約著礦井的安全高效生產。對于透氣系數(shù)低的煤層，國內外通常采取人工增加煤層透氣系數(shù)的方法，措施有水力壓裂、水力隔縫、長鉆孔爆破、交叉鉆孔和煤層的酸液處理等［1］。其中，長鉆孔松動控制爆破方法以設備簡單，增透效果好受到青睞。筆者以新安煤礦八號煤層作為研究對象，通過理論分析及ANSYS/LS－DYNA模擬，進行控制孔對煤巖裂隙區(qū)的影響過程及孔距大小的研究。

1 長鉆孔松動控制爆破技術原理

1.1 巖石爆破的內部作用原理

巖石內部單個藥包發(fā)生爆破作用時，除了在裝藥處形成擴大的空腔外，還從爆源向外依次產生壓縮粉碎區(qū)、破裂區(qū)和震動區(qū)。壓縮粉碎區(qū)的半徑通常只有2～3倍的裝藥半徑，巖石的爆破破壞半徑主要為破裂區(qū)。依據(jù)哈努卡耶夫理論，按波阻抗值大小將巖石分為高中低三類。研究中突出煤層波阻抗小于5×105g/(cm3·cm/s)，屬于低阻抗巖石，以爆生氣體形成的破壞為主，故按爆生氣體準靜壓作用計算其破裂區(qū)的大?。?－3］。

爆破瞬間產生的沖擊波和爆生氣體，壓碎區(qū)外，沖擊波衰變?yōu)閴嚎s應力波，爆生氣體在炮孔中等熵膨脹，充滿炮孔時的爆生氣體壓力(p0)為

式中:ρe——炸藥密度，kg/m3;

ve——炸藥爆速，m/s;

dc——裝藥直徑，mm;

db——炮孔直徑，mm。

孔壁的應力狀態(tài)類似于承受均勻內壓的厚壁圓筒，根據(jù)厚壁筒理論，其徑向壓應力和切向拉應力數(shù)值相等，即

式中:r——距炮孔中心的距離，mm;

rb——炮孔半徑，mm;

σr——徑向壓應力值，Pa;

σθ——切向壓應力值，Pa。

以巖石的抗拉強度σt取代式(1)中的切向壓=p/r。應力值σθ，即可求得裂隙區(qū)半徑Rp(0b

選擇煤礦許用三級乳化炸藥，取ve=4 400 m/s，ρe=1.31 g/cm3，藥卷rc=25.0 mm，rb=37.5 mm;σt=0.35 MPa可得，Rp=1.06 m，壓碎區(qū)與裂隙區(qū)的半徑之和約為1.13 m。

1.2 控制孔的作用原理

在爆破孔附近布置一定孔徑的控制孔，相當于在徑向方向增加了輔助自由面，對爆炸能量起到引導作用［4］。當壓縮應力波傳播到該自由面時，會反射成拉伸波;當拉伸波大于煤體的抗拉強度時，使煤體從自由面向里片落。同時反射拉伸波和徑向裂隙尖端處的應力場，會進一步擴展。因此，布置控制孔時，爆破孔和控制孔的設計間距應該比單孔爆破產生的壓縮粉碎區(qū)和破裂區(qū)半徑之和稍大，具體布置方式通過數(shù)值模擬、爆破實驗確定。

長鉆孔松動控制爆破技術是在松動爆破的基礎上，在一定范圍內布置控制孔，提高爆破產生的裂隙范圍，增強爆破效果，使煤體瓦斯得以提前緩慢排放、瓦斯壓力下降，原集中應力帶及高壓瓦斯帶移向煤體深部，有利于防止煤與瓦斯突出的發(fā)生［5］。同時可在控制孔直接進行瓦斯抽放，提高瓦斯抽放效率。

2 數(shù)值計算模型與材料參數(shù)

2.1 計算模型

模擬的工作面埋深590 m，煤層厚度1.7～1.8 m，平均傾角20°，普氏系數(shù)2～3，偽頂為1.1 m厚粉砂巖，直接頂為2 m的粉砂巖，老底為6.5 m厚的細砂巖。

由于炸藥是中心起爆，具有結構對稱性特點，所以建模時只取四分之一模型。邊界條件設置為無反射邊界。炸藥、空氣材料采用歐拉網(wǎng)格建模，單元使用多物質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［5］，模型如圖1所示。數(shù)值采用g－cm－μs單位制，具體尺寸，模型1∶500 cm×500 cm×1 cm，模型2∶500 cm×500 cm×1 cm;依據(jù)理論計算爆破孔與控制孔間距取200 cm，孔徑皆為75 mm，孔心位置沿煤層中線單排布置，藥徑50 mm，不耦合系數(shù)為1.5。

圖11 /4模型示意Fig.1 Layout diagram of 1/4 of model

2.2 材料參數(shù)

計算中，煤巖體采用非線性塑性PLASTIC－KINEMATIC材料模型，主要力學參數(shù)見表1。

表1 煤巖物理力學參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of coal seam

炸藥采用HIGH_EXPLOSIVE_BURN模型以及EOS_JWL狀態(tài)方程描述:

式中，p為爆轟壓力;A、B、R1、R2、ω為與材料性質有關的常數(shù)，V為相對體積，E0為初始比內能，具體參數(shù)見表2［6］。

表2 炸藥參數(shù)Table 2 Parameter list of explosives

空氣選擇NULL材料模型以及LINEAR_POLYNOMIAL狀態(tài)方程描述:

式中，E為單位體積內能。當線性多項式狀態(tài)方程用于空氣模型時，C0=C1=C2=C3=C6=0，C4=C5=0.4。空氣密度取1.23 kg/m3，初始相對體積V0取1.0［7－8］。

3 模擬結果分析

3.1 控制孔對煤巖裂隙區(qū)的影響

煤巖模擬材料為非線性塑性材料，當以流動形式破壞時，應該采用第三或第四強度理論，故模擬中選用Von mises等效應力作為衡量應力水平的主要指標。模擬結果在LS－PrePost軟件中打開，對模型1、2進行鏡像處理，觀察爆破作用過程。截取鏡像處理后的模型2在四個不同時刻的Von mises stress變化，如圖2所示。圖2a～d分別為89、199、339和401 μs時的鏡像。在圖2a～c中可見，應力波以起爆點為圓心，以環(huán)狀向外傳播的過程中，強度隨著傳播距離的增加不斷衰減，在爆破孔周圍產生環(huán)向裂隙。在圖2c～d中可見，應力波傳播至控制孔處發(fā)生反射，在中線上形成拉伸波。當該拉伸波的強度大于煤體的抗拉強度時，煤體向里片落，產生徑向裂隙。同時，反射波與徑向應力波相互疊加，促使裂隙區(qū)內的裂隙增多。這與理論分析相符。

圖2 模型2不同時刻的等效應力Fig.2 Von mises stress of modle 2 at different points of time

3.2 裂隙區(qū)的范圍

在模型1、2的炮孔布置中線上分別取三個觀測點A、B、C，觀測點距離爆破孔分別為1.2、1.5、1.8 m，讀取各單元應力時程曲線，如圖3所示。從圖3中可知，單元應力達到峰值的時間隨其距起爆點距離的增加而增加，峰值大小隨其距起爆點距離的增加而不斷減小;同一位置，模型2中的應力極值低于模型1，說明一定距離內布置有控制孔時，煤巖裂隙增多;模型2中1.8 m附近單元應力接近煤巖的抗拉強度，說明在不耦合系數(shù)為1.5，控制孔距爆破孔2 m時，裂隙區(qū)的范圍約為爆破孔徑的25倍。

圖3 單元應力時程曲線Fig.3 Stress time-history curves of element

4 結束語

長鉆孔爆破增透技術可以提高松動爆破的卸壓和瓦斯排放效果，數(shù)值模擬結果說明合理布置控制孔可以增加裂隙區(qū)的范圍，進而有效防止煤與瓦斯突出的發(fā)生，為工作面安全回采創(chuàng)造了較長的防護區(qū)。

將模擬結果作為新安煤礦八號煤層工作面長鉆孔松動爆破工程參數(shù)設計的依據(jù)，最終確定爆破孔與控制孔間距為2 m，爆破孔間距為4 m。進行長鉆孔松動控制爆破后，抽放濃度和抽放量增大，抽放率明顯提高。在工作面回采過程中，回采工作面回風流中的瓦斯?jié)舛鹊玫接行Э刂?，未出現(xiàn)超限現(xiàn)象。

［1］ 張國樞.通風安全學［M］.徐州:中國礦業(yè)大學出版社，2007.

［2］ 東兆星，邵鵬.爆破技術［M］.北京:中國建筑工業(yè)出版社，2005.

［3］ 楊軍，陳鵬萬，胡剛.現(xiàn)代爆破技術［M］.北京:北京理工大學出版社，2004.

［4］ 劉澤功，蔡峰，肖應祺.煤層深孔預裂爆破卸壓增透效果數(shù)值模擬分析［J］.安徽理工大學學報:自然科學版，2008，28(4):16－24.

［5］ 邵方，張紅燦，高加傳.深孔松動爆破防治煤與瓦斯突出的技術研究［J］.山西建筑，2010，36(14):134－138.

［6］ 時黨勇，李裕春，張勝民.基于ANSYS/LS－DYNA8.1進行顯示動力分析［M］.北京:清華大學出版社，2005.

［7］ 白金澤.LS-DYNA3D理論基礎與實例分析［M］.北京:科學出版社，2005.

［8］ 石少卿，康建功，汪敏，等.ANSYS/LS－DYNA在爆炸與沖擊領域內的工程應用［M］.北京:中國建筑工業(yè)出版社，2011.