張 琪，馬愛娥，沈立晉

(1. 中化泉州石化有限公司，福建 泉州 362103；2. 北京航天長征飛行器研究所，北京 100076；3.北京貝拉斯科銳科技有限公司，北京 100711)

提高炮采面塊煤率的預(yù)裂松動延時爆破技術(shù)

張 琪1，馬愛娥2，沈立晉3

(1. 中化泉州石化有限公司，福建 泉州 362103；2. 北京航天長征飛行器研究所，北京 100076；3.北京貝拉斯科銳科技有限公司，北京 100711)

根據(jù)爆炸應(yīng)力波理論和爆生氣體準靜態(tài)理論，分別計算出裂隙區(qū)半徑、臨界抵抗線，為爆破參數(shù)(孔距和孔深)的設(shè)計提供理論依據(jù)。針對陳四樓煤礦三個炮采工作面的實際情況，通過對提高炮采工作面塊煤率的預(yù)裂松動延時爆破技術(shù)參數(shù)進行理論分析和現(xiàn)場實驗，以優(yōu)化爆破參數(shù)和控制爆破塊度，確定了軟煤體、片幫和破碎頂板條件下的合理爆破參數(shù)，塊煤率提高了6%～10%，單產(chǎn)增加18.8%，炸藥單耗降低了5%～10%，節(jié)約了生產(chǎn)成本，取得了良好的經(jīng)濟效益。

炮采面；塊煤率；預(yù)裂松動爆破；延時爆破；爆破參數(shù)優(yōu)化

1 工程概況

永城煤電集團公司陳四樓煤礦前期采用瞬發(fā)爆破技術(shù)開采。該技術(shù)存在的最大問題是塊煤率低、炸藥單耗偏高、工人勞動強度較大、一次裝藥分次爆破時間較長。本文利用該礦提供的基礎(chǔ)數(shù)據(jù)，結(jié)合該礦具體的地質(zhì)條件和現(xiàn)場生產(chǎn)作業(yè)條件，并在預(yù)裂松動爆破理論研究和現(xiàn)場實驗的基礎(chǔ)上，通過預(yù)裂松動延時爆破技術(shù)以提高炮采面塊煤率。

該礦擬采用爆破新技術(shù)予以實施的共有三個工作面煤層，此煤層平均厚度約2.2 m，煤層傾角6°～10°。煤層普氏系數(shù)f=0.92，容重為1.46×103kg/m3。該礦為低瓦斯、煤塵無爆炸危險性的煤層。

因煤體內(nèi)部存在著大量的微裂隙和微裂紋等缺陷。因此，可將煤體視為脆性損傷材料〔1〕。煤體在爆破時這些微裂隙和微裂紋將會擴展，甚至貫穿整個煤體，從而導(dǎo)致煤體的宏觀力學(xué)性能發(fā)生變化，直至最終的爆裂破壞〔2〕。

在煤體爆破塊度控制研究中發(fā)現(xiàn)，影響煤體爆破塊度大小的因素有：爆破參數(shù)、裝藥結(jié)構(gòu)、煤體和炸藥自身性質(zhì)等〔3-5〕。

根據(jù)現(xiàn)場調(diào)查，發(fā)現(xiàn)該礦存在的問題主要有單位體積巖石的炸藥消耗量較大，爆破設(shè)計參數(shù)需要進一步優(yōu)化、頂板的環(huán)境條件差、工人勞動強度較大。根據(jù)礦方要求：原有的塊煤率提高6%～10%，炸藥單耗要降低5%～10%，提高單產(chǎn)、降低成本。為此，本文提出了預(yù)裂松動延時爆破的落煤方案。

2 預(yù)裂松動延時爆破原理及參數(shù)

延時爆破能極大改善炮孔利用率，減少拋擲及其造成的破壞作用。延時爆破的優(yōu)點有〔6〕：①破碎作用增大，有效控制塊煤率；②減少拋擲作用和拋擲距離，爆堆集中；③降低爆破振動作用，防止對圍巖的破壞；④在條件許可的情況下，可考慮實現(xiàn)全斷面一次爆破，縮短爆破和通風(fēng)時間，提高單產(chǎn)效率，降低工人的勞動強度。

預(yù)裂爆破成縫機理—爆炸應(yīng)力波與高壓氣體聯(lián)合作用理論得到了大多數(shù)研究者的認可。該機理是爆炸應(yīng)力波由炮孔向四周傳播，在孔壁及炮孔連線方向出現(xiàn)裂縫，隨后在爆炸氣體作用下，使原裂隙延伸擴大，最后形成平整的開裂面。預(yù)裂成縫形成后有兩個重要作用：一是防止主爆區(qū)的破裂伸向保留區(qū)；二是減小主爆區(qū)對保留區(qū)的振動影響。因此，可有效控制煤體爆破塊度，并降低了爆破振動對圍巖的破壞〔6〕。根據(jù)現(xiàn)場實驗研究，該煤礦底煤與底板巖層的粘結(jié)力較大。預(yù)裂松動爆破的目的是使煤體產(chǎn)生足夠多的裂紋，但同時應(yīng)控制藥量以免煤體過度破碎。良好的預(yù)裂松動爆破效果要求：相鄰炮孔間距盡量接近于兩孔爆破時所形成的裂隙區(qū)半徑之和。當外部作用的最小抵抗線(W)大于臨界抵抗線(Wc)時，爆破體內(nèi)部只產(chǎn)生爆炸應(yīng)力波和高壓氣體的內(nèi)部破壞作用，否則將產(chǎn)生爆炸應(yīng)力波的外部破壞作用。

2.1 裂隙區(qū)半徑的計算

(1)按爆炸應(yīng)力波的作用理論計算裂隙區(qū)半徑。當不耦合裝藥時，按爆炸應(yīng)力波的作用理論，孔壁煤體中的初始壓力峰值可按下式〔7〕進行估算：

(1)

式中：P2為孔壁煤體中的初始壓力峰值，MPa；ρ0為裝藥密度，g/cm3；D1為爆速，m/s；dc為藥卷直徑；db為孔徑，mm；n為爆轟產(chǎn)物與炮孔壁碰撞時反射壓力為入射壓力的n倍，n=8～11。

應(yīng)力波應(yīng)力隨距離衰減的關(guān)系：

(2)

(3)

若以煤體抗拉強度ST代替σθ，則裂隙區(qū)半徑RP為

(4)

式中：α為應(yīng)力波衰減指數(shù)，α=2-b。

(2)按爆生氣體的準靜態(tài)作用理論計算裂隙區(qū)半徑。通常采用靜彈性力學(xué)方法來分析氣體靜壓作用下形成應(yīng)力場。當W>Wc時，因爆破破壞只限于巖體內(nèi)部，故可視為氣體靜壓產(chǎn)生的應(yīng)力場不受自由面的影響。此時的應(yīng)力場和無限體內(nèi)的圓孔壁上受均勻壓力產(chǎn)生的應(yīng)力場相同。因此，巖體內(nèi)的應(yīng)力場常利用厚壁筒理論來考慮。

彈性力學(xué)厚壁筒理論公式計算如下：

(5)

2.2 臨界抵抗線的計算

(1)按爆炸應(yīng)力波理論計算Wc。在距自由面附近，由于自由面或反射波的影響，壓縮主應(yīng)力σ1的最高值比無自由面時的徑向方向壓應(yīng)力σr峰值要低，但拉伸主應(yīng)力σ2最高值卻比無自由面時的切向方向拉應(yīng)力σθ峰值要高，其比值越靠近自由面越大，越有利于煤體處于破裂的應(yīng)力狀態(tài)，有利于入射波產(chǎn)生的裂隙向自由面方向進一步擴展。

根據(jù)爆炸應(yīng)力波理論，臨界抵抗線可按下式估算〔7〕：

(6)

其中，

(7)

(8)

式中：R為反射系數(shù)；α為縱波入射角；β為橫波反射角，反射拉伸波的反射系數(shù)為負值，計算時取其絕對值，其余符號同前。

(2)按爆生氣體準靜態(tài)理論計算Wc〔7〕:

(9)

式中：k為與煤體構(gòu)造特征有關(guān)的系數(shù)，k=1.4～2.0，無裂隙整塊煤體取下限，裂隙煤體取上限，其余符號同前。

在實際爆破參數(shù)設(shè)計中，可按不同計算方法所得結(jié)果取加權(quán)平均；其加權(quán)平均值僅作為爆破參數(shù)設(shè)計時參考。在實際的爆破工程中，需要通過改變不耦合系數(shù)、炸藥單耗、爆破參數(shù)和填塞條件等參數(shù)進行模擬爆破實驗，對爆破后的塊度進行篩分統(tǒng)計，以優(yōu)化爆破參數(shù)和實現(xiàn)對爆破塊度的控制和預(yù)測〔8-10〕。

2.3 孔距和孔深的計算

初始條件：煤的容重ρm=1.46 g/cm3，縱波速度cp=1 200 m/s，泊松比ν=0.3，抗拉強度ST=1～3 MPa；采用煤礦許用硝銨炸藥的密度ρ0=1.0 g/cm3，裝藥直徑rc=32 mm，炮孔直徑rb=42 mm，爆壓P=2 822.4 MPa。

為簡化計算，按標準松動爆破漏斗計算入射波入射(α=45°)到漏斗邊緣處產(chǎn)生反射橫波的反射角β為

由式(7)可計算得反射系數(shù)R=-0.44。

由上述式(1)～式(9)計算得到的裂隙區(qū)半徑和臨界抵抗線如表1所示。

表1 裂隙區(qū)半徑和臨界抵抗線計算結(jié)果

附注：孔距*為裂隙區(qū)半徑的2倍。

3 爆破設(shè)計

3.1 模擬爆破塊度的分布與控制

試件制作：正方形大理石試件作為爆破塊度分布模擬實驗對象。在巖樣四周和底部涂上一層黃油，再用5塊8 mm厚的鐵板夾制，并用螺栓固定。

實驗共采用5組不耦合裝藥系數(shù)k，分別為1.0(耦合裝藥)、1.33、1.67、2.0和2.67。根據(jù)大量實驗結(jié)果，要使得所有試件均達到破碎的目的，最終選擇藥量為5 g。炸藥的裝藥中心在試件的幾何中心，炮孔沒有裝藥的其他部分全部填塞。

布孔參數(shù)：采用雙孔爆破實驗，孔徑為6 mm、深度為100 mm、孔距為50 mm，炮孔布置在巖樣距側(cè)面50 mm處，并在布孔一側(cè)的孔深高度將夾板去掉，形成與臺階爆破條件相似的條件，每孔裝藥0.3 g DDNP，用引火藥頭引爆。

試件在炸藥爆炸后收集碎塊，將5 mm塊度作為一級篩分統(tǒng)計，按重量統(tǒng)計篩下累計的百分比，然后按照G-G-S和R-R分布方程進行回歸分析。結(jié)果表明G-G-S分布的相關(guān)性比R-R分布要好。

實驗的結(jié)果表明：不耦合裝藥爆炸后對巖石的損傷以及巖石試塊的破碎程度明顯優(yōu)于耦合無填塞裝藥，從而說明了爆炸生成的氣體在巖石的損傷和破壞過程中起到了關(guān)鍵作用。

3.2 炮孔布置與角度

根據(jù)采面的煤層及采高條件，原則上采用三角形(梅花形)布置。但當采高在1.6～2.0 m時，煤質(zhì)較為松軟時采用單排三角形布置，煤質(zhì)中等堅硬時采用雙排三角形布置；當采高小于1.0 m時，采用單排三角形布置。

合理的炮孔角度與孔距直接影響爆破效果。通過實驗及上述理論計算結(jié)果表明：當孔距在1.5～2.0 m之間，且炮孔水平夾角為75°左右時，爆破塊度較均勻、爆堆集中并且較為松散，爆破效果比較好。但是，在煤層松軟或煤壁片幫嚴重時，此時應(yīng)相應(yīng)增大孔距。炮孔向下的俯角一般不宜超過10°。

3.3 炸藥單耗及裝藥量計算

炸藥單耗可按下式估算：

(10)

式中：ρm為煤的容重；f為煤體普氏系數(shù)。經(jīng)計算，q=0.15 kg/m3。

根據(jù)本工程炮采工作面的不同地質(zhì)條件，取單位炸藥消耗量為0.10～0.15 g/m3。

炮孔裝藥量計算可按下式估算：

(11)

式中：Q為單孔裝藥量；q為炸藥單耗；A為一次爆破工作面長度，本工程取10～15 m；H為煤層厚度，本工程煤層平均厚度2.2 m；L為孔深；n為爆破長度上的炮孔個數(shù)，取n=18～25。經(jīng)計算，Q=114～238 g。

另外，為了改善爆破效果，適當加大延時段別為MS1的炮孔裝藥量，減小延時段別為MS5的炮孔裝藥量。炮孔的參數(shù)設(shè)計及單孔裝藥量如表2所示。

表2 爆破參數(shù)

注：1.第1段炮孔裝藥量增加100 g；2.孔距在煤層較硬和采高大時取小值，否則取大值。

3.4 間隔時間與起爆方式的選擇

采用三角形布置進行斜切起爆(見圖1)，單排孔采用順序起爆，合理的間隔時間為25 ms。

圖1 起爆順序Fig.1 Initiation sequence

起爆方式的選擇應(yīng)使后期起爆能充分利用前期起爆能所形成的自由面。起爆方式選擇的合理與否，是影響延時爆破效果的關(guān)鍵因素之一。

3.5 一次起爆長度

根據(jù)計算，本工程一次起爆的最大藥量應(yīng)為14.4 kg。按照0.5 kg/m裝藥量考慮，一次允許起爆的長度為28 m。因本工程炮采工作面頂板圍巖條件較差，按雷管段位MS1～MS5段依次起爆，一次爆破炮孔數(shù)為18～25個，約5.4～7.5 kg炸藥。因此，最終確定一次起爆的最大長度為10～15 m，符合一般中小型輸送機允許的一次起爆能力為10～20 m。

采用正向連續(xù)裝藥的結(jié)構(gòu)，每孔都必須填塞水炮泥(填塞長度不少于0.4 m)。

4 爆破效果

通過爆破參數(shù)的優(yōu)化設(shè)計、填塞質(zhì)量的提高、炸藥單耗的降低等技術(shù)措施，有效提高了炮采工作面塊煤率達到10%左右、產(chǎn)量增加了18.8%，炸藥單耗降低5%～10%。預(yù)裂松動延時爆破技術(shù)的應(yīng)用大大減低了爆破振動效應(yīng)，改善了頂板安全狀況，創(chuàng)造了安全的作業(yè)環(huán)境。

5 結(jié)論

(1)預(yù)裂松動延時爆破新技術(shù)在陳四樓煤礦的成功實施，大大提高了炮采面的塊煤率，炸藥單耗降低了5%～10%，節(jié)約了生產(chǎn)成本。

(2)炮采工作面采用延時爆破新技術(shù)，炮采工作面的單產(chǎn)增加了18.8%，起到減員增效的目的。

(3)預(yù)裂松動延時爆破新技術(shù)的應(yīng)用顯著降低了爆破振動效應(yīng)；減少了拋擲作用和拋擲距離，爆堆相對集中；防止崩倒支架或損壞其他設(shè)備，改善了作業(yè)環(huán)境。

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Pre-splitting loose millisecond delay blasting technology used to raise lump coal ratio of coal face

ZHANG Qi1，MA Ai-e2，SHEN Li-jin3

(1. Sinochem Quanzhou Petrochemical Co., Ltd., Quanzhou 362103, Fujian, China；2. Beijing Institute of Space Long March Vehicle, Beijing 100076, China；3. Beijing Blast Kerui Science and Technology Co., Ltd., Beijing 100711, China)

Based on the theory of explosion stress wave and the quasi-static theory of detonation gas, the radius of crack zone and critical line of least resistance were calculated, respectively, providing theoretical basis for blasting parameters such as hole spacing and hole depth. In terms of the condition of three coalfaces in Chensilou coal mine, pre-splitting loose millisecond blasting technology was used to raise lump coal ratio of coalface, and it was studied by theoretic analysis and experiment in site. As a result, coal fragmentation was controlled by optimizing blasting parameters. The optimized blasting parameters suitable to the conditions of soft coal mass, side fall of coalface and broken roof were determined. The lump coal ratio was raised by 6%～8%, the production was increased 18.8% and the explosive consumption was decreased 5%～10% with saving cost in total and good economics.

Coal face；Lump coal ratio；Pre-splitting loose blasting；Delay blasting；Blasting parameters optimization

1006-7051(2016)06-0075-04

2016-06-20

張琪(1965-)，男，本科，工程師，從事工程建設(shè)管理與施工。E-mail：zhangqi12@ sinochem.com

TD235

A

10.3969/j.issn.1006-7051.2016.06.017