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        煤巖爆破致裂中控制孔與鄰近爆破孔對爆破效果的影響研究

        2017-06-07 08:22:50譚力海
        采礦技術 2017年3期
        關鍵詞:煤巖裂隙半徑

        余 磊,譚力海

        (1.中交二航局技術中心, 湖北 武漢 430040; 2.中南大學 資源與安全工程學院, 湖南 長沙 410132)

        煤巖爆破致裂中控制孔與鄰近爆破孔對爆破效果的影響研究

        余 磊1,譚力海2

        (1.中交二航局技術中心, 湖北 武漢 430040; 2.中南大學 資源與安全工程學院, 湖南 長沙 410132)

        為了研究控制孔和鄰近爆破孔對煤巖爆破致裂效果的影響,采用LS-DYNA建立了4個不同的計算模型進行數值模擬,并對比分析4種條件下煤巖的數值模擬爆破致裂效果和理論計算結果。結果表明控制孔和相鄰的爆破孔都有導向致裂作用,但鄰近爆破孔對裂隙的擴展長度并無明顯影響,為工程爆破方案提供了參考。

        控制孔;鄰近爆破孔;爆破效果;導向致裂

        0 引 言

        提高瓦斯在煤巖中的抽采率是研究煤巖預裂爆破的終極目的,目前普遍認為煤巖在爆破時發(fā)生的裂隙擴展是地應力、爆炸應力波、爆生氣體以及煤巖內部瓦斯壓力等幾種因素共同作用的結果。近年來,國內外學者對巖石爆破機理的研究逐漸加深,取得了許多研究成果。李志宏[1]在巖石斷裂力學、損傷理論等基礎上,利用數值模擬對巖石裂隙擴張過程進行分析,指出最大水平地應力與初始裂紋之間的夾角越小,地應力越低,巖石裂紋擴展的就會越長;楊小林,王夢恕[2]認為爆炸時巖石裂紋的擴展過程就是從裂隙尖端到周圍巖體的逐漸損傷并且移動的過程,通過建立裂紋尖端的損傷模型,研究了爆生氣體作用下裂紋擴展機理;王輝[3]結合損傷力學、斷裂力學理論研究了爆破作用下巖石損傷、斷裂機理,分析了巖石在爆生氣體作用下的裂隙擴展過程并重點探討了裂紋尖端局部化的損傷模型。國外學者Luis Arnaldo Mejía Camones等人[4]采用雙軸和三軸試驗來模擬巖石裂紋擴展過程,通過離散單元法(DEM)將含裂隙巖體失效機理做了進一步分析。LABUZ, JOSEPHF[5]分析了巖石斷裂過程并研究了巖石裂紋擴展機理,建立了巖石裂隙擴展的概念模型。Trivino Parra, Leonardo Fabian[6]指出在計算巖石損傷時,應該同時考慮應力波和爆轟氣體的作用,利用數值模擬研究了應力波對巖石的破壞作用,劃分了爆轟氣體造成巖石進一步破壞的范圍。Mohsen Nicksiar[7]分析了巖石性質、巖石粒度、成分等因素對裂紋萌生壓力值的影響,研究結果表明,巖石的各向異性對應力峰值的大小有十分顯著的影響,但并不影響裂紋萌生壓力。Peng Chen等學者[8]以受壓狀態(tài)下的含瓦斯煤巖為實驗裝置,研究了煤與瓦斯突出,借助高速攝像機拍攝和觀察了煤巖各表面裂隙的發(fā)展過程,發(fā)現(xiàn)并指出在不同時間下含瓦斯煤巖的裂隙發(fā)展規(guī)律。

        根據上述研究,本文采用LS-DYNA模擬爆破時煤巖裂隙區(qū)范圍,以研究控制孔和鄰近爆破孔對煤巖爆破致裂效果的研究。

        1 裂隙區(qū)范圍理論計算

        炸藥起爆后對煤巖產生破壞主要有應力波和爆生氣體兩種方式[9],根據距起爆點距離的不同呈現(xiàn)出的不同特征,把爆破影響范圍分為壓縮區(qū)、裂隙區(qū)和彈性振動區(qū)三個區(qū)域,各區(qū)域示意圖如圖1所示。

        圖1 爆破孔周邊的煤巖裂隙

        對裂隙區(qū)的范圍理論計算方法可分為按應力波作用計算和按爆生氣體作用計算兩種。

        (1) 按應力波作用確定裂隙區(qū)范圍。在煤巖抗拉強度低、有應力波作用的情況下,當煤巖所受拉應力超過其抗拉強度,就在煤巖中形成了徑向裂隙。其中,裂隙半徑的計算公式為:

        (1)

        式中,β是應力波衰減指數,β=-4.11×10-7ρCp+2.92[10]。

        (2) 按爆生氣體的準靜壓作用確定裂隙區(qū)范圍。當為柱狀、不耦合裝藥時,作用在炮孔壁的準靜態(tài)壓力pj計算公式為:

        (2)

        2 計算模型的建立

        本次模擬共分為4個計算模型,分別建立不耦合裝藥系數為1.5,單、雙爆破孔,有無控制孔4種組合狀態(tài)下的煤巖預裂爆破模型。爆破孔及控制孔直徑都選取90 mm;巖石預裂爆破后的裂隙區(qū)半徑范圍大多是藥卷半徑的30~70倍[11],4 個計算模型尺寸設置為12 m×8 m。建立的4個模型分別如圖2~圖5所示。

        圖2 模型Ⅰ(單個爆破孔無控制孔)

        圖3 模型Ⅱ(單個爆破孔,

        圖4 模型Ⅲ(中心距離為2 m的相鄰爆破孔無控制孔)

        圖5 模型Ⅳ(中心距離為2 m的相鄰爆破孔,

        3 數值模擬結果

        對模型Ⅰ~模型Ⅳ進行模擬爆破致裂,以分析爆炸過程中裂隙擴展情況。鑒于模型尺寸比較大,為了直觀、清晰的展現(xiàn)爆破效果,只截取爆炸影響較大的炮孔附近裂隙擴展區(qū)域進行研究。

        模型Ⅰ~模型Ⅳ中煤巖裂隙在起爆后不同時刻的擴展狀態(tài)如圖6~圖9所示。

        圖6 模型Ⅰ不同時刻裂隙擴展狀態(tài)

        圖7 模型Ⅱ在不同時刻裂隙擴展狀態(tài)

        圖8 模型Ⅲ在不同時刻裂隙擴展狀態(tài)

        圖9 模型Ⅳ在不同時刻裂隙擴展狀態(tài)

        4 數值模擬結果分析

        4.1 爆破致裂效果分析

        從圖6~圖9可清晰地觀察出煤巖爆破后壓縮區(qū)和裂隙區(qū),理論分析與數值模擬結果是一致的。徑向裂隙衍生造成次生裂紋擴展,最后貫通成環(huán)向裂隙,形成了煤巖裂隙區(qū)。各模型的裂隙范圍理論計算值及數值模擬值見表1。

        表1 各模型裂隙范圍(單位:mm)

        由表1可見,當藥卷半徑為30 mm,不耦合系數為1.5時,壓縮區(qū)半徑大致為藥卷半徑的3倍,裂隙區(qū)半徑的范圍大致為藥卷半徑的15~30倍。

        4.2 控制孔對煤巖爆破的影響

        通過對比圖6與圖7可以看出,當一個爆破孔、無控制孔時,爆破致裂效果比較差,裂隙區(qū)主要是徑向裂隙,少量的環(huán)向裂隙僅存在壓縮區(qū)附近,伴隨徑向裂隙的不斷擴展,盡管不少次生裂紋衍生出,但它們基本沒有相互貫通。

        在一個爆破孔、有控制孔時,裂隙發(fā)育狀況有了極大改善,表現(xiàn)在環(huán)向裂隙明顯增多,裂隙區(qū)半徑的范圍也有一定程度擴大。

        根據理論分析,控制孔的存在為爆炸應力波傳播提供了自由面,由于自由面的面積有限,因此控制孔的孔壁巖體沒有出現(xiàn)剝離現(xiàn)象,控制孔的作用主要表現(xiàn)為:進一步加大爆破孔附近的裂隙區(qū)擴展。對比各個裂隙擴展圖,在有控制孔時,裂隙區(qū)半徑的范圍要明顯大于無控制孔時的半徑范圍,以模型Ⅰ、模型Ⅱ為例,由表1可見,模型Ⅱ比模型Ⅰ的裂隙半徑大近200~300 mm。

        4.3 相鄰爆破孔對煤巖爆破的影響

        通過對比圖8與圖9可知,當有兩個爆破孔時,無論有無控制孔,兩個爆破孔中,接近相鄰爆破孔的一側環(huán)向裂隙區(qū)域和整個裂隙密度都要顯著大于另一側,該現(xiàn)象說明鄰近爆破孔同樣有著導向致裂的效果。

        由表1可見,模型Ⅲ中煤巖裂隙區(qū)半徑的范圍為396.3~844.1 mm,基本與模型Ⅰ中裂隙區(qū)半徑的范圍(314.4~815.7 mm)相同,但相比低于模型Ⅱ裂隙區(qū)半徑的范圍(593.2~1129.9 mm),說明臨近爆破孔對裂隙擴展長度并無顯著的影響。

        5 結 論

        (1) 控制孔、相鄰爆破孔都有導向致裂作用,靠近控制孔或相鄰爆破孔一側裂隙區(qū)范圍,環(huán)向裂隙大小和裂隙密度均顯著高于另一側。相鄰兩爆破孔之間設置控制孔能夠幫助貫通兩個相鄰的裂隙區(qū),可明顯地改善裂隙發(fā)育效果。

        (2) 有兩個爆破孔時,無論是否有控制孔,鄰近爆破孔都會起到導向致裂作用,表現(xiàn)為增大了環(huán)向裂隙分布的范圍。然而臨近爆破孔對裂隙的擴展長度并無顯著影響。

        (3) 根據理論估算公式及數值模擬分析結果,煤巖的性質、不耦合裝藥系數以及控制孔、相鄰爆破孔等方面因素都對最終的爆破效果起著重要的作用。

        [1]李志宏.爆生氣體作用下巖石裂紋擴展機理與數值模擬[D].西安:西安理工大學,2006.

        [2]楊小林,王夢恕.爆生氣體作用下巖石裂紋的擴展機理[J].爆炸與沖擊,2001,21(2):111-116.

        [3]王 輝.爆炸荷載下巖石爆破損傷斷裂機理研究[D].西安:西安科技大學,2003.

        [4]CAMONES, Luis Arnaldo Mejía, et al. Application of the discrete element method for modeling of rock crack propagation and coalescence in the step-path failure mechanism[J]. Engineering Geology,2013,153(8):80-94. [5]LABUZ,JOSEPH F. A Study of The Fracture Process Zone in Rock (Crack Propagation,F(xiàn)racture Toughness,Acoustic Emissions,Ultrasound)[D]. State of Illinois: Northwestern University,1985.

        [6]Trivino Parra, Leonardo Fabian. Study of Blast-Induced Damage in Rock with Potential Application to Open Pit and Underground Mines[D]. Toronto: University of Toronto,2012.

        [7]Nicksiar M, Martin C D. Crack initiation stress in low porosity crystalline and sedimentary rocks[J]. Engineering Ge-ology,2013,154(28):64-76.

        [8]Chen P, Wang E, Ou J, et al. Fractal characteristics of surface crack evolution in the process of gas-containing coal extrusion[J]. International Journal of Mining Science and Technology, 2013,23(1):121-126.

        [9]衣永亮,曹 平,蒲成志等.靜載下預制裂隙類巖石材料斷裂實驗與分析[J].湖南科技大學學報(自然科學版),2010,25(1):67-71.

        [10]王文龍.鉆眼爆破[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1984.

        [11]倪小軍.深孔爆破松動半徑試驗研究[D].淮南:安徽理工大學,2009.

        2017-02-27)

        余 磊,男,湖北丹江口人,工程師,碩士,主要從事巖土工程檢測、隧道與地下工程技術研究。Email:yuleigreat@163.com。

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