提高炮采面块煤率的预裂松动延时爆破技术

张 琪，马爱娥，沈立晋

(1. 中化泉州石化有限公司，福建 泉州 362103；2. 北京航天长征飞行器研究所，北京 100076；3.北京贝拉斯科锐科技有限公司，北京 100711)

提高炮采面块煤率的预裂松动延时爆破技术

张 琪1，马爱娥2，沈立晋3

(1. 中化泉州石化有限公司，福建 泉州 362103；2. 北京航天长征飞行器研究所，北京 100076；3.北京贝拉斯科锐科技有限公司，北京 100711)

根据爆炸应力波理论和爆生气体准静态理论，分别计算出裂隙区半径、临界抵抗线，为爆破参数(孔距和孔深)的设计提供理论依据。针对陈四楼煤矿三个炮采工作面的实际情况，通过对提高炮采工作面块煤率的预裂松动延时爆破技术参数进行理论分析和现场实验，以优化爆破参数和控制爆破块度，确定了软煤体、片帮和破碎顶板条件下的合理爆破参数，块煤率提高了6%～10%，单产增加18.8%，炸药单耗降低了5%～10%，节约了生产成本，取得了良好的经济效益。

炮采面；块煤率；预裂松动爆破；延时爆破；爆破参数优化

1 工程概况

永城煤电集团公司陈四楼煤矿前期采用瞬发爆破技术开采。该技术存在的最大问题是块煤率低、炸药单耗偏高、工人劳动强度较大、一次装药分次爆破时间较长。本文利用该矿提供的基础数据，结合该矿具体的地质条件和现场生产作业条件，并在预裂松动爆破理论研究和现场实验的基础上，通过预裂松动延时爆破技术以提高炮采面块煤率。

该矿拟采用爆破新技术予以实施的共有三个工作面煤层，此煤层平均厚度约2.2 m，煤层倾角6°～10°。煤层普氏系数f=0.92，容重为1.46×103kg/m3。该矿为低瓦斯、煤尘无爆炸危险性的煤层。

因煤体内部存在着大量的微裂隙和微裂纹等缺陷。因此，可将煤体视为脆性损伤材料〔1〕。煤体在爆破时这些微裂隙和微裂纹将会扩展，甚至贯穿整个煤体，从而导致煤体的宏观力学性能发生变化，直至最终的爆裂破坏〔2〕。

在煤体爆破块度控制研究中发现，影响煤体爆破块度大小的因素有：爆破参数、装药结构、煤体和炸药自身性质等〔3-5〕。

根据现场调查，发现该矿存在的问题主要有单位体积岩石的炸药消耗量较大，爆破设计参数需要进一步优化、顶板的环境条件差、工人劳动强度较大。根据矿方要求：原有的块煤率提高6%～10%，炸药单耗要降低5%～10%，提高单产、降低成本。为此，本文提出了预裂松动延时爆破的落煤方案。

2 预裂松动延时爆破原理及参数

延时爆破能极大改善炮孔利用率，减少抛掷及其造成的破坏作用。延时爆破的优点有〔6〕：①破碎作用增大，有效控制块煤率；②减少抛掷作用和抛掷距离，爆堆集中；③降低爆破振动作用，防止对围岩的破坏；④在条件许可的情况下，可考虑实现全断面一次爆破，缩短爆破和通风时间，提高单产效率，降低工人的劳动强度。

预裂爆破成缝机理—爆炸应力波与高压气体联合作用理论得到了大多数研究者的认可。该机理是爆炸应力波由炮孔向四周传播，在孔壁及炮孔连线方向出现裂缝，随后在爆炸气体作用下，使原裂隙延伸扩大，最后形成平整的开裂面。预裂成缝形成后有两个重要作用：一是防止主爆区的破裂伸向保留区；二是减小主爆区对保留区的振动影响。因此，可有效控制煤体爆破块度，并降低了爆破振动对围岩的破坏〔6〕。根据现场实验研究，该煤矿底煤与底板岩层的粘结力较大。预裂松动爆破的目的是使煤体产生足够多的裂纹，但同时应控制药量以免煤体过度破碎。良好的预裂松动爆破效果要求：相邻炮孔间距尽量接近于两孔爆破时所形成的裂隙区半径之和。当外部作用的最小抵抗线(W)大于临界抵抗线(Wc)时，爆破体内部只产生爆炸应力波和高压气体的内部破坏作用，否则将产生爆炸应力波的外部破坏作用。

2.1 裂隙区半径的计算

(1)按爆炸应力波的作用理论计算裂隙区半径。当不耦合装药时，按爆炸应力波的作用理论，孔壁煤体中的初始压力峰值可按下式〔7〕进行估算：

(1)

式中：P2为孔壁煤体中的初始压力峰值，MPa；ρ0为装药密度，g/cm3；D1为爆速，m/s；dc为药卷直径；db为孔径，mm；n为爆轰产物与炮孔壁碰撞时反射压力为入射压力的n倍，n=8～11。

应力波应力随距离衰减的关系：

(2)

(3)

若以煤体抗拉强度ST代替σθ，则裂隙区半径RP为

(4)

式中：α为应力波衰减指数，α=2-b。

(2)按爆生气体的准静态作用理论计算裂隙区半径。通常采用静弹性力学方法来分析气体静压作用下形成应力场。当W>Wc时，因爆破破坏只限于岩体内部，故可视为气体静压产生的应力场不受自由面的影响。此时的应力场和无限体内的圆孔壁上受均匀压力产生的应力场相同。因此，岩体内的应力场常利用厚壁筒理论来考虑。

弹性力学厚壁筒理论公式计算如下：

(5)

2.2 临界抵抗线的计算

(1)按爆炸应力波理论计算Wc。在距自由面附近，由于自由面或反射波的影响，压缩主应力σ1的最高值比无自由面时的径向方向压应力σr峰值要低，但拉伸主应力σ2最高值却比无自由面时的切向方向拉应力σθ峰值要高，其比值越靠近自由面越大，越有利于煤体处于破裂的应力状态，有利于入射波产生的裂隙向自由面方向进一步扩展。

根据爆炸应力波理论，临界抵抗线可按下式估算〔7〕：

(6)

其中，

(7)

(8)

式中：R为反射系数；α为纵波入射角；β为横波反射角，反射拉伸波的反射系数为负值，计算时取其绝对值，其余符号同前。

(2)按爆生气体准静态理论计算Wc〔7〕:

(9)

式中：k为与煤体构造特征有关的系数，k=1.4～2.0，无裂隙整块煤体取下限，裂隙煤体取上限，其余符号同前。

在实际爆破参数设计中，可按不同计算方法所得结果取加权平均；其加权平均值仅作为爆破参数设计时参考。在实际的爆破工程中，需要通过改变不耦合系数、炸药单耗、爆破参数和填塞条件等参数进行模拟爆破实验，对爆破后的块度进行筛分统计，以优化爆破参数和实现对爆破块度的控制和预测〔8-10〕。

2.3 孔距和孔深的计算

初始条件：煤的容重ρm=1.46 g/cm3，纵波速度cp=1 200 m/s，泊松比ν=0.3，抗拉强度ST=1～3 MPa；采用煤矿许用硝铵炸药的密度ρ0=1.0 g/cm3，装药直径rc=32 mm，炮孔直径rb=42 mm，爆压P=2 822.4 MPa。

为简化计算，按标准松动爆破漏斗计算入射波入射(α=45°)到漏斗边缘处产生反射横波的反射角β为

由式(7)可计算得反射系数R=-0.44。

由上述式(1)～式(9)计算得到的裂隙区半径和临界抵抗线如表1所示。

表1 裂隙区半径和临界抵抗线计算结果

附注：孔距*为裂隙区半径的2倍。

3 爆破设计

3.1 模拟爆破块度的分布与控制

试件制作：正方形大理石试件作为爆破块度分布模拟实验对象。在岩样四周和底部涂上一层黄油，再用5块8 mm厚的铁板夹制，并用螺栓固定。

实验共采用5组不耦合装药系数k，分别为1.0(耦合装药)、1.33、1.67、2.0和2.67。根据大量实验结果，要使得所有试件均达到破碎的目的，最终选择药量为5 g。炸药的装药中心在试件的几何中心，炮孔没有装药的其他部分全部填塞。

布孔参数：采用双孔爆破实验，孔径为6 mm、深度为100 mm、孔距为50 mm，炮孔布置在岩样距侧面50 mm处，并在布孔一侧的孔深高度将夹板去掉，形成与台阶爆破条件相似的条件，每孔装药0.3 g DDNP，用引火药头引爆。

试件在炸药爆炸后收集碎块，将5 mm块度作为一级筛分统计，按重量统计筛下累计的百分比，然后按照G-G-S和R-R分布方程进行回归分析。结果表明G-G-S分布的相关性比R-R分布要好。

实验的结果表明：不耦合装药爆炸后对岩石的损伤以及岩石试块的破碎程度明显优于耦合无填塞装药，从而说明了爆炸生成的气体在岩石的损伤和破坏过程中起到了关键作用。

3.2 炮孔布置与角度

根据采面的煤层及采高条件，原则上采用三角形(梅花形)布置。但当采高在1.6～2.0 m时，煤质较为松软时采用单排三角形布置，煤质中等坚硬时采用双排三角形布置；当采高小于1.0 m时，采用单排三角形布置。

合理的炮孔角度与孔距直接影响爆破效果。通过实验及上述理论计算结果表明：当孔距在1.5～2.0 m之间，且炮孔水平夹角为75°左右时，爆破块度较均匀、爆堆集中并且较为松散，爆破效果比较好。但是，在煤层松软或煤壁片帮严重时，此时应相应增大孔距。炮孔向下的俯角一般不宜超过10°。

3.3 炸药单耗及装药量计算

炸药单耗可按下式估算：

(10)

式中：ρm为煤的容重；f为煤体普氏系数。经计算，q=0.15 kg/m3。

根据本工程炮采工作面的不同地质条件，取单位炸药消耗量为0.10～0.15 g/m3。

炮孔装药量计算可按下式估算：

(11)

式中：Q为单孔装药量；q为炸药单耗；A为一次爆破工作面长度，本工程取10～15 m；H为煤层厚度，本工程煤层平均厚度2.2 m；L为孔深；n为爆破长度上的炮孔个数，取n=18～25。经计算，Q=114～238 g。

另外，为了改善爆破效果，适当加大延时段别为MS1的炮孔装药量，减小延时段别为MS5的炮孔装药量。炮孔的参数设计及单孔装药量如表2所示。

表2 爆破参数

注：1.第1段炮孔装药量增加100 g；2.孔距在煤层较硬和采高大时取小值，否则取大值。

3.4 间隔时间与起爆方式的选择

采用三角形布置进行斜切起爆(见图1)，单排孔采用顺序起爆，合理的间隔时间为25 ms。

图1 起爆顺序Fig.1 Initiation sequence

起爆方式的选择应使后期起爆能充分利用前期起爆能所形成的自由面。起爆方式选择的合理与否，是影响延时爆破效果的关键因素之一。

3.5 一次起爆长度

根据计算，本工程一次起爆的最大药量应为14.4 kg。按照0.5 kg/m装药量考虑，一次允许起爆的长度为28 m。因本工程炮采工作面顶板围岩条件较差，按雷管段位MS1～MS5段依次起爆，一次爆破炮孔数为18～25个，约5.4～7.5 kg炸药。因此，最终确定一次起爆的最大长度为10～15 m，符合一般中小型输送机允许的一次起爆能力为10～20 m。

采用正向连续装药的结构，每孔都必须填塞水炮泥(填塞长度不少于0.4 m)。

4 爆破效果

通过爆破参数的优化设计、填塞质量的提高、炸药单耗的降低等技术措施，有效提高了炮采工作面块煤率达到10%左右、产量增加了18.8%，炸药单耗降低5%～10%。预裂松动延时爆破技术的应用大大减低了爆破振动效应，改善了顶板安全状况，创造了安全的作业环境。

5 结论

(1)预裂松动延时爆破新技术在陈四楼煤矿的成功实施，大大提高了炮采面的块煤率，炸药单耗降低了5%～10%，节约了生产成本。

(2)炮采工作面采用延时爆破新技术，炮采工作面的单产增加了18.8%，起到减员增效的目的。

(3)预裂松动延时爆破新技术的应用显著降低了爆破振动效应；减少了抛掷作用和抛掷距离，爆堆相对集中；防止崩倒支架或损坏其他设备，改善了作业环境。

〔1〕 谢和平. 岩石混凝土损伤力学[M]. 北京：中国矿业大学出版社，1990：101-108.

XIE He-ping.Damage mechanics in rock and concrete[M].Beijing:China University of Mining and Technology Press,1990：101-108.

〔2〕 黄筑平，杨黎明，潘客麟. 材料的动态损伤和失效[J]. 力学进展，1993，23(4):433-467.

HUANG Zhu-ping, YANG Li-ming, PAN Ke-lin. Dynamic damage and failure of materials [J]. Advances in Mechanics, 1993, 23(4):433-467.

〔3〕 沈立晋，汪扬，杨小林. 提高炮采工作面块碳率的微差爆破技术及安全措施[J]. 矿冶， 2004，13(2):6-9.

SHEN Li-jin, WANG Yang, YANG Xiao-lin. Millisecond blasting technology used to raise lump coal ratio of coal face and safety measures [J].Mining & Metallurgy, 2004,13(2):6-9.

〔4〕 陈秋宇，黄文尧，袁胜芳，等. 煤矿深孔预裂爆破技术应用研究[J].工程爆破， 2011，17(2):37-39.

CHEN Qiu-yu, HUANG Wen-yao, YUAN Sheng-fang, et al. Research on application of deep-hole presplitting blasting technology in the coal mine[J]. Engineering Blasting, 2011,17(2):37-39.

〔5〕 汪海波，贾虎，徐颖，等. 综采面硬岩深孔松动致裂爆破技术实验研究[J].工程爆破，2015，21(3):23-25.

WANG Hai-bo, JIA Hu, XU Ying, et al. Experimental research on deep hole loose and rupture blasting technology in hard rock of fully mechanized working face[J]. Engineering Blasting, 2015,21(3):23-25.

〔6〕 汪旭光. 爆破手册[M]. 北京: 冶金工业出版社， 2010：178-185.

WANG Xu-guang. Handbook of blasting [M]. Beijing: Metallurgical Industry Press, 2010：178-185.

〔7〕 王文龙. 钻眼爆破[M]. 北京: 煤炭工业出版社，1984.

WANG Wen-long. Drilling and blasting [M]. Beijing: China Coal Industry Publishing House,1984.

〔8〕 李全胜. 大峰露天矿中槽采区提高块煤率的爆破方法探讨[J]. 露天采矿技术，2005，31(2)：10-12.

LI Quan-sheng. Discussion on blasting method to improve the lump coal rate of middle slot area in Dafeng mining[J].Opencast Mining Technology，2005，31(2)：10-12.

〔9〕 邱凌. 预裂松动爆破在既有线扩堑中的应用[J]. 西部探矿工程，2004(12)：122-123.

QIU Ling. Application of pre-splitting loose blasting in existent line' s extending trench[J]. West-China Exploration Engineering，2004(12)：122-123.

〔10〕 王有俊，崔立和. 提高块煤率的技术方案研究[J]. 辽宁工程技术大学学报，2007，26(2):18-20.

WANG You-jun，CUI Li-he. Technique study for increasing lump coal rate[J]. Journal of Liaoning Technical University，2007，26(2):18-20.

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

张琪(1965-)，男，本科，工程师，从事工程建设管理与施工。E-mail：zhangqi12@ sinochem.com

TD235

A

10.3969/j.issn.1006-7051.2016.06.017