多层煤-岩介质中扇形深孔爆破应力场特性

D0L:10.13374/.issn1001-053x.2012.06.005 第34卷第6期 北京科技大学学报 Vol.34 No.6 2012年6月 Journal of University of Science and Technology Beijing Jun.2012 多层煤一岩介质中扇形深孔爆破应力场特性 龚敏四王楚涵王华 北京科技大学土木与环境工程学院，北京100083 通信作者，E-mail:gongmusth@163.com 摘要在大量现场实验基础上选择有代表意义的实际工程为背景，利用三维数值模拟方法，建立了较合理的煤一岩介质穿 层爆破计算模型，获得不同位置抽放孔有效应力随时间的变化规律，分别探讨了各特定位置有效应力随距离增加而衰减的差 异.计算结果表明：在计算模型条件下，复合介质孔口煤层和孔底煤层中爆破击穿范围分别为1.4和1.8m:孔底由于受应力 波的叠加和反射双重作用影响，在相同距离时孔底有效应力平均值较孔口大73%：煤一岩复合介质中煤层爆破效果优于单煤 层爆破效果，在同等情况下，复合介质煤层中孔口处有效应力极值较单煤层增加17%~42%，孔底增加6%~24%. 关键词煤矿：爆破：应力分析：数值方法 分类号TD235.47 Blasting stress characteristics of fan-pattern holes in coal-rock media GONG Min,WANG Chu-han,WANG Hua School of Civil and Environmental Engineering,University of Science and Technology Beijing,Beijing 100083,China Corresponding author,E-mail:gongmusth@163.com ABSTRACT Based on a lot of mining experiments,a representative blasting engineering was studied by three-dimensional numerical simulation.A numerical computational model of coal-rock media was constructed for the through strata blasting.Effective stress chan- ges at different locations with time were acquired,and the difference in the decrease of effective stress with increasing distance was ana- lyzed in different gas draining holes.Numerical simulation results show that the maximum radius of the area ruptured is up to 1.4 and 1.8 m for the top and bottom of the hole in the multi-media,respectively.The average value of effective stress in the bottom of the hole is 73%higher than that in the top at the same distance due to stress wave interference and reflection in the bottom of the hole.The blasting effect for a coal seam in the multi-media is better than that in a single coal seam.Under the same condition,the maximum val- ue of the effective stress at the top and bottom of the hole in the multi-media is 17%to 42%and 6%to 24%higher than that in a sin- gle coal seam,respectively. KEY WORDS coal mines;blasting:stress analysis;numerical methods 煤层深孔预裂爆破在瓦斯灾害治理中得到了广 两个作用：控制裂隙发展的主方向：爆破后作为抽放 泛的应用，对其研究也渐成热点.目前研究主要集 瓦斯的钻孔.近年来，在石门揭煤及岩巷穿层局部 中在爆破工艺的具体应用)，较深入的理论探讨 防突工作中较多地使用了深孔爆破，它较上述 较少.有学者分析了二维模型双孔同时起爆的应力 本层爆破的情况更为复杂：炮孔穿过的区间可能岩一 波和裂纹发展日，模拟爆破与非爆破条件下瓦斯压 煤一岩一煤介质交替出现；其次，爆破孔与抽放孔不 力、瓦斯压力梯度和流动矢量情况日，以及松软煤 是平行而是扇形布置.目前针对穿层爆破不同特点 层深孔爆破时力学特性以及爆破相邻抽放孔的作用 进行理论研究的相关文献很少.对其爆破作用进行 等.这些主要针对的是本煤层抽放，爆破孔与相 探讨，无论实际应用还是理论研究，都有很重要的研 邻孔为平行的简单布置.其特点是爆破孔两侧布置 究价值。 2个或多个相同深度空孔（即抽放孔），这些空孔起 本文在20多个煤矿实验基础上2.6,10，以具 收稿日期：201104-01

第 34 卷 第 6 期 2012 年 6 月 北京科技大学学报 Journal of University of Science and Technology Beijing Vol． 34 No． 6 Jun． 2012 多层煤--岩介质中扇形深孔爆破应力场特性 龚 敏 王楚涵 王 华 北京科技大学土木与环境工程学院，北京 100083 通信作者，E-mail: gongmustb@ 163． com 摘 要 在大量现场实验基础上选择有代表意义的实际工程为背景，利用三维数值模拟方法，建立了较合理的煤--岩介质穿 层爆破计算模型，获得不同位置抽放孔有效应力随时间的变化规律，分别探讨了各特定位置有效应力随距离增加而衰减的差 异． 计算结果表明: 在计算模型条件下，复合介质孔口煤层和孔底煤层中爆破击穿范围分别为 1. 4 和 1. 8 m; 孔底由于受应力 波的叠加和反射双重作用影响，在相同距离时孔底有效应力平均值较孔口大 73% ; 煤--岩复合介质中煤层爆破效果优于单煤 层爆破效果，在同等情况下，复合介质煤层中孔口处有效应力极值较单煤层增加 17% ～ 42% ，孔底增加 6% ～ 24% ． 关键词 煤矿; 爆破; 应力分析; 数值方法 分类号 TD235. 4 + 7 Blasting stress characteristics of fan-pattern holes in coal-rock media GONG Min ，WANG Chu-han，WANG Hua School of Civil and Environmental Engineering，University of Science and Technology Beijing，Beijing 100083，China Corresponding author，E-mail: gongmustb@ 163． com ABSTRACT Based on a lot of mining experiments，a representative blasting engineering was studied by three-dimensional numerical simulation． A numerical computational model of coal-rock media was constructed for the through strata blasting． Effective stress chan￾ges at different locations with time were acquired，and the difference in the decrease of effective stress with increasing distance was ana￾lyzed in different gas draining holes． Numerical simulation results show that the maximum radius of the area ruptured is up to 1. 4 and 1. 8 m for the top and bottom of the hole in the multi-media，respectively． The average value of effective stress in the bottom of the hole is 73% higher than that in the top at the same distance due to stress wave interference and reflection in the bottom of the hole． The blasting effect for a coal seam in the multi-media is better than that in a single coal seam． Under the same condition，the maximum val￾ue of the effective stress at the top and bottom of the hole in the multi-media is 17% to 42% and 6% to 24% higher than that in a sin￾gle coal seam，respectively． KEY WORDS coal mines; blasting; stress analysis; numerical methods 收稿日期: 2011--04--01 煤层深孔预裂爆破在瓦斯灾害治理中得到了广 泛的应用，对其研究也渐成热点． 目前研究主要集 中在爆破工艺的具体应用［1--3］，较深入的理论探讨 较少． 有学者分析了二维模型双孔同时起爆的应力 波和裂纹发展［4］，模拟爆破与非爆破条件下瓦斯压 力、瓦斯压力梯度和流动矢量情况［5］，以及松软煤 层深孔爆破时力学特性以及爆破相邻抽放孔的作用 等［6--7］． 这些主要针对的是本煤层抽放，爆破孔与相 邻孔为平行的简单布置． 其特点是爆破孔两侧布置 2 个或多个相同深度空孔( 即抽放孔) ，这些空孔起 两个作用: 控制裂隙发展的主方向; 爆破后作为抽放 瓦斯的钻孔． 近年来，在石门揭煤及岩巷穿层局部 防突工作中较多地使用了深孔爆破［8--9］，它较上述 本层爆破的情况更为复杂: 炮孔穿过的区间可能岩-- 煤--岩--煤介质交替出现; 其次，爆破孔与抽放孔不 是平行而是扇形布置． 目前针对穿层爆破不同特点 进行理论研究的相关文献很少． 对其爆破作用进行 探讨，无论实际应用还是理论研究，都有很重要的研 究价值． 本文在 20 多个煤矿实验基础上［2，6--7，10--11］，以具 DOI:10.13374/j.issn1001-053x.2012.06.005

第6期 龚敏等：多层煤一岩介质中扇形深孔爆破应力场特性 ·615· 有普遍意义的某矿实际工程为背景，利用爆破理论 及动态数值模拟方法，针对岩巷穿层深孔爆破中常 见的爆破孔与相邻抽放孔的不同位置关系、爆破 时不同介质的受力状况进行分析.主要研究如下 煤层 问题：在穿层深孔爆破条件下，合理而较准确的建 模方法：装药段不同位置应力的分布及传播特性， 煤层 1 与爆破孔不同角度抽放孔在孔口及孔底应力场的 2”爆破孔 对比；煤一岩介质条件下应力场与全煤介质爆破时 4 的比较 1布孔设计与建模 1.1布孔设计 实验矿+700m水平C15底抽巷2号石门处煤 图2爆破孔和抽放钻孔布置平面图 层变化复杂，煤层从2号石门处与巷道近似垂交后 Fig.2 Plan layout for blasting and draining holes 变为与巷道轴向平行，产生约90°扭转.导致瓦斯压 与ALE空间利用流固耦合实现计算. 力急剧增大，在石门附近钻孔时多次发生喷孔、顶钻 建模尺寸与井下爆破实验地点煤、岩赋存及爆 现象，经钻探查明煤层共2~3层，其间为炭质泥岩， 破设计相同，模型长13.48m,宽7.5m,高1m,沿炮 需对此处煤层爆破消突 孔轴线方向依次为3m的煤层、3m的岩石层和1.5 根据现场实测，爆破孔在穿越岩柱后再穿煤一 m煤层（图3），采用solid164单元.网格的局部加密 岩-煤层，各层长度分别为10、3、3和1.5m.与爆破 通过过渡网格实现，孔壁周围的网格尺寸接近于炸 孔呈扇形布置的是抽放孔，为便于比较不同孔口、孔 药单元，然后逐渐过渡到外层的大尺寸单元.爆破 底距的应力变化，设计1、4和5号抽放孔与爆破孔 孔内的炸药单元尺寸为0.016m×0.008m×0.007 方位角分别为10°、13°和16°，所有孔均在一个平面 m,长宽比为2；与炸药共节点的孔壁单元尺寸为 上.根据四个孔的空间关系，确定对三个抽放孔的 0.02m×0.01m×0.016m,长宽比为2，然后逐渐过 孔口最小抵抗线为1.90、2.92和5.41m,孔底最小 渡到0.16m×0.15m×0.14m,长宽比约为1.过渡 抵抗线分别为3.22、4.64和8.77m.炮孔、抽放空 网格之外的部分用扫略方法进行网格划分，扫略形 孔的距离关系如图1和2所示.采用孔口起爆 成的网格单元数为234858 方式 2”爆被孔 2石门 +700mC15底抽巷 图3计算模型图 Fig.3 Computation model 图1爆破孔和抽放孔位置三维视图 Fig.I Three-dimensional view for the layout of blasting and draining 煤岩层均采用LS-DYNA中的弹塑性硬化本构 holes 模型(MAT_PLASTIC_KINEMATIC).此模型中切线 1.2建模 模量是双线性材料达到屈服强度后的硬化模量，为 利用通用动力分析软件LS-DYNA3D回进行数 达到屈服强度后的应力一应变比.模型考虑了材料 值模拟计算.采用可以解决大变形问题的ALE算 的强化效应（随动强化与各向同性强化）和随应变 法，优点是兼具拉格朗日方法和欧拉方法的特长. 率变化而强化的特性，模型本身带有失效应变.此 将煤层和岩层建为拉格朗日空间，煤层与岩层之间 外，通过添加MAT_ADD_EROSION关键字来定义材 采用共节点连接.炸药与空气建为ALE空间，炸药 料的受压破坏，即当材料达到抗压强度后，单元失效 与空气之间采用共节点连接.最后将拉格朗日空间 被删除

第 6 期 龚 敏等: 多层煤--岩介质中扇形深孔爆破应力场特性 有普遍意义的某矿实际工程为背景，利用爆破理论 及动态数值模拟方法，针对岩巷穿层深孔爆破中常 见的爆破孔与相邻抽放孔的不同位置关系、爆破 时不同介质的受力状况进行分析． 主要研究如下 问题: 在穿层深孔爆破条件下，合理而较准确的建 模方法; 装药段不同位置应力的分布及传播特性， 与爆破孔不同角度抽放孔在孔口及孔底应力场的 对比; 煤--岩介质条件下应力场与全煤介质爆破时 的比较． 1 布孔设计与建模 1. 1 布孔设计 实验矿 + 700 m 水平 C15 底抽巷 2 号石门处煤 层变化复杂，煤层从 2 号石门处与巷道近似垂交后 变为与巷道轴向平行，产生约 90°扭转． 导致瓦斯压 力急剧增大，在石门附近钻孔时多次发生喷孔、顶钻 现象，经钻探查明煤层共 2 ～ 3 层，其间为炭质泥岩， 需对此处煤层爆破消突． 根据现场实测，爆破孔在穿越岩柱后再穿煤-- 岩--煤层，各层长度分别为 10、3、3 和 1. 5 m． 与爆破 孔呈扇形布置的是抽放孔，为便于比较不同孔口、孔 底距的应力变化，设计 1、4 和 5 号抽放孔与爆破孔 方位角分别为 10°、13°和 16°，所有孔均在一个平面 上． 根据四个孔的空间关系，确定对三个抽放孔的 孔口最小抵抗线为 1. 90、2. 92 和 5. 41 m，孔底最小 抵抗线分别为 3. 22、4. 64 和 8. 77 m． 炮孔、抽放空 孔的距 离 关 系 如 图 1 和 2 所 示． 采 用 孔 口 起 爆 方式． 图 1 爆破孔和抽放孔位置三维视图 Fig． 1 Three-dimensional view for the layout of blasting and draining holes 1. 2 建模 利用通用动力分析软件 LS--DYNA3D［12］进行数 值模拟计算． 采用可以解决大变形问题的 ALE 算 法，优点是兼具拉格朗日方法和欧拉方法的特长． 将煤层和岩层建为拉格朗日空间，煤层与岩层之间 采用共节点连接． 炸药与空气建为 ALE 空间，炸药 与空气之间采用共节点连接． 最后将拉格朗日空间 图 2 爆破孔和抽放钻孔布置平面图 Fig． 2 Plan layout for blasting and draining holes 与 ALE 空间利用流固耦合实现计算． 建模尺寸与井下爆破实验地点煤、岩赋存及爆 破设计相同，模型长 13. 48 m，宽 7. 5 m，高 1 m，沿炮 孔轴线方向依次为 3 m 的煤层、3 m 的岩石层和 1. 5 m 煤层( 图 3) ，采用 solid164 单元． 网格的局部加密 通过过渡网格实现，孔壁周围的网格尺寸接近于炸 药单元，然后逐渐过渡到外层的大尺寸单元． 爆破 孔内的炸药单元尺寸为 0. 016 m × 0. 008 m × 0. 007 m，长宽比为 2; 与炸药共节点的孔壁单元尺寸为 0. 02 m × 0. 01 m × 0. 016 m，长宽比为 2，然后逐渐过 渡到 0. 16 m × 0. 15 m × 0. 14 m，长宽比约为 1． 过渡 网格之外的部分用扫略方法进行网格划分，扫略形 成的网格单元数为 234 858． 图 3 计算模型图 Fig． 3 Computation model 煤岩层均采用 LS--DYNA 中的弹塑性硬化本构 模型( MAT_PLASTIC_KINEMATIC) ． 此模型中切线 模量是双线性材料达到屈服强度后的硬化模量，为 达到屈服强度后的应力--应变比． 模型考虑了材料 的强化效应( 随动强化与各向同性强化) 和随应变 率变化而强化的特性，模型本身带有失效应变． 此 外，通过添加 MAT_ADD_EROSION 关键字来定义材 料的受压破坏，即当材料达到抗压强度后，单元失效 被删除． ·615·

616· 北京科技大学学报 第34卷 炸药采用LS-DYNA的高能材料模型(MAT_ 合方法获得：利用“K方程计算P、M程序”得到中间 HIGH_EXPLOSIVE_BURN)模拟炸药的爆轰过程， 参数M,再求得P-M数值列，带入拟合软件得到A、 程序采用JWL圆方程作为炸药状态方程.利用此 B、R,、R,和w五个参数 方程进行计算前，需己知公式中与材料性质相关的 表1是拟合计算的参数值。表中炸药密度P爆速 五个常数，即A、B、R,、R2和w.它在计算时利用拟 D以及与爆热成正比的一个常量E。由实测而得. 表1炸药参数及计算参数表 Table 1 Parameters of the explosive and numerical simulation 密度，P/(kgm3) 爆速，D/(ms1) A/GPa B/GPa R2 Eo/GPa 900 3200 0.2062 3.9497 2.4816 7.0252 0.0693 4.192 空气材料采用NUL材料模型表达，其压力采 距为1m,4、5和6点在岩层中，其中4和6点位于 用线性多项式状态方程描述： 煤/岩交界点.岩层中两点之间距离1.5m,位于煤 P=Co +Cu+Cau2+Cu+(Ca+Csu+Cou2)E. 层的6、7和8点之间的距离为0.75m.各分层中的 式中：p为爆轰压力；E为单位体积内能；u=1/W- 点平均分布. 1,V为相对体积. 2.2计算结果 空气密度p=1.2929kgm-3,E=2.533×10J· 根据上述建模，输入相关参数后进行计算，得到 m3,Co=C,=C2=C3=C6=0,C4=C=0.4. 煤岩复合介质爆破后的有效应力动态变化过程，其 建模时煤岩力学参数的获取全部来自现场实 典型时刻三维时程云图如图4所示（云图中有效应 测，参数值如表2所示 力单位为Pa,t,~t,为炸药起爆后不同时间) 表2现场煤岩力学参数表 2.3爆破孔轴线方向不同介质的破坏范围 Table 2 Mechanical parameters in coal-rock media from the mine 扇形深孔爆破设计的一个难题是确定炮孔与相 密度/ 杨氏 屈服 切线 试样 邻抽放孔孔口距和孔底距的临界值，以保证爆破时 (kg°m3)模量/CPa 泊松比 强度/MPa模量/MPa 孔口不被击穿，孔底有爆破效果 煤 1420.0 7 0.40 5.5 0.54 为利用DYNA计算其临界破坏值，本文在程序 岩 2.6 96 0.24 35.0 5.40 K文件(DYNA求解器通过K文件将节点、单元类 型、材料性质和荷载信息等读入计算机进行计算) 2计算分析 设置单元体破坏准则进行数值模拟，即当单元所受 2.1计算节点选取 应力超出设定破坏强度上限后，该单元被删除.图5 为比较不同介质中爆破作用效果，将抽放孔沿 是经计算得到的爆破孔沿药包轴线的破坏范围.从 长度方向划为七个部分，1、2、3和4点位于煤层，间 图可知，在距孔口最近的煤层径向破坏范围为1.40 b 图4穿层深孔爆破三维有效应力云图.(a)t1=1.0ms:(b)2=1.5ms:(c)=2.0ms:(d)4=3.0ms Fig.4 Three-dimensional contours of effective stress induced by the through strata deep-hole blasting:(a)t =1.0ms:(b)=1.5 ms:(c)t= 2.0ms:(d)t4=3.0ms

北 京 科 技 大 学 学 报 第 34 卷 炸药采用 LS--DYNA 的高能材料模型( MAT_ HIGH_EXPLOSIVE_BURN) 模拟炸药的爆轰过程， 程序采用 JWL ［13］方程作为炸药状态方程． 利用此 方程进行计算前，需已知公式中与材料性质相关的 五个常数，即 A、B、R1、R2和 ω． 它在计算时利用拟 合方法获得: 利用“K 方程计算 P、M 程序”得到中间 参数 M，再求得 P--M 数值列，带入拟合软件得到 A、 B、R1、R2和 ω 五个参数． 表1 是拟合计算的参数值． 表中炸药密度 P、爆速 D 以及与爆热成正比的一个常量 E0由实测而得． 表 1 炸药参数及计算参数表 Table 1 Parameters of the explosive and numerical simulation 密度，P /( kg·m － 3 ) 爆速，D/( m·s － 1 ) A /GPa B/GPa R1 R2 ω E0 / GPa 900 3 200 0. 206 2 3. 949 7 2. 481 6 7. 025 2 0. 069 3 4. 192 空气材料采用 NULL 材料模型表达，其压力采 用线性多项式状态方程描述: p = C0 + C1 u + C2 u2 + C3 u3 + ( C4 + C5 u + C6 u2 ) E． 式中: p 为爆轰压力; E 为单位体积内能; u = 1 /V － 1，V 为相对体积． 空气密度 ρ = 1. 2929 kg·m － 3 ，E = 2. 533 × 105 J· m － 3 ，C0 = C1 = C2 = C3 = C6 = 0，C4 = C5 = 0. 4． 建模时煤岩力学参数的获取全部来自现场实 图 4 穿层深孔爆破三维有效应力云图． ( a) t1 = 1. 0 ms; ( b) t2 = 1. 5 ms; ( c) t3 = 2. 0 ms; ( d) t4 = 3. 0 ms Fig． 4 Three-dimensional contours of effective stress induced by the through strata deep-hole blasting: ( a) t1 = 1. 0 ms; ( b) t2 = 1. 5 ms; ( c) t3 = 2. 0 ms; ( d) t4 = 3. 0 ms 测，参数值如表 2 所示． 表 2 现场煤岩力学参数表 Table 2 Mechanical parameters in coal-rock media from the mine 试样 密度/ ( kg·m － 3 ) 杨氏 模量/GPa 泊松比 屈服 强度/MPa 切线 模量/MPa 煤 1 420. 0 7 0. 40 5. 5 0. 54 岩 2. 6 96 0. 24 35. 0 5. 40 2 计算分析 2. 1 计算节点选取 为比较不同介质中爆破作用效果，将抽放孔沿 长度方向划为七个部分，1、2、3 和 4 点位于煤层，间 距为 1 m，4、5 和 6 点在岩层中，其中 4 和 6 点位于 煤/岩交界点． 岩层中两点之间距离 1. 5 m，位于煤 层的 6、7 和 8 点之间的距离为 0. 75 m． 各分层中的 点平均分布． 2. 2 计算结果 根据上述建模，输入相关参数后进行计算，得到 煤岩复合介质爆破后的有效应力动态变化过程，其 典型时刻三维时程云图如图 4 所示( 云图中有效应 力单位为 Pa，t1 ～ t4为炸药起爆后不同时间) ． 2. 3 爆破孔轴线方向不同介质的破坏范围 扇形深孔爆破设计的一个难题是确定炮孔与相 邻抽放孔孔口距和孔底距的临界值，以保证爆破时 孔口不被击穿，孔底有爆破效果． 为利用 DYNA 计算其临界破坏值，本文在程序 K 文件( DYNA 求解器通过 K 文件将节点、单元类 型、材料性质和荷载信息等读入计算机进行计算) 设置单元体破坏准则进行数值模拟，即当单元所受 应力超出设定破坏强度上限后，该单元被删除． 图 5 是经计算得到的爆破孔沿药包轴线的破坏范围． 从 图可知，在距孔口最近的煤层径向破坏范围为 1. 40 ·616·

第6期 龚敏等：多层煤一岩介质中扇形深孔爆破应力场特性 ·617· m左右，而在岩石段，爆破造成的破坏范围为0.8m. 14 爆破进入孔底煤段时，径向破碎距离大部分为1.4 -一1号孔 -一4 m以下，在底部达1.8m. 10 -5号孔 1.8 6 1.6 14 1.2 1.0 20004000600800010000 时间μs 0.6 图6抽放孔孔口处有效应力随时间变化的对比 0.4 Fig.6 Comparison of effective stresstime change at the top of three 01 2345678 draining holes 炮孔轴可距高m 图5爆破孔轴线上不同位置径向破坏范围 子 Fig.5 Radial range crushed of different places along the blasting -一1号孔 hole axis in coal-rock media -一4号孔 -4-5号孔 从计算结果分析：在孔口只要爆破孔与相邻抽 放孔的孔口距不小于1.4m,即不会被击穿；在孔 底，由于应力波反射和锥形波高强度叠加的双重作 用，爆破击穿的距离为1.8m.对于不同介质的破坏 20X00 4(0)60008000 范围，岩石的破坏强度为35MPa,煤层的抗压强度 时间s 为5.4MPa,所以煤层破坏范围较大. 图7抽放孔孔底处有效应力随时间变化的对比 2.4有效应力变化 Fig.7 Comparison of effective stress-ime change at the bottom of 2.4.1不同距离抽放孔有效应力随时间变化对比 three draining holes 爆破孔距三个空孔的最小抵抗线分别为1.90、 底有效应力极值较孔口反而大，因此研究煤层中不 2.92和5.41m.图6是三个抽放孔孔口处的有效应 同有效应力随距离变化必须将孔口与孔底分开讨 力随时间变化图.由于应力波传至三个抽放孔孔口 论.图8为拟合的孔口、孔底有效应力随炮孔与抽 位置有先后，为便于比较，图中X坐标的计时起始 放孔距离变化曲线.从图8可知，在距炮孔相同距 点均以应力波传至三个孔口点为零时刻. 离各位置点，孔底有效应力均高于孔口相对应点，这 从图6可知，爆破应力场在距炮孔最近的1号 也是孔口起爆应力场的重要特点. 孔孔口作用较其他2孔强烈.在起爆4.5ms以前 4、5号孔应力下降明显.1、4和5号孔的孔口有效 应力最大值分别为13.33、10.33和7.63MPa,4号、 5号孔有效应力极值较1号孔下降了23%和43%， 而在其传播4.5ms后随着应力波的衰减，三个孔的 、孔底 有效应力均大幅下降，且变化量趋于一致.图7是 孔口 6 爆破后三个抽放孔孔底有效应力随时间变化图.1、 4和5号孔孔底有效应力最大值计算结果为23.87、 头 234567891011 臣离/m 7.99和5.18MPa,4号孔、5号孔较1号孔下降67% 和78%. 图8孔口与孔底有效应力随距离变化的拟合曲线 Fig.8 Fitting curves between effective stress and distance for the 2.4.2扇形抽放孔孔口、孔底有效应力随距离变化 bottom and top of the holes 的不同特点 一般情况下，距炮孔距离越远，应力越小.但 为了进一步量化比较，在图8中孔口、孔底分别 是，在穿层爆破中，由于孔底受煤层与岩层引起应力 取与炮孔距离相同四个点(x=3.2,4.5,5.4,6.9m) 波反射和孔口起爆后的锥形波叠加作用，1号孔孔 有效应力进行对比，经计算发现四个点的孔底较孔

第 6 期 龚 敏等: 多层煤--岩介质中扇形深孔爆破应力场特性 m 左右，而在岩石段，爆破造成的破坏范围为 0. 8 m． 爆破进入孔底煤段时，径向破碎距离大部分为 1. 4 m 以下，在底部达 1. 8 m． 图 5 爆破孔轴线上不同位置径向破坏范围 Fig． 5 Radial range crushed of different places along the blasting hole axis in coal-rock media 从计算结果分析: 在孔口只要爆破孔与相邻抽 放孔的孔口距不小于 1. 4 m，即不会被击穿; 在孔 底，由于应力波反射和锥形波高强度叠加的双重作 用，爆破击穿的距离为 1. 8 m． 对于不同介质的破坏 范围，岩石的破坏强度为 35 MPa，煤层的抗压强度 为 5. 4 MPa，所以煤层破坏范围较大． 2. 4 有效应力变化 2. 4. 1 不同距离抽放孔有效应力随时间变化对比 爆破孔距三个空孔的最小抵抗线分别为 1. 90、 2. 92 和 5. 41 m． 图 6 是三个抽放孔孔口处的有效应 力随时间变化图． 由于应力波传至三个抽放孔孔口 位置有先后，为便于比较，图中 X 坐标的计时起始 点均以应力波传至三个孔口点为零时刻． 从图 6 可知，爆破应力场在距炮孔最近的 1 号 孔孔口作用较其他 2 孔强烈． 在起爆 4. 5 ms 以前 4、5 号孔应力下降明显． 1、4 和 5 号孔的孔口有效 应力最大值分别为 13. 33、10. 33 和 7. 63 MPa，4 号、 5 号孔有效应力极值较 1 号孔下降了 23% 和 43% ， 而在其传播 4. 5 ms 后随着应力波的衰减，三个孔的 有效应力均大幅下降，且变化量趋于一致． 图 7 是 爆破后三个抽放孔孔底有效应力随时间变化图． 1、 4 和 5 号孔孔底有效应力最大值计算结果为 23. 87、 7. 99 和 5. 18 MPa，4 号孔、5 号孔较 1 号孔下降 67% 和 78% ． 2. 4. 2 扇形抽放孔孔口、孔底有效应力随距离变化 的不同特点 一般情况下，距炮孔距离越远，应力越小． 但 是，在穿层爆破中，由于孔底受煤层与岩层引起应力 波反射和孔口起爆后的锥形波叠加作用，1 号孔孔 图 6 抽放孔孔口处有效应力随时间变化的对比 Fig． 6 Comparison of effective stress-time change at the top of three draining holes 图 7 抽放孔孔底处有效应力随时间变化的对比 Fig． 7 Comparison of effective stress-time change at the bottom of three draining holes 底有效应力极值较孔口反而大，因此研究煤层中不 同有效应力随距离变化必须将孔口与孔底分开讨 论． 图 8 为拟合的孔口、孔底有效应力随炮孔与抽 放孔距离变化曲线． 从图 8 可知，在距炮孔相同距 离各位置点，孔底有效应力均高于孔口相对应点，这 也是孔口起爆应力场的重要特点． 图 8 孔口与孔底有效应力随距离变化的拟合曲线 Fig． 8 Fitting curves between effective stress and distance for the bottom and top of the holes 为了进一步量化比较，在图 8 中孔口、孔底分别 取与炮孔距离相同四个点( x = 3. 2，4. 5，5. 4，6. 9 m) 有效应力进行对比，经计算发现四个点的孔底较孔 ·617·

·618· 北京科技大学学报 第34卷 口有效应力分别大141%、42%、25%和65%.孔底 利用LS-DYNA3D程序，对单一介质（煤层）扇形孔 平均有效应力为13.3MPa,孔口平均有效应力为7.7 壁应力场进行数值模拟并与前者进行对比，以达到 MPa,孔底较孔口相同水平距离处应力平均增加73%. 定量分析二者差异的目的 2.5煤岩复合介质与单一煤介质中抽放孔所受动 为便于分析，将抽放孔进入第一层煤介质沿孔 态应力的对比 轴向长度均分为七个点，经数值计算得到各点在总 如前所述，煤岩复合介质中煤层是弱面，根据最 时程上的有效应力最大值，并将之与全煤介质相同 小抵抗线原理，也是爆破破坏的主要方向.从定 位置的最大有效应力进行对比.图9是三个抽放孔 性角度上与全煤介质相比，其所受应力应较大，爆破 各自的对比图，X轴的零点规定为抽放孔孔口点.限 效果较好.本节在前述煤岩复合介质计算基础上， 于篇幅，对有相似情况的第二层煤的仅用表3说明 18 13.0 17a 煤-岩介质 16 12.0- 煤-岩介质 ,14 3 全煤介质 10.0 全煤介质 11 9.5 10 9.0f 0.5 1.0 1.52.0 2.5 3.0 85 0.5 1.01.52.02.53.0 距离m ℉离m 8.2 7.8(c 煤岩介质 7.4 7.0 6.6 延 5.8 54 全煤介质 5.0 0 0.51.01.52.02.53.0 距离m 图9不同抽放孔在两种介质中沿轴向有效应力随距离变化的比较.(a)1号孔：(b)4号孔：()5号孔 Fig.9 Comparison of effective stress-istance changes along the hole axis in the two media for different holes:(a)No.1;(b)No.4:(c)No.5 由图9可知：在煤岩介质中，1号抽放孔沿轴向 沿孔轴向应力变化中煤岩介质最小有效应力为7.0 的最小有效应力为12.480MPa,最大为17.738 MPa,最大为8.1MPa,而全煤介质分别为4.960和 MPa,而全煤介质分别为9.780和12.988MPa:4号 6.068MPa.总之，尽管三个抽放孔与爆破孔的角 孔中煤岩介质沿轴向的最小应力和最大应力分别为 度、距离各不相同，但它们沿轴线方向各时程的有效 10.300和12.938MPa,相应全煤介质最小最大应力 应力均明显大于单一全煤介质时的有效应力极值. 为8.880和10.718MPa,无论从应力极值还是各点 为进一步量化分析，表3列出了煤岩复合介质 应力比较，均是煤岩介质较大：距炮孔最远的5号孔 中煤段与单一煤层沿抽放孔轴线各点有效应力极值 表3单一煤层和复合介质中抽放孔壁所受应力极值对比表 Table 3 Comparison of effective stress maximum at the draining holes in the single coal seam and coal-rock media 第一层煤（距孔口最近煤层） 第二层煤（距孔底最近煤层） 抽放孔复合介质煤段有效应单一煤层介质有效应复合介质较单一煤复合介质煤段各有效单一煤层介质有效应 复合介质较单一 力极值平均值/Pa力极值平均值/MPa 层提高量/% 应力极值平均值/MPa力极值平均值/MPa煤层提高量/% 1号 14.9 10.8 学 20.5 16.6 24 4号 11.2 9.6 17 14.2 12.6 13 5号 7.5 5.3 42 7.3 6.9 6

北 京 科 技 大 学 学 报 第 34 卷 口有效应力分别大 141% 、42% 、25% 和 65% ． 孔底 平均有效应力为 13. 3 MPa，孔口平均有效应力为 7. 7 MPa，孔底较孔口相同水平距离处应力平均增加73%． 2. 5 煤岩复合介质与单一煤介质中抽放孔所受动 态应力的对比 如前所述，煤岩复合介质中煤层是弱面，根据最 小抵抗线原理，也是爆破破坏的主要方向［14］． 从定 性角度上与全煤介质相比，其所受应力应较大，爆破 效果较好． 本节在前述煤岩复合介质计算基础上， 利用 LS--DYNA3D 程序，对单一介质( 煤层) 扇形孔 壁应力场进行数值模拟并与前者进行对比，以达到 定量分析二者差异的目的． 为便于分析，将抽放孔进入第一层煤介质沿孔 轴向长度均分为七个点，经数值计算得到各点在总 时程上的有效应力最大值，并将之与全煤介质相同 位置的最大有效应力进行对比． 图 9 是三个抽放孔 各自的对比图，X 轴的零点规定为抽放孔孔口点． 限 于篇幅，对有相似情况的第二层煤的仅用表3 说明． 图 9 不同抽放孔在两种介质中沿轴向有效应力随距离变化的比较． ( a) 1 号孔; ( b) 4 号孔; ( c) 5 号孔 Fig． 9 Comparison of effective stress-distance changes along the hole axis in the two media for different holes: ( a) No． 1; ( b) No． 4; ( c) No． 5 由图 9 可知: 在煤岩介质中，1 号抽放孔沿轴向 的最小有效应力为 12. 480 MPa，最 大 为 17. 738 MPa，而全煤介质分别为 9. 780 和 12. 988 MPa; 4 号 孔中煤岩介质沿轴向的最小应力和最大应力分别为 10. 300 和 12. 938 MPa，相应全煤介质最小最大应力 为 8. 880 和 10. 718 MPa，无论从应力极值还是各点 应力比较，均是煤岩介质较大; 距炮孔最远的 5 号孔 沿孔轴向应力变化中煤岩介质最小有效应力为 7. 0 MPa，最大为 8. 1 MPa，而全煤介质分别为 4. 960 和 6. 068 MPa． 总之，尽管三个抽放孔与爆破孔的角 度、距离各不相同，但它们沿轴线方向各时程的有效 应力均明显大于单一全煤介质时的有效应力极值． 为进一步量化分析，表 3 列出了煤岩复合介质 中煤段与单一煤层沿抽放孔轴线各点有效应力极值 表 3 单一煤层和复合介质中抽放孔壁所受应力极值对比表 Table 3 Comparison of effective stress maximum at the draining holes in the single coal seam and coal-rock media 抽放孔 第一层煤( 距孔口最近煤层) 第二层煤( 距孔底最近煤层) 复合介质煤段有效应 力极值平均值/MPa 单一煤层介质有效应 力极值平均值/MPa 复合介质较单一煤 层提高量/% 复合介质煤段各有效 应力极值平均值/MPa 单一煤层介质有效应 力极值平均值/MPa 复合介质较单一 煤层提高量/% 1 号 14. 9 10. 8 38 20. 5 16. 6 24 4 号 11. 2 9. 6 17 14. 2 12. 6 13 5 号 7. 5 5. 3 42 7. 3 6. 9 6 ·618·