掏槽參數對煤礦巖巷爆破效果的影響

龔 敏,文 斌,王 華

(北京科技大學土木與環境工程學院,北京 100083)

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掏槽參數對煤礦巖巷爆破效果的影響

龔 敏,文 斌,王 華

(北京科技大學土木與環境工程學院,北京 100083)

為了提高掘進進尺，以川煤集團綠水洞礦掘進工程為背景，利用動力有限元程序LS-DYNA3D進行掏槽參數優化研究。結合井下現場實驗，分析巖巷掏槽爆破不同參數動態應力、破碎范圍的變化以及井下實際爆破效果。掏槽中心孔底向孔口平均有效應力峰值在有中心眼爆破較無中心眼爆破時增加了40%以上，中心眼爆破對槽腔底部的形成起主要作用。在其他條件相同的情況下單孔載荷從1.2 kg提高到1.8 kg，掏槽區中心眼底到孔口平均應力只增加20%，并且破碎范圍的增加較少，實際進尺增加小于10%。現場掘進實驗表明：在常規爆破載荷下，有中心眼比無中心眼爆破深度提高31%～65%，掏槽角小于78°時，隨掏槽角度增加爆破進尺下降較平緩;但掏槽角增至82°左右,隨掏槽角度增加爆破進尺下降明顯。

爆炸力學;掏槽參數;掏槽爆破;煤礦;動態應力

由于煤礦只能使用五段雷管和威力較低的專用安全炸藥[1]，巖巷掘進速度普遍不高[2]。在段別較少條件下斜眼掏槽是有效且廣泛應用的方法，但掏槽角度受巷道斷面限制影響進尺深度，在液壓鉆車用于煤礦鑿巖后受限角度更大，如何突破小進尺掘進成為近年研究熱點。田會禮等[3]分析了鉆車條件下周邊眼裝藥量、炮眼間距等參數；單仁亮等[4-5]、黃寶龍等[6]研究了準直眼掏槽工藝、現場確定精準角度問題等；李清等[7]探討了液壓鉆車配套技術和大斷面一次起爆方法；白忠勝等[8]、楊仁樹等[9]、王新生等[10]對各種條件下中深孔掏槽方法及切縫藥包應用進行了分析。目前掏槽理論研究文獻不多。一些學者利用數值模擬進行了分析[11]，也有采用水泥砂漿直觀實驗[12]以及模糊數學進行優化評價[13]，大多數研究都是從工藝技術上進行闡述[14-16]，一些研究工作尚待深化。

從目前看，在堅固性系數f≥12的條件下提高進尺還較困難，難點是：掏槽區孔底附近的巖石無法拋出，導致進尺達不到設計要求。而南方煤礦巖巷為堅硬茅口灰巖的相當普遍，至今還深受循環進尺低的困擾，研究提高硬巖巷道進尺具有重要意義。

本文中，探討機械化鑿巖下掏槽角有限變化、中心孔爆破、藥量變化對硬巖巷道掏槽效果的作用及相互間關系，利用動力有限元程序LS-DYNA3D進行不同參數下動態應力、破碎范圍變化的量化研究，并進行現場應用分析，以期為硬巖巷道爆破參數確定提供依據。

1 研究背景與研究方案

1.1 研究背景

川煤集團綠水洞礦運輸大巷在南方具有代表性：巷道布置在茅口灰巖中，f≥12，巷道寬4.8 m，高3.6 m。在采用液壓鉆車鉆孔的條件下，當炮孔斜長2.2 m時能鉆鑿的最小掏槽角為69°，前期循環進尺只有1.3～1.4 m。

1.2 爆破方案

圖1 復合加強楔形掏槽布置Fig.1 Layout of composite strengthening wedge undercutting

鑒于巖石十分堅硬且掏槽角度受限，以雙楔形掏槽為基本形式，研究炸藥威力(增加藥卷直徑)、加強底部拋擲(中心眼爆破)、有限掏槽角變化(鉆車作業)在提高進尺中的不同作用，圖1給出了基本實驗掏槽設計，紅色線段表示中心炮孔，藍色表示其他掏槽炮孔。增大的藥卷直徑為40 mm，0.3 kg/卷；常規藥卷直徑為32 mm，0.2 kg/卷。

1.3 研究設計

數值模擬和井下實驗相結合進行研究。分別以是否增加藥卷直徑、有無中心眼爆破、掏槽角變化進行不同參數下爆破作用的比較，分析參數變化對掏槽效果的影響。 通過數值模擬主要分析實測較難得到的不同參數下應力場和破碎范圍數據，通過現場實驗研究不同參數對爆破進尺的實際作用和參數間關系。以上述掏槽參數進行組合實驗和爆破進尺對比。

2 數值模擬研究

按井下實際情況建立5個計算模型：炮孔基本布置見圖1，模型分類如表1所示，表中m為單孔藥量，α為掏槽角，h為垂深。在掏槽角70°、垂直孔深2.1 m的條件下，研究單孔藥量、中心眼爆破作用的應力場和破碎范圍；并比較掏槽角從70°變為74°，計算模型上述參數的變化。

表1 計算模型分類表

2.1 模型尺寸和網格劃分

圖2 計算模型4Fig.2 Computational model 4

圖2為模型4的建模圖，設置單元類型為solid164。取模型寬度為2.75 m，高度為1.6 m，掏槽底部加30 cm厚的巖石。用Lagrange共節點算法并加入*MAT_ADD_EROSION失效單元準則控制單元失效。利用sweep方法進行網格劃分，對炮孔、炸藥及周圍網格進行加密處理，將直徑40 mm的炸藥圓周劃分為16份。其中模型4的單元數為487 424，節點數為506 441；模型5的單元數為547 353，節點數為568 246。現場巖巷茅口灰巖的密度為2.75 kg/m3，彈性模量為58 GPa，泊松比為0.21，屈服強度為120 MPa。

2.2 爆破加載方式

1～8號掏槽孔采用一段雷管孔底同時起爆，炸藥為3號煤礦乳化炸藥，由于實際爆破受條件所限，井下掘進時只能將藥卷直徑從32 mm增大到40 mm(單卷藥量由0.2 kg增至0.3 kg)，模擬時根據設計進尺將單孔藥量限定為1.2、1.8 kg。

2.3 本構方程

2.3.1 炸藥狀態方程

DYNA3D軟件利用JWL狀態方程描述爆轟產物膨脹做功過程，作用于被爆物體的爆轟壓力：

(1)

式中：V為相對體積；E0為初始比內能；A、B、R1、R2、ω為與材料性質有關的常數；由γ擬合法得到，乳化炸藥的密度ρ=1 100 kg/m3,爆速D=4.5 km/s,A=9.7 GPa，B=214.4 GPa，R1=0.182，R2=4.2，ω=0.15,E0=4.19 GPa。

2.3.2 材料本構方程

LS-DYNA材料庫中提供了多種適用于計算巖石類材料爆炸沖擊的材料模型，由于掏槽區域為爆破近區，采用含應變率效應的塑性隨動強化模型(PK模型)，模擬受應變率影響的塑性隨動材料動態特性，其本構模型為：

(2)

在DYNA程序中，因本材料模型屈服準則是以有效應力表征的，故在進行爆破數值計算分析時，主要研究爆破過程中有效應力的變化規律。

2.4 計算結果與分析

2.4.1 研究區間

掏槽區指3～8號炮孔所圍成的區域。掏槽爆破動態應力分析的重點是從孔底到孔口應力場的變化，它代表掏槽區爆炸應力及破壞范圍的衰減過程。圖1已表達了掏槽區中心垂直剖面各孔關系。以下主要對掏槽區中部AB段、掏槽邊界中部CD段以及臨空面上C點、A點動態應力和破壞進行分析。

圖3是模型1(中心眼不爆破)和模型2(中心眼爆破)2種條件下掏槽區中線縱剖面上有效應力及破碎范圍的三維有效應力云圖，簡略起見，其他模型云圖沒有列出。

中心眼不爆破模型(上側)中心縱剖面上應力是由圖1中3～8號孔產生并傳至剖面，下側中心眼直接爆破產生應力與3～8號孔爆破傳來應力有疊加效應，兩者應力場強度和破碎范圍差別較明顯。

圖3 垂直剖面上中心孔附近有效應力云圖Fig.3 Effective stress cloud near the center hole on vertical profile

2.4.2 掏槽區中心炮眼的作用

依據增大藥量模型3～4、常規藥量模型1～2，比較有、無中心眼爆破的動應力變化。圖4是增大藥量條件下掏槽區中心AB段(孔口中點A到孔底B)和掏槽區邊界CD段(邊界C點到孔底D)上各點最大有效應力分布，圖5是常規藥量下有、無中心眼爆破的有效應力比較，2圖原點均設在掏槽孔底。

由圖可知：在掏槽角、藥量不變的條件下，無論中心眼爆破與否，距孔底0.3 m以內有效應力幾乎相同，且達到各段應力峰值。這是因為AB段孔底與4、7號爆孔最小距離僅10 cm，孔底0.3 m內有效應力主要受4、7號孔爆炸的共同作用。

從圖4、5可以發現：無論是常規藥量或增大藥量、也無論在掏槽中心AB或邊界CD段，炮孔底向孔口約0.38 m以后區段有中心眼爆破的應力顯著大于無中心眼爆破的應力。對于藥量增大模型(見圖4)來說，在距孔底0.3～1.7 m區域內,AB段有、無中心眼爆破的有效應力平均值分別為298.2和187.1 MPa，中心眼爆破有效應力平均值增加了59.4%；CD段有無中心眼爆破的應力平均值分別為223.2、155.6 MPa，有中心眼爆破有效應力平均值較之增加了43.4%。圖5所示的常規藥量爆破也存在相類似規律。由此推斷：無中心眼爆破正是因炮孔中后段應力場強度低，導致底部硬巖無法拋出而殘留于孔底。有中心眼爆破將顯著提高此區間動應力強度，故將此區間定義為掏槽關鍵區。

從總體上分析，兩種藥量爆破下，中心眼爆破AB全段的有效應力平均值為276.7 MPa(增大藥量)和233.4 MPa(常規藥量)，中心眼不爆破時分別為198.2和162.0 MPa，中心眼爆破后增加40.0～44.1%，CD段也呈現類似的規律。在同為增大藥量、中心眼爆破條件下，AB段較CD段的平均有效應力增大37.8%(常規藥量)和33.6%(增大藥量)，說明中心眼爆破對掏槽中心的作用最大，而在掏槽邊界有一定程度的衰減，但與無中眼相比動應力增強的特點沒有改變。

圖4 模型3和模型4在1.8 kg增大藥量下最大有效應力隨掏槽深度的變化Fig.4 Maximum effective stress varied with cut depth for models 3 and 4 with increased charge of 1.8 kg

圖5 模型1和模型2在1.2 kg常規藥量下最大有效應力隨掏槽深度的變化Fig.5 Maximum effective stress varied with cut depth for models 1 and 2 wiith normal charge of 1.2 kg

2.4.3 爆破載荷變化時掏槽區應力場比較

根據2.4.2節在已明確中心眼爆破對應力場影響的情況下，進一步研究中心眼爆破時藥量增加對應力場的影響(模型2、4除裝藥直徑和單孔藥量不同外，炮孔布置和其他爆破參數相同)。仍以孔口中點A、掏槽區邊界中點C點到孔底有效應力的變化作圖6。

直徑40 mm的藥卷較直徑32 mm的藥卷單孔藥量增加50%。根據數值計算結果，AB段最大有效應力519.8 MPa，平均有效應力276.7 MPa，常規藥量最大有效應力401.9 MPa，平均有效應力230.8 MPa，即在藥量增加50%的條件下，增大藥量最大有效應力僅較常規藥量增加29.3%，平均有效應力增加20.0%，掏槽區邊界CD段也有類似規律。

圖6 不同爆炸藥量下孔底到孔口有效應力對比Fig.6 Maximum effective stress from the bottom to the orifice of the hole for different blasting charges

圖7 模型2與模型3在AB段有效應力比較Fig.7 Effective stress along AB for models 3 and 4

圖8 不同掏槽角在AB段有效應力比較Fig.8 Effective stress along AB for different cut angles

2.4.2節的研究表明，中心眼爆破可使關鍵區間的動態應力場提高更顯著。藥量變化對應力場強度的影響比中心眼爆破的影響小。圖7是常規藥量中心眼爆破(模型2)與僅增大藥量中心眼不爆破(模型3)在AB段有效應力的比較。從圖7可以看出，盡管藥量增加后孔底附近有效應力大于常規藥量爆破情況，但在硬巖掏槽關鍵區有效應力均小于常規藥量中心眼爆破的有效應力，驗證了中心眼爆破對提高掏槽關鍵區應力起更重要的作用。

2.4.4 掏槽角有限變化的動應力分析

模型4、5均為增大藥量、中心眼爆破模型，它們間差別是后者僅掏槽角增加4°和垂深增至2.3 m，其余參數不變，圖8是沿AB段各點最大有效應力的比較。圖8顯示2種掏槽角度下最大應力均出現在距孔底0.14 m處且應力值幾乎相等:掏槽角70°時最大應力519.8 MPa，掏槽角74°時最大應力500.5 MPa，兩者僅相差4%；盡管掏槽角70°時在炮孔大部分位置有效應力仍大于70°74°時相同區間的應力值，但相差不多，這可從沿炮孔AB段全長的平均有效應力得以反映：70°掏槽角模型上各點應力峰值平均值276.7 MPa；74°模型AB段有效應力平均值為250.1 MPa。即當掏槽角從70°增至74°時，平均有效應力下降10%，因此在使用臺車掏槽角度變化不大時，其對動態應力場強度影響較小。

2.4.5 不同模型掏槽爆破破碎區間

根據數值計算結果，利用Ls-prepost后處理軟件將各掏槽區破壞情況導入CAD，通過繪圖軟件獲取各截面破壞邊界，由查詢命令得到各截面的破壞面積如圖9所示。為對比清楚起見，去掉增大藥量無中心眼爆破模型3。截面Ⅰ為5～8號孔所在水平截面，截面Ⅱ代表4～5號孔中間水平截面。橫坐標上掏槽區水平中心為零點，縱坐標上掏槽底部為零點。 圖10～11為各方案不同截面巖石破碎面積及破碎百分率比較的柱狀示意圖，圖中截面Ⅲ、Ⅳ分別為水平中心截面和垂直中心截面。

圖9中，模型1掏槽中心不同截面破碎面積差別不大(1.288～1.408 m2)；模型2采用了中心眼普通藥卷加強拋擲，掏槽中心區與邊界差別明顯，破碎面積1.607～2.138 m2。模型4截面Ⅰ、Ⅱ、水平和垂直中心截面破碎面積分別達到1.743、2.887、2.939和2.421 m2，均為各方案最大值，盡管模型5垂直孔深增加為2.3 m，但由于掏槽角度變大，爆破破碎效果反而較模型4差。

圖9 不同截面巖石破碎范圍Fig.9 Rock crushing range in different sections

圖10 不同模型不同截面巖石破碎面積柱狀圖Fig.10 Crushed area histogram for different sections of different models

圖11 不同模型不同截面巖石破碎百分比柱狀圖Fig.11 Percentage histogram of rock crushing for different sections of different models

從圖9可知，中心眼爆破對掏槽破碎影響較大，如中心眼爆破的模型2與無中心眼爆破模型1相比，圖10～11中4個截面破壞范圍分別增加24.7%～51.8%，而增大藥量后的模型4與普通藥卷的模型2相比，4個截面破壞范圍只增加了8.5%～13%。故中心眼爆破后掏槽底部能形成貫通的破碎范圍，對硬巖槽腔的形成是非常重要的。另外中心眼爆破條件下，增加單孔藥量且掏槽角為74°較常規藥量70°的破壞范圍大，說明角度變化不大時，角度減少較深度增加更有利于提高進尺。

3 不同參數變化對爆破進尺影響的應用研究

南方礦井在茅口灰巖中開拓巖巷較普遍，由于其堅固性系數f一般較大，爆破參數的選擇較其他巖巷有不同的特點。以綠水洞礦325巖巷掘進爆破為背景，探討有限角度變化、炸藥威力、中心眼爆破3個參數在硬巖爆破進尺中的作用。

以70°、74°、78°、82°掏槽角為基礎，進行不同藥卷直徑、中心眼爆破與否4組16次爆破實驗，炮孔布置見圖1，常規藥量為每孔1.2 k g，增大藥量為每孔1.8 kg。圖12是不同參數變化時進尺比較。所有掏槽孔設計垂深2.1 m，圖中掏槽角是鉆孔施工后各孔測量角度平均值，圖中對應數值略有誤差。

圖12 井下爆破不同參數變化時效果比較Fig.12 Underground blasting effect varied with blasting parameters

現場實驗表明：中心眼不裝藥爆破時，藥量增加等對爆破進尺提高非常有限，圖12(a)中當掏槽角70°、單孔藥量1.8 kg時最高爆破進尺1.5 m，同一角度、1.2 kg藥量進尺1.4 m。隨著掏槽角度變大爆破進尺減少，特別是82°以后進尺不到1 m，藥量增加幾乎不起作用。

根據圖12(b)，當常規藥量時采用中心眼爆破可顯著提高爆破進尺。與中孔不爆破比較， 70°左右掏槽角可使爆破進尺從1.4 m達到1.84 m；74°左右從1.3 m提高到1.8 m，即使掏槽角81.3°仍有1.5 m進尺。循環進尺較中孔不爆破提高了31%～65%。

在中心眼均爆破條件下(圖12(c))，將爆破單孔藥量從1.2 kg提高到1.8 kg后，爆破進尺增加僅限于10%以內，故增加單孔藥量對循環進尺效果有限，進尺明顯增加的前提條件是必須爆破中心眼，否則效果與圖12(a)類似。另外圖11幾種條件下共同特征是：掏槽水平角小于78°時，進尺隨角度增加變化幅度不大，但在82°時下降較快。以常規裝藥中心眼爆破為例，從74°到78°爆破進尺減少5.6%，增至82°則進尺減少12%。

綜合分析現場實驗結果及圖12，在f>12的堅硬灰巖巷道爆破時，掏槽中心眼爆破對硬巖掏槽孔底巖石的破碎、拋擲起重要的作用，是提高爆破進尺的主要因素；增大掏槽藥量僅在中心眼爆破條件下起一定作用；當中心眼爆破且掏槽角小于78°時，爆破進尺受角度影響不大，但在82°以后爆破進尺下降較多。

4 結 論

(1)掏槽中心眼爆破對提高硬巖巷道爆破進尺起主要作用，它改善了硬巖槽區孔底受力狀態，能使底部形成貫通的破碎區域，對形成完整槽腔起重要作用。從數值計算結果看，常規藥量中心眼爆破時，掏槽中心孔底向孔口平均有效應力峰值較無中心眼爆破增加42.5%，現場爆破驗證了在f≥12的堅硬灰巖爆破時，有中心眼爆破可使進尺增加31%～65%。

(2)在相同條件下,增加50%單孔裝藥量，掏槽區中心眼底到孔口最大有效應力增加29.3%，平均應力增加20.0%;但破碎范圍的增加有限，數值計果表明各截面僅增加13%以下。井下現場掘進爆破試驗中心眼爆破時，藥量從1.2 kg增加到1.8 kg，爆破進尺增加小于10%。這說明在已有足夠應力(如中心眼爆破)破壞孔底巖石后，再增大藥量對改善掏槽破碎效果不明顯。

(3)無論其他參數(中心眼爆破、單孔藥量)是否改變，掏槽角小于78°時，隨掏槽角度增加爆破進尺下降平緩，但掏槽角在82°左右，隨掏槽角度增加爆破進尺下降明顯。采用增大藥量、中心眼爆破后，如以增加角度換取增加垂深(如模型5增加到2.3 m)，有可能爆破破碎效果反而更差。

(4)中心眼爆破時掏槽區中心線(AB段)為最大有效應力段，AB段較掏槽區邊界線中點孔底到孔口CD段平均應力大33.6%～37.8%，而沒有中心眼爆破時兩處應力場差別不大。

[1] 國家安全生產監督管理總局.煤礦安全規程[M].北京:煤炭工業出版社,2011.

[2] 胡坤倫,楊仁樹,徐曉峰,等.煤礦深部巖巷掘進爆破試驗研究[J].遼寧工程技術大學學報,2007,26(6):856-858. Hu Kun-lun, Yang Ren-shu, Xu Xiao-feng, et al. Blasting test and study on driving of deep-seated rock tunnels of coal mines[J]. Journal of Liaoning Technical University, 2007,26(6):856-858.

[3] 田會禮,周茂普.大斷面巖巷中深孔爆破試驗研究[J].煤炭工程,2004(9):62-64. Tian Hui-li, Zhou Mao-pu. Experimental study of deep hole blasting in large cross section rock roadway[J]. Coal Engineering, 2004(9):62-64.

[4] 單仁亮,黃寶龍,高文蛟,等.巖巷掘進準直眼掏槽爆破新技術應用實例分析[J].巖石力學與工程學報,2011,30(2):224-232. Shan Ren-liang, Huang Bao-long, Gao Wen-jiao, et al. Case studies of new technology application of quasi-parallel cut blasting in rock roadway drivage[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2011,30(2):224-232.

[5] 單仁亮,黃寶龍,蔚振廷,等.巖巷掘進準直眼掏槽爆破模型試驗研究[J].巖石力學與工程學報,2012,31(2):256-264. Shan Ren-liang, Huang Bao-long, Wei Zhen-ting, et al. Model test of quasi-parallel cut blasting in rock drivage[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2012,31(2):256-264.

[6] 黃寶龍,單仁亮,董韶華,等.準直孔掏槽全斷面爆破技術在河東煤礦的應用[J].工程爆破,2013,19(2):14-16. Huang Bao-long, Shan Ren-liang, Dong Shao-hua, et al. Application of quasi-parallel cutting and full-face blasting technique in the Hedong coal mine[J]. Engineering Blasting, 2013,19(2):14-16.

[7] 李清,楊仁樹,湯增陸,等.深部大斷面巖巷快速掘進技術研究[J].煤炭科學技術,2006,34(10):1-4. Li Qing, Yang Ren-shu, Tang Zeng-lu, et al. Research on rapid excavation technology for deep mine large cross sectional rock roadway[J]. Coal Science and Technology, 2006,34(10):1-4.

[8] 白忠勝,潘長春,李清,等.中深孔爆破技術在邢東礦大斷面巖巷掘進中的應用[J].中國礦業,2010,19(6):79-81. Bai Zhong-sheng, Pan Chang-chun, Li Qing, et al. Application of medium deep hole blasting technology in rock road way of large cross-section instruction at Xingdong coal mine[J]. China Mining Magazine, 2010,19(6):79-81.

[9] 楊仁樹,張召冉,楊立云,等.基于硬巖快掘技術的切縫藥包聚能爆破試驗研究[J].巖石力學與工程學報,2013,32(2):317-323. Yang Ren-shu, Zhang Zhao-ran, Yang Li-yun, et al. Cumulative blasting experiment study of slotted cartridge based on hard-rock rapid driving technology[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2013,32(2):317-323.

[10] 王新生,崔國順,梁為民,等.大斷面巖巷快速掘進爆破參數優化[J].煤炭工程,2009(12):35-37. Wang Xin-sheng, Cui Guo-shun, Liang Wei-min, et al. Blasting parameter optimization of rock drift rapid excavation on large section[J]. Coal Engineering, 2009(12):35-37.

[11] 柯波,李萍,馮超東,等.漸進式大直徑空孔螺旋掏槽成腔過程數值模擬[J].金屬礦山,2012(7):31-34. Ke Bo, Li Ping, Feng Chao-dong, et al. Numerical simulation on cavity formation process by progressive large diameter empty hole spiral cut blasting[J]. Metal Mine, 2012(7):31-34.

[12] 梁為民,王以賢,楮懷保,等.楔形掏槽炮孔角度對稱性對掏槽效果影響研究[J].金屬礦山,2009(11):21-24. Liang Wei-min, Wang Yi-xian, Chu Huai-bao, et al. Study on effect of symmetry of wedge-shaped cutting hole angle on cut blasting[J]. Metal Mine, 2009(11):21-24.

[13] 東兆星,李佃平,李正龍,等.隧道掘進常用掏槽方式及參數合理性評價與分析[J].巖石力學與工程學報,2003,22(9):1478-1482. Dong Zhao-xing, Li Dian-ping, Li Zheng-long, et al. Evaluation and analysis on the rationality of undermine patterns and parameters for tunneling[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering, 2003,22(9):1478-1482.

[14] 余永強,王超,禇懷保,等.硬巖巷道中深孔爆破掘進復楔形掏槽試驗研究[J].爆破,2013,30(2):95-99. Yu Yong-qiang, Wang Chao, Chu Huai-bao, et al. Duplex wedge cutting on mid-depth borehole tunneling blasting in hard rock[J]. Blasting, 2013,30(2):95-99.

[15] 李廷春,劉洪強.煤礦下山巷道爆破掘進技術試驗研究[J].巖土力學,2012,33(1):35-40. Li Ting-chun, Liu Hong-qiang. Experimental study of blasting technology of dip roadway excavation in coal mine[J]. Rock and Soil Mechanics, 2012,33(1):35-40.

[16] 汪峰,牛賓,胡坤倫,等.提高大斷面硬巖巷道掘進爆破效率試驗研究[J].煤炭科學技術,2013,41(增刊):110-112. Wang Feng, Niu Bin, Hu Kun-lun, et al. Experimental study on blasting efficiency in large section hard rock roadway[J]. Coal Science and Technology, 2013,41(Suppl):110-112.

(責任編輯 張凌云)

Influences of cut parameters on blasting effect in rock roadway of coal mine

Gong Min, Wen Bin, Wang Hua

(SchoolofCivilandEnvironmentalEngineering,UniversityofScienceandTechnologyBeijing,Beijing100083,China)

To improve the driving speed, by taking the tunnel blasting practice in Lushuidong coal mine as research background, the optimization of cut parameters was studied by LS-DYNA3D. Underground field experiments were combined to analyze the dynamic stress, hard rock-crushed range and underground blasting effect for the hard rock cut blasting with different parameters. The average effective stress peak, along the section of the cut center from the bottom of the hole to the top, increases by over 40% when the center holes are blasted as compared with that when the center holes are not blasted. Center hole blasting plays an important role in the formation of the groove bottom. Under the same conditions, when the explosive charge in each blasting hole increases from 1.2 kg to 1.8 kg, the average effective stress peak along that section increases by only 20%, the hard rock-crushed range increase by less, and the advance per attack adds within 10% in blasting practice. Field experiments show that the cut blasting depth increases by 31%-65% with center holes blasted as compared with that without center holes under normal blasting charge condition. When the cut angle is less than 78°, the blasting footage decreases slowly with the increasing of cut angle; when the cut angle increases to 82°, the blasting footage decreases obviously with the increasing of cut angle.

mechanics of explosion; cut parameters; cut blasting; coal mine; dynamic stress

10.11883/1001-1455(2015)04-0576-09

2014-05-05；

2014-12-11

龔 敏(1963— )，男，博士，教授，博士生導師，gongmustb@163.com。

O383 國標學科代碼： 13035

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