急倾斜坚硬厚煤层预裂爆破数值模拟.pdf
第 31 卷 第 3 期 2014 年 9 月 爆 破 BLASTING Vol. 31 No. 3 Sep. 2014 doi 10. 3963/ j. issn. 1001 -487X. 2014. 03. 013 急倾斜坚硬厚煤层预裂爆破数值模拟 南存全, 刘懿剑 (辽宁工程技术大学 矿业学院, 阜新 123000) 摘 要 兴泰煤矿主采层二1煤层为急倾斜坚硬厚煤层, 由于二1煤层的煤岩体强度很高, 并且块度很大, 这 给二1煤层的开采带来了极大的困难。针对二1煤层中煤炭难以开采的现状, 运用 ANSYS/ LS-DYNA 动力分 析工具对二1煤层的深孔预裂爆破进行了数值模拟, 以破坏不利单元的拉应力变化曲线峰值达到煤的抗拉 强度为准则, 优化了预裂爆破参数。模拟过程中分别取炮孔间距为 3. 0 m、 3. 5 m、 4. 0 m, 然后确定各项参 数, 以及合适的装药结构和起爆方式。通过对 3 种方案的数值模拟, 最终得到炮孔间距为 3. 5 m 时其各项参 数为最优爆破参数的结论。 关键词 坚硬厚煤层;预裂爆破;数值模拟;网格 中图分类号 O625 文献标识码 A 文章编号 1001 -487X (2014) 03 -0068 -04 Numerical Simulation of Pre-splitting Blasting in Steep Hard Thick Coal Seam NAN Cun-quan, LIU Yi-jian (College of Mining, Liaoning Technical University, Fuxin 123000, China) Abstract The second1 coal seam of main mining coal seam in Xingtai coal mine is steep hard thick coal seam, because the strength of the coal and rock mass in the second1 coal seam is very high and they are large blocks, it brings a big difficulty to the coal mining of the second1 coal seam. To the actuality that the second1 coal seam is hard to mine, the dynamic analysis ANSYS/ LS-DYNA was used to simulate to deep-hole pre-splitting blasting of the sec- ond1 coal seam, according to the rule that the peak of tensile stress change curve of broken bad element reach the tensile strength of coal, the pre-splitting blasting parameters are optimized. Setting the holes spacing are respectively 3. 0 m, 3. 5 m, 4. 0 m in the progress of simulation, then make the parameters, the appropriate loaded structure and the way of initiation. Through the numerical simulation of the three kinds of schemes, finally the optimal blasting pa- rameters when the hole spacing is 3. 5 m. Key words hard-thick coal seam;pre-splitting blasting;numerical simulation;gridding 收稿日期 2014 -07 -25 作者简介 南存全 (1962 - ) , 男,博士研究生、 副教授, 从事煤矿开采 技术研究,(E-mail) nancq163. com。 通讯作者 刘懿剑 (1988 - ) , 男,硕士研究生, 从事煤矿开采技术研 究,(E-mail) liuyijian1163. com。 内蒙古太西煤集团兰山煤业责任有限公司兴泰 煤矿主采层二1煤层为 “三高两大” 的极难开采的复 杂煤层。 “三高” 是指煤层和顶板强度高、 瓦斯高, 属坚硬煤层和坚硬顶板;“两大” 是指煤层倾角和煤 层厚度大, 煤层倾角为 45 耀 50、 煤层厚度 8 耀 12 m, 且煤层中还夹有一层厚度约 1. 5 m 的夹矸。 二1煤层长期以来采用仓储式采煤法进行开采, 存在 采出率低、 通风安全条件差、 巷道掘进率高、 回采工 效低等缺点。随着采矿技术的发展, 这种采煤方法 已经成为煤矿发展的主要障碍。因此我们迫切需要 对采煤方法进行改革, 并且改革的核心问题就是解 决煤的破碎问题。而解决此问题的常规方法就是进 行预裂爆破, 并且要取得好的爆破效果就必须进行 参数优化。参数优化有现场试验和数值模拟两种方 法。数值模拟有时间短、 工程量少、 安全性高等特 点 [1], 所以数值模拟法是一套行之有效的方法。 1 计算模型 应用有限元法计算时 [2], 首先要满足计算的准 确性, 这就要求对网格尺寸的划分要合理。鉴于实 际情况下的数值模拟, 兴泰煤矿二1煤层厚度为 12 m, 工作面长度为 50 m。若以实际对象建立模 型, 那么在进行网格划分时, 单元数目是惊人的, 必 将导致数值计算工作无法进行。综合以上条件, 在 运用三维有限元法进行坚硬煤岩体预裂爆破数值模 拟时, 根据相似理论把研究对象转变为符合爆炸相 似条件的模型, 以此模型进行数值模拟, 进而达到节 省计算时间的目的。 爆破相似理论由几何相似和爆炸相似两部分组 成 [3, 4]。进行模型试验时, 首先要满足模型与坚硬 煤岩体原型相似, 即几何相似; 两个大小不等但几何 相似且爆轰性能 (装药密度、 爆速) 相同的药包, 在 同一种介质中爆炸时, 其应力场、 应变场在几何、 时 间以及强度上也相似, 即爆炸相似。根据相似理 论 [5], 取计算模型与实际原型的尺寸比例为 1/6。 坚硬煤岩体深孔预裂爆破数值模拟选择炮孔直径为 90 mm, 炮孔间距为 3. 0 m、 3. 5 m、 4. 0 m 时进行预 裂爆破效果研究, 确定一种经济上合理、 技术上可行 的预裂爆破方案。 ANSYS 前处理器程序在对模型进行网格划分 时提供了两种划分方式, 即自由网格划分和映射网 格划分 [6]。映射网格要比自由网格规整, 并且能够 体现出较强的结构性。因此数值模拟模型网格划分 时均采用映射网格。 考虑到计算模型的对称性分布特点, 对所选模 型均采用 1/6 对称性网格划分。孔距为 3. 5 m 时, 节点数 1 146 241。 2 坚硬煤岩体数值模拟结果与分析 炮孔间距为 3. 5 m 时, 确定预裂爆破参数见 表 1。 表 1 数值模拟预裂爆破参数 Table 1 Numerical simulation resplit blasting parameters 钻孔直径 d/ mm 底盘抵抗线 W1/ m 孔距 a/ m 超钻深度 h/ m 钻孔深度 L/ m 装药长度 L1/ m 堵塞长度 L2/ m 炸药单耗 q/ (kgm -3) 单孔装药量 Q/ kg 903. 53. 50. 512. 78. 34. 40. 346. 7 数值模拟所选择的模型尺寸为 2000 cm (x 方 向)300 cm (y 方向)1500 cm (z 方向) 。装药结 构为延长药包不耦合空气间隔装药, 起爆方式为炮 孔底部反向同时起爆 [7]。在模型建立过程中, 网格 的划分方法为映射网格; 建立了坚硬煤岩体和炸药 两个单元; 材料模型为 MAT-PLASTIC-KINEMATIC; 炸药的状态方程采用 EOS-JWL 形式; 求解时间设置 为 4000 μs。 模型在起爆后, 不同时刻煤岩体的有效应力云 图见图 1。 由图1 可知, 20 μs 时刻的应力云图显示了起爆 点的位置, 随着爆破过程的开始, 炮轰应力波开始在 煤岩体里传播 [8]。炸药起爆后, 产生高温高压的炮 轰气体迅速膨胀, 致使炮孔周围的煤岩体遭到粉碎 性破坏 [9], 60 μs 时刻的应力云图形象地展示了这 一过程。随着爆破过程的深入, 应力波会继续向煤 岩体的各个方向传播, 将炸药的能量进一步传递给 煤岩体, 促使煤岩体不断的产生各个方向上的裂缝。 裂缝的产生加速了应力波在煤岩体中传播的速度, 在 200 μs 时刻各炮孔爆破后产生的应力波开始出 现重叠现象, 直到 300 μs 时刻各炮孔底部已经完全 贯穿, 此时应力波的叠加效应得以明显的显现, 炮孔 附近出现明显的应力集中区域。爆破发展到 1000 μs 时刻, 整个炮孔已经完全被应力波覆盖, 并在模型底 部出现了应力波衰减的迹象。由起爆后 1600 μs 和 2000 μs 时刻的应力云图可知, 应力波的不断传播, 致 使煤岩体在其作用下不断的受到破坏, 出现新的裂 隙, 新的裂隙又不断的为应力波的传播提供更广泛的 通道, 促进裂隙的发展这样循环往复, 应力波逐渐的 传向自由面, 此时炮孔附近的煤岩体已经完全破坏, 在煤岩体破坏处应力波衰减。由起爆后 3000 μs 和 4000 μs 时刻的应力云图可知, 当应力波完全到达 自由面时, 应力波的强度会明显的下降 [10], 这是因 为自由面的存在, 给应力波提供了足够的释放空间, 炸药的能量也即将耗尽, 此时应力波对煤岩体的破 坏作用也大为减弱, 从应力分布的云图中不难看出, 应力波已经随着爆破时间的推移, 其衰减程度也在 不断的加大, 直至完全衰减完毕, 这也就意味着应力 波对煤岩体的作用完全消失。 煤岩体爆破的应力云图上, 能直观的观测爆破 96第 31 卷 第 3 期 南存全, 刘懿剑 急倾斜坚硬厚煤层预裂爆破数值模拟 的开始、 发展、 衰减、 结束这一完整的动态过程。但 如何评价煤岩体的破坏程度, 还需要有定量的数值 表示。LS - DYNA 不仅能够动态的表示煤岩体的破 坏过程, 而且也为煤岩体的破坏程度给出了定量的 描述。为了检验煤岩体的破坏程度, 可以通过特定 单元的 History 应力曲线 (应力时间历程曲线) 来 直观的评价煤岩体是否达到破坏。单元的选取见图 2, 各单元的应力时间历程曲线见图 3 耀 图 6。 图 1 炸药起爆后有效应力云图分布 Fig. 1 The distribution of effective stress nephogram after detonating explosive 图 2 模型单元的选取 Fig. 2 Model unit selection 图 3 单元 571201 Y 方向应力变化曲线 Fig. 3 Element 571201 Y direction stress change curve 可知单元 571201 的 Y 向最大应力峰值接近 1. 4 MPa; 单元 353251 的 Y 向最大应力峰值接近 1. 3 MPa; 单元 603256 的 Y 向最大应力峰值接近 0. 75 MPa; 按照放顶煤工艺塑性区理论 [11], 可知单 元 571201 与单元 353251 处煤岩体已经处于塑性区 域内, 爆破后已经破坏。因此煤岩体可顺利放出。 单元 603256 处煤岩体经爆破作用后受到的爆破冲 击力远小于其抗拉强度, 故可认为此处煤岩体未 破坏。 图 4 单元 353251 Y 方向应力变化曲线 Fig. 4 Element 353251 Y direction stress change curve 图 5 单元 603256 Y 方向应力变化曲线 Fig. 5 Element 603256 Y direction stress change curve 图 6 煤岩体动能曲线 Fig. 6 Coal and rock kinetic energy curve 3 三种爆破方案的比较 通过对相同孔径不同孔间距的三种爆破方案的 数值模拟及对不同单元 History 曲线的分析可知, 在 对三种深孔预裂爆破方案进行数值模拟时, 坚硬煤 岩体的爆破效果有所不同。兴泰煤矿二1煤层坚硬 煤岩体能否在爆破作用后经放顶煤工艺顺利放出以 及在保证坚硬煤岩体顺利放出的前提下, 如何选择 具体的爆破方案, 要通过对三种爆破方案进行经济、 技术及安全等方面的综合比较, 从中择优确定。 在模型尺寸均相同的情况下, 炮孔间距不同时, 三种爆破方案的钻孔工程量及装药量均不相同。通 07爆 破 2014 年 9 月 过对坚硬煤岩体深孔预裂爆破数值模拟分析可知, 不同方案坚硬煤岩体的爆破效果也有所差异。三种 爆破方案的炸药消耗量、 钻孔数目、 钻孔工程量的比 较见表 2。 表 2 三种爆破方案综合比较 Table 2 Comprehensive comparison of three blasting scheme 孔间距/ m 钻孔数 每孔装 药量/ kg 总装 药量/ kg 钻孔工程 量/ m3 3. 0640. 0240. 00. 48 3. 5546. 7233. 50. 38 4. 0454. 0216. 00. 33 由表 2 可知, 孔间距为 4. 0 m 时, 其炸药消耗量 与钻孔工程量均为三种爆破方案中最少, 但当应力 波传播到自由面时, 并未使得自由面附近坚硬煤岩 体产生塑性破坏, 因此坚硬煤岩体不能够通过放顶 煤工艺顺利放出。若仍保持炮孔间距为 4. 0 m, 单 方面的增大炮孔装药量, 来满足最不利单元处煤岩 体产生塑性破坏, 此时应力波的强度将远超过其抗 拉强度, 必然导致大块在爆破煤岩体中所占比例的 增大, 不利于坚硬煤岩体的顺利放出。同时自由面 附近应力波强度很大, 可能导致煤岩体爆破时产生 飞煤, 这对操作人员和机械设备的安全均产生不利 的影响。孔间距为3. 5 m 时其炸药消耗量与钻孔工 程量均少于孔间距为3. 0 m 时的炸药消耗量与钻孔 工程量。通过模拟分析, 这两种方案均能够满足坚 硬煤岩体顶煤的顺利放出。 4 结语 当炮孔直径为 90 mm 时, 对炮孔间距分别为 3. 0 m、 3. 5 m、 4. 0 m 三种不同爆破方案进行数值模 拟, 通过综合比较, 确定炮孔间距为 3. 5 m 时, 其各 项爆破参数为最优爆破参数。 参考文献 (References) [1] PARVIZ Moin, KRISHNAN Mahesh. 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