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煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用

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为研究煤层深孔聚能爆破致裂增透机理,构建聚能爆破分析模型,运用理论分析与数值模拟相结合的方法探讨聚能爆破时聚能射流的成型机理、爆炸应力波的传播特点、煤体力学特征和裂隙扩展机理.结果表明:聚能槽集聚爆轰能量形成聚能射流并产生聚能效应,聚能效应显著改变了爆炸应力波的传播特性和煤体的力学性质,在聚能方向煤体所受压应力峰值是非聚能方向的1.10~1.29倍,有效地促进了裂隙的扩展;且主聚能方向煤体所受压应力峰值由次聚能方向的0.85倍增大到1.06倍,放缓了煤体所受应力的衰减速度.此外,煤层深孔聚能爆破工程应用实验表明,聚能爆破后抽采孔平均瓦斯含量是聚能爆破前的1.58倍,有效地提高了煤层透气性和瓦斯抽采率.
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工程科学学报,第38卷,第12期:1681-1687,2016年12月 Chinese Journal of Engineering,Vol.38,No.12:1681-1687,December 2016 D0l:10.13374/j.issn2095-9389.2016.12.004:http://journals.ustb.edu.cn 煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 郭德勇四,赵杰超,吕鹏飞,翟民 中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083 ☒通信作者,E-mail:kjkfg(@cumtb.cdu.cn 摘要为研究煤层深孔聚能爆破致裂增透机理,构建聚能爆破分析模型,运用理论分析与数值模拟相结合的方法探讨聚能 爆破时聚能射流的成型机理、爆炸应力波的传播特点、煤体力学特征和裂隙扩展机理.结果表明:聚能槽集聚爆轰能量形成 聚能射流并产生聚能效应,聚能效应显著改变了犀炸应力波的传播特性和煤体的力学性质,在聚能方向煤体所受压应力峰值 是非聚能方向的1.10~1.29倍,有效地促进了裂隙的扩展:且主聚能方向煤体所受压应力峰值由次聚能方向的0.85倍增大 到1.06倍,放缓了煤体所受应力的衰减速度.此外,煤层深孔聚能爆破工程应用实验表明,聚能爆破后抽采孔平均瓦斯含量 是聚能爆破前的1.58倍,有效地提高了煤层透气性和瓦斯抽采率. 关键词煤层:聚能爆破:致裂:增透:数值模拟 分类号TD712 Dynamic effects of deep-hole cumulative blasting in coal seam and its application GUO De-yong,ZHAO Jie-chao,LU Peng fei,ZHAI Min School of Resource and Safety Engineering,China University of Mining and Technology (Beijing),Beijing 100083,China Corresponding author,E-mail:kjkfg@cumtb.edu.cn ABSTRACT A model of cumulative blasting was established to study the mechanism of crack propagation and permeability increas- ing under cumulative blasting in a coal seam.The forming mechanism of shaped charge jet,the propagation characteristics of stress wave and detonation wave,the stress distribution characteristics of coal elements,and the mechanism of crack extension under cumula- tive blasting were investigated by theoretical analysis and numerical simulation.It is found that the propagation characteristics of deto- nation wave promote the forming of cumulative jet,and change the propagation characteristics of stress wave and the stress distribution characteristics of coal elements significantly.The stress peak values of coal in the major and minor cumulative directions are 1.10- 1.29 times that of coal in the non-eumulative direction,and the stress peak value of coal in the major cumulative direction increases from 0.85 times that of coal in the minor cumulative direction to 1.06 times in the range of blasting effect,slowing down the attenua- tion rate of the stress peak value of coal and increasing the crack propagation velocity.Besides,field experimental results of cumulative blasting in a coal seam indicate that the average concentration of extracted gas after blasting is 1.58 times that before blasting,and cu- mulative blasting can promote crack propagation effectively. KEY WORDS coal seams:cumulative blasting:crack propagation:antireflection:numerical simulation 随着煤炭开采深度逐渐向深部延伸,煤矿安全形性煤层瓦斯灾害问题提供新途径.根据药卷结构的差 势日趋严峻,主要表现为高瓦斯低透气性煤层增多,瓦 异,常用的松动爆破可归纳为三类:I类是常规爆 斯抽采困难加剧,瓦斯灾害事故频发. 破,即常规药卷在煤(岩)体内起爆,炮孔壁均匀受 煤层松动爆破卸压增透技术为解决高瓦斯低透气 力产生导通裂隙,提高煤层透气性:Ⅱ类是切缝药卷爆 收稿日期:2016-09-22 基金项目:国家自然科学基金资助项目(41430640,41072118)

工程科学学报,第 38 卷,第 12 期: 1681--1687,2016 年 12 月 Chinese Journal of Engineering,Vol. 38,No. 12: 1681--1687,December 2016 DOI: 10. 13374 /j. issn2095--9389. 2016. 12. 004; http: / /journals. ustb. edu. cn 煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 郭德勇,赵杰超,吕鹏飞,翟 民 中国矿业大学( 北京) 资源与安全工程学院,北京 100083  通信作者,E-mail: kjkfg@ cumtb. edu. cn 摘 要 为研究煤层深孔聚能爆破致裂增透机理,构建聚能爆破分析模型,运用理论分析与数值模拟相结合的方法探讨聚能 爆破时聚能射流的成型机理、爆炸应力波的传播特点、煤体力学特征和裂隙扩展机理. 结果表明: 聚能槽集聚爆轰能量形成 聚能射流并产生聚能效应,聚能效应显著改变了爆炸应力波的传播特性和煤体的力学性质,在聚能方向煤体所受压应力峰值 是非聚能方向的 1. 10 ~ 1. 29 倍,有效地促进了裂隙的扩展; 且主聚能方向煤体所受压应力峰值由次聚能方向的 0. 85 倍增大 到 1. 06 倍,放缓了煤体所受应力的衰减速度. 此外,煤层深孔聚能爆破工程应用实验表明,聚能爆破后抽采孔平均瓦斯含量 是聚能爆破前的 1. 58 倍,有效地提高了煤层透气性和瓦斯抽采率. 关键词 煤层; 聚能爆破; 致裂; 增透; 数值模拟 分类号 TD712 Dynamic effects of deep-hole cumulative blasting in coal seam and its application GUO De-yong ,ZHAO Jie-chao,L Peng-fei,ZHAI Min School of Resource and Safety Engineering,China University of Mining and Technology ( Beijing) ,Beijing 100083,China  Corresponding author,E-mail: kjkfg@ cumtb. edu. cn ABSTRACT A model of cumulative blasting was established to study the mechanism of crack propagation and permeability increas￾ing under cumulative blasting in a coal seam. The forming mechanism of shaped charge jet,the propagation characteristics of stress wave and detonation wave,the stress distribution characteristics of coal elements,and the mechanism of crack extension under cumula￾tive blasting were investigated by theoretical analysis and numerical simulation. It is found that the propagation characteristics of deto￾nation wave promote the forming of cumulative jet,and change the propagation characteristics of stress wave and the stress distribution characteristics of coal elements significantly. The stress peak values of coal in the major and minor cumulative directions are 1. 10-- 1. 29 times that of coal in the non-cumulative direction,and the stress peak value of coal in the major cumulative direction increases from 0. 85 times that of coal in the minor cumulative direction to 1. 06 times in the range of blasting effect,slowing down the attenua￾tion rate of the stress peak value of coal and increasing the crack propagation velocity. Besides,field experimental results of cumulative blasting in a coal seam indicate that the average concentration of extracted gas after blasting is 1. 58 times that before blasting,and cu￾mulative blasting can promote crack propagation effectively. KEY WORDS coal seams; cumulative blasting; crack propagation; antireflection; numerical simulation 收稿日期: 2016--09--22 基金项目: 国家自然科学基金资助项目( 41430640,41072118) 随着煤炭开采深度逐渐向深部延伸,煤矿安全形 势日趋严峻,主要表现为高瓦斯低透气性煤层增多,瓦 斯抽采困难加剧,瓦斯灾害事故频发. 煤层松动爆破卸压增透技术为解决高瓦斯低透气 性煤层瓦斯灾害问题提供新途径. 根据药卷结构的差 异,常用 的 松 动 爆 破 可 归 纳 为 三 类: Ⅰ 类 是 常 规 爆 破[1--5],即常规药卷在煤( 岩) 体内起爆,炮孔壁均匀受 力产生导通裂隙,提高煤层透气性; Ⅱ类是切缝药卷爆

·1682 工程科学学报,第38卷,第12期 破6幻,在装药管的特定方向切割缝槽,利用缝槽来改 每种类型有各自的特点.本文结合煤层深孔聚能爆 变爆轰产物对炮孔壁作用的均衡性:Ⅲ类是聚能药卷 破增透实验,重点分析线性轴对称侧向聚能药卷(见 爆破网,利用聚能槽在药卷爆炸时产生的聚能效应促 图1(a)).在聚能药卷被引爆瞬间爆轰波由起爆点 使爆轰能量高度集聚,从而达到提高定向破坏的目的 沿径向向外传播,由于聚能槽的存在,主聚能方向的 与岩石相比,煤体内部裂隙更发育,力学强度较低,采 炸药层相对较薄,爆轰迅速结束,而其他方向爆轰波 用常规药卷爆破时因煤体粉碎严重而消耗较多的炸药 可以继续传播。基于爆轰波的传播特性,爆轰波 能量,导致裂隙区减小,增透效果受到限制。相对而 沿着垂直于聚能槽两翼面的方向冲击压缩聚能槽, 言,切缝药卷利用缝槽提供卸压空间集聚爆轰产物,能 在聚能槽处形成较高的爆轰压力区,槽内空气因高 取得较好的增透效果:而聚能药卷在利用聚能槽提供 压压缩引起的冲击碰撞而形成高压、高速和高能的气 卸压空间集聚爆轰产物的同时辅以金属罩来强化聚能 体流(聚能流),集中作用于对应的炮孔壁上,产生初 效应,爆炸能量定向集聚,弱化煤体的粉碎作用,粉碎 始径向裂隙 区减小,促进裂隙的扩展,增透效果更明显 为了提高聚能流对煤岩体的破坏能力,在聚能槽 为探讨煤层深孔聚能爆破的致裂增透机理,在爆 内衬上密度较大的金属罩来强化聚能药卷的能量集聚 破参数和施工工艺研究的基础上,本文对聚能药 作用. 卷起爆时聚能槽的作用方式、聚能结构的聚能机理以 1.2聚能射流成型机理 及煤体裂隙扩展机理进行理论分析.运用有限元程序 当聚能药卷被引爆时,爆轰波将由起爆点以球面 LS-DYNA模拟研究聚能爆破时聚能射流的成型机理、 波的形式向周围炸药传播,如图1所示.当爆轰波的 爆轰波和应力波的传播特征、煤体单元所受应力特点 运动半径为R,时遭遇聚能槽,聚能槽在高压爆轰产物 及其对裂隙扩展的影响.此外,结合平煤股份十矿高 作用下逐渐被压垮,在点A。处发生碰撞并被挤压成曲 瓦斯、低透气性煤层深孔聚能爆破实验所得数据进一 面B,A,B2·随着爆轰波的继续传播,聚能槽的轴面先 步验证聚能爆破的动力效应 后在点A,A,等处发生碰撞,依次被压垮成曲面B21A B2和面BAB2(见图1(b).最终金属罩在高压爆 1聚能爆破的动力冲击作用 轰产物作用下被彻底压垮变形并与槽内的高压气体流 1.1聚能装药的聚能机理 一起在侧向形成两股对称的穿透力更强的“刀型”混 根据聚能结构的不同聚能药卷可分为多种类型, 合聚能射流切割炮孔周围介质的 (a) 爆轰波、 聚能槽 起爆点 炸药 图1聚能药卷(a)及聚能装置被压垮过程示意图(b) Fig.1 Energy collection explosive (a)and the overwhelmed process of its cumulative energy groove (b) 1.3煤层聚能爆破裂隙扩展分析 强度因子修正系数,为炮孔半径,L为当前时刻径向 聚能药卷起爆后高压聚能射流快速侵彻对应炮孔 裂隙的长度,σ为煤体单元速度差引起的切向拉应力. 壁并在煤体内产生冲击波,使煤体集中受压产生径向 聚能射流随其侵彻运动逐渐衰减,当其侵彻作用 位移和伴生的切向拉伸应力.非聚能方向爆轰产物相 终止时,裂隙尖端处的应力强度因子可表示为 对均匀膨胀,沿径向均匀压缩炮孔壁,见图2. K=PB√m(r+L)+gL (2) 裂隙扩展时,其尖端处的应力强度因子a为 式中,P。为聚能射流侵彻终止时裂隙尖端所受的压力. K,=PB√m(r+L+o√L (1) 根据断裂力学理论,当裂隙端处的应力强度因子 式中,P为裂隙扩展时裂隙尖端所受的压力,B为应力 (K)大于煤体断裂韧性(Kc)时裂隙开始扩展.裂隙

工程科学学报,第 38 卷,第 12 期 破[6--8],在装药管的特定方向切割缝槽,利用缝槽来改 变爆轰产物对炮孔壁作用的均衡性; Ⅲ类是聚能药卷 爆破[9],利用聚能槽在药卷爆炸时产生的聚能效应促 使爆轰能量高度集聚,从而达到提高定向破坏的目的. 与岩石相比,煤体内部裂隙更发育,力学强度较低,采 用常规药卷爆破时因煤体粉碎严重而消耗较多的炸药 能量,导致裂隙区减小,增透效果受到限制. 相对而 言,切缝药卷利用缝槽提供卸压空间集聚爆轰产物,能 取得较好的增透效果; 而聚能药卷在利用聚能槽提供 卸压空间集聚爆轰产物的同时辅以金属罩来强化聚能 效应,爆炸能量定向集聚,弱化煤体的粉碎作用,粉碎 区减小,促进裂隙的扩展,增透效果更明显. 为探讨煤层深孔聚能爆破的致裂增透机理,在爆 破参数和施工工艺研究[10--14]的基础上,本文对聚能药 卷起爆时聚能槽的作用方式、聚能结构的聚能机理以 及煤体裂隙扩展机理进行理论分析. 运用有限元程序 LS--DYNA 模拟研究聚能爆破时聚能射流的成型机理、 爆轰波和应力波的传播特征、煤体单元所受应力特点 及其对裂隙扩展的影响. 此外,结合平煤股份十矿高 瓦斯、低透气性煤层深孔聚能爆破实验所得数据进一 步验证聚能爆破的动力效应. 1 聚能爆破的动力冲击作用 1. 1 聚能装药的聚能机理 根据聚能结构的不同聚能药卷可分为多种类型, 每种类型有各自的特点. 本文结合煤层深孔聚能爆 破增透实验,重点分析线性轴对称侧向聚能药卷( 见 图 1( a) ) . 在聚能药卷被引爆瞬间爆轰波由起爆点 沿径向向外传播,由于聚能槽的存在,主聚能方向的 炸药层相对较薄,爆轰迅速结束,而其他方向爆轰波 可以继续传播. 基于爆轰波的传播特性[15],爆轰波 沿着垂直于聚能槽两翼面的方向冲击压缩聚能槽, 在聚能槽处形成较高的爆轰压力区,槽内空气因高 压压缩引起的冲击碰撞而形成高压、高速和高能的气 体流( 聚能流) ,集中作用于对应的炮孔壁上,产生初 始径向裂隙. 为了提高聚能流对煤岩体的破坏能力,在聚能槽 内衬上密度较大的金属罩来强化聚能药卷的能量集聚 作用. 1. 2 聚能射流成型机理 当聚能药卷被引爆时,爆轰波将由起爆点以球面 波的形式向周围炸药传播,如图 1 所示. 当爆轰波的 运动半径为 R0时遭遇聚能槽,聚能槽在高压爆轰产物 作用下逐渐被压垮,在点 A0处发生碰撞并被挤压成曲 面 B11A1B12 . 随着爆轰波的继续传播,聚能槽的轴面先 后在点 A1、A2等处发生碰撞,依次被压垮成曲面 B21 A2 B22和面 B31A3 B32 ( 见图 1( b) ) . 最终金属罩在高压爆 轰产物作用下被彻底压垮变形并与槽内的高压气体流 一起在侧向形成两股对称的穿透力更强的“刀型”混 合聚能射流切割炮孔周围介质[15]. 图 1 聚能药卷( a) 及聚能装置被压垮过程示意图( b) Fig. 1 Energy collection explosive ( a) and the overwhelmed process of its cumulative energy groove ( b) 1. 3 煤层聚能爆破裂隙扩展分析 聚能药卷起爆后高压聚能射流快速侵彻对应炮孔 壁并在煤体内产生冲击波,使煤体集中受压产生径向 位移和伴生的切向拉伸应力. 非聚能方向爆轰产物相 对均匀膨胀,沿径向均匀压缩炮孔壁,见图 2. 裂隙扩展时,其尖端处的应力强度因子[16]为 KI = PB 槡π( r + L) + σ 槡πL. ( 1) 式中,P 为裂隙扩展时裂隙尖端所受的压力,B 为应力 强度因子修正系数,r 为炮孔半径,L 为当前时刻径向 裂隙的长度,σ 为煤体单元速度差引起的切向拉应力. 聚能射流随其侵彻运动逐渐衰减,当其侵彻作用 终止时,裂隙尖端处的应力强度因子可表示为 KI = P0B 槡π( r + L) + σ 槡πL. ( 2) 式中,P0为聚能射流侵彻终止时裂隙尖端所受的压力. 根据断裂力学理论,当裂隙端处的应力强度因子 ( KI ) 大于煤体断裂韧性( KIC ) 时裂隙开始扩展. 裂隙 ·1682·

郭德勇等:煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 1683· 0.5cm,炮孔半径3.75cm,铝质聚能槽厚度0.2cm,药 卷半径2.25cm.考虑到计算模型的对称性,只需构建 爆波、 1/4模型,如图3所示.综合运用映射和扫掠的方法进 行网格划分,共划分单元数335909,节点数979917.取 计算时间步长为2us. 模型的边界条件为:在左边界面上设置X向约 束,在下边界面上设置Y向约束,在前后面上均设置Z 向约束:为消除应力波在人工边界处反射叠加作用对 樱能药煤体 煤体致裂效果的影响,选择上边界面和右边界面上的 图2聚能爆破作用机理 所有节点并施加无反射边界约束 Fig.2 Splitting principle of cumulative blasting 2.2炸药的状态方程及参数 起裂条件为 实验采用煤矿许用的三级乳化柱状炸药作为聚能 药卷的制作材料,在LS-DYNA程序中,炸药爆轰压力 Po> Kc-o√L (3) 可用由Lee在Jones和Wilkins的研究基础上提出的 B√a(r+L) JWL状态方程m表示,即 随着聚能射流侵彻作用的衰减,大量的爆生气体 迅速膨胀并进入初始裂隙内形成准静态应力场,若爆 B.-4( 生气体在裂隙尖端形成的压力P满足下式,则裂隙继 (5) 续扩展: 式中:P为炸药爆轰压力:E。为初始内能:V为相对体 P> Kc-o√L (4) 积;A、By1y,和ω均为与炸药相关的材料常数,可采 B√a(r+L) 用拟合方法获取.乳化炸药参数及拟合JWL状态方程 聚能爆破时,在聚能效应作用下聚能方向相邻煤 参数见表1. 体单元间的速度差比非聚能方向的大,因而在聚能方 2.3材料的破坏准则 向由相邻煤体单元速度差引起的切向拉伸应力σ大 在爆炸冲击载荷作用下,煤岩体的破裂形式主要 于非聚能方向,由式(4)可知聚能效应降低了聚能方 有压剪破坏和拉应力破坏两种方式.基于聚能爆破的 向裂隙扩展所需的压力P,更有利于裂隙在该方向的 作用特点,采用MAT_PLASTIC._KINEMATIC材料模型 发育与扩展. 来表征煤岩材料,煤岩体所受拉、压应力P满足下式 2数值建模与参数选择 时,材料破裂失效,不再承受力的作用切: rP≥P' 2.1模型尺寸及边界控制 (6) lP≤Pa 为研究煤层深孔聚能爆破的动力效应,利用非线 式中,P为材料失效时的最大抗压强度,Pn为材料 性动力分析软件构建三维数值计算模型.模型由炸 失效时的最小抗拉强度(取负值). 药、聚能槽、空气和煤体四部分组成,单元类型为Solid 数值计算中采用的煤层物理力学参数都是基于现 164,采用流-固耦合算法.模型尺寸800cm×600cm× 场所采集煤岩样品的实测数据,密度p=1384kgm3, 设为无反射边界 0.3 cm 400cm 设 设 无反 置 煤体 射 Z向约 束 聚能药卷 I-I剖而 设置Y向约束 图3聚能爆破数值分析模型 Fig.3 Numerical simulation model of cumulative blasting

郭德勇等: 煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 图 2 聚能爆破作用机理 Fig. 2 Splitting principle of cumulative blasting 起裂条件为 P0 > KIC - σ 槡πL B 槡π( r + L) . ( 3) 随着聚能射流侵彻作用的衰减,大量的爆生气体 迅速膨胀并进入初始裂隙内形成准静态应力场,若爆 生气体在裂隙尖端形成的压力 P 满足下式,则裂隙继 续扩展: P > KIC - σ 槡πL B 槡π( r + L) . ( 4) 聚能爆破时,在聚能效应作用下聚能方向相邻煤 体单元间的速度差比非聚能方向的大,因而在聚能方 向由相邻煤体单元速度差引起的切向拉伸应力 σ 大 于非聚能方向,由式( 4) 可知聚能效应降低了聚能方 向裂隙扩展所需的压力 P,更有利于裂隙在该方向的 发育与扩展. 2 数值建模与参数选择 图 3 聚能爆破数值分析模型 Fig. 3 Numerical simulation model of cumulative blasting 2. 1 模型尺寸及边界控制 为研究煤层深孔聚能爆破的动力效应,利用非线 性动力分析软件构建三维数值计算模型. 模型由炸 药、聚能槽、空气和煤体四部分组成,单元类型为 Solid 164,采用流--固耦合算法. 模型尺寸 800 cm × 600 cm × 0. 5 cm,炮孔半径 3. 75 cm,铝质聚能槽厚度 0. 2 cm,药 卷半径 2. 25 cm. 考虑到计算模型的对称性,只需构建 1 /4 模型,如图 3 所示. 综合运用映射和扫掠的方法进 行网格划分,共划分单元数 335909,节点数 979917. 取 计算时间步长为 2 μs. 模型的边界条件为: 在左边界面上设置 X 向约 束,在下边界面上设置 Y 向约束,在前后面上均设置 Z 向约束; 为消除应力波在人工边界处反射叠加作用对 煤体致裂效果的影响,选择上边界面和右边界面上的 所有节点并施加无反射边界约束. 2. 2 炸药的状态方程及参数 实验采用煤矿许用的三级乳化柱状炸药作为聚能 药卷的制作材料,在 LS--DYNA 程序中,炸药爆轰压力 可用由 Lee 在 Jones 和 Wilkins 的研究基础上提出的 JWL 状态方程[17--19]表示,即 Pe = ( A 1 - ω γ1 ) V e - γ1V + B ( 1 - ω γ2 ) V e - γ2V + ωE0 V . ( 5) 式中: Pe为炸药爆轰压力; E0 为初始内能; V 为相对体 积; A、B、γ1、γ2和 ω 均为与炸药相关的材料常数,可采 用拟合方法获取. 乳化炸药参数及拟合 JWL 状态方程 参数见表 1. 2. 3 材料的破坏准则 在爆炸冲击载荷作用下,煤岩体的破裂形式主要 有压剪破坏和拉应力破坏两种方式. 基于聚能爆破的 作用特点,采用 MAT_PLASTIC_KINEMATIC 材料模型 来表征煤岩材料,煤岩体所受拉、压应力 P 满足下式 时,材料破裂失效,不再承受力的作用[17]: P≥Pmax, P≤Pmin { . ( 6) 式中,Pmax为材料失效时的最大抗压强度,Pmin为材料 失效时的最小抗拉强度( 取负值) . 数值计算中采用的煤层物理力学参数都是基于现 场所采集煤岩样品的实测数据,密度 ρ = 1384 kg·m - 3 , ·1683·

·1684 工程科学学报,第38卷,第12期 表1煤矿许用乳化炸药参数 Table 1 Parameters of the emulsion explosive 密度,kgm3 爆速,D/(msl)爆轰压力,Pc-/GPa A/GPa B/GPa Y Y2 Eo/GPa 1140 3200 2.9184 246.1 10.26 7.177 2.401 0.069 4.19 弹性模量E=2.9GPa,泊松比4=0.4. 运移过程 3数值计算结果与分析 由图4可知,在聚能药卷爆炸初期聚能槽侧炸药 层相对较薄,聚能槽的两翼在高温和高压的爆轰产物 3.1聚能射流的形成和运移过程 作用下快速相向运动并发生碰撞,同时沿径向被压缩 聚能药卷在炮孔内起爆后,聚能槽被压垮闭合形 变形逐渐形成杵体部分和射流尖端(见图4(b)).随 成聚能射流.图4是计算结果后处理时将模型分别沿 着远离药卷轴心聚能槽变形加剧,由于杵体部分速度 Y-Z和X一Z平面镜像对称后得到的聚能射流形成和 相对较慢而逐渐被拉长形成聚能射流(见图4(©). 聚能槽的体积分数% 聚能槽的体积分数% 聚能槽的体积分数% 10 100 90 90 00050 6 6 50- 40 3 20 2 20 10 0- 0 图4聚能爆破时聚能射流的形成和运移过程.(a)5.996μ5:(b)15.998μ5:(c)29.990μs Fig.4 Process of shaped charge formation and migration under cumulative blasting:(a)5.996 us:(b)15.998 us:(c)29.990us 3.2爆炸应力波的传播特性 爆轰波的传播受聚能结构影响较大,传播到炮孔壁的 根据现场实验采用聚能药卷的特点,数值计算采 爆轰能量被削弱,孔壁处煤体粉碎作用减弱,粉碎区减 用线性轴对称侧向聚能药卷,由药卷中心点起爆.图5 小.在主聚能方向,爆轰波遇到聚能槽时爆轰能量被 是计算结果后处理时将模型分别沿Y一Z和一Z平面 部分吸收而衰减,导致传至煤体内的应力波形成和传 镜像对称后得到的爆炸应力波在煤体内的传播过程. 播滞后,应力强度减小,粉碎作用减弱:而聚能射流形 常规药卷在煤体内爆破时,爆炸应力波呈同心圆 成后爆轰能量高度集聚,冲击作用面减小,粉碎区减小 状由炮孔中心沿径向向外传播四,炮孔壁均匀受力形 3.3煤体单元力学性质分析 成近圆形粉碎区.而聚能爆破时在次聚能方向,爆炸 为深入研究聚能爆破载荷作用下裂隙的扩展机 初期爆轰波的传播受聚能结构的影响较小,在该区煤 理,以炮孔为中心,由内至外沿径向每隔一段距离取一 体中优先出现明显的应力集中区(见图5(a):随后, 组测点单元,每组仅列出三个典型位置的测点,分别为 爆轰波遇到聚能槽并发生部分反射,反射回的爆轰波 主聚能方向、非聚能方向和次聚能方向,如图6所示, 促进次聚能方向爆轰产物的集聚,应力集中更明显 由内至外依次为R4=0.4m、R,=0.8m、R。=1.2m、 (见图5(b)),当其应力强度大于煤体动态抗压强度 R7=1.6m、R.=2.0m和R。=2.4m. 时,炮孔壁煤体单元将会被破坏失效.在非聚能方向, 为量化分析聚能爆破后煤体单元的力学性质,根 b c 应力MPa 应力Pa 应力Pa 470.4 167.3 93.84 423.1- 147.6 84.25 375.8- 128.0 74.65 328.6 1083 65.06 281.3 88.64 55.46 234.1 68.99 45.87 868 49.33 36.27 139.6 29.68 26.68 92.31 10.02 17.09 45.05- 9.636- 7491- -2208- -29.29- -2.104- 图5聚能爆破时应力波的传播过程.(a)31.969μ5;49.968us:175.967μs Fig.5 Propagation of stress wave under cumulative blasting:(a)31.969 us:49.968 us:175.967 us

工程科学学报,第 38 卷,第 12 期 表 1 煤矿许用乳化炸药参数 Table 1 Parameters of the emulsion explosive 密度,ρ0 /kg·m - 3 爆速,D/( m·s - 1 ) 爆轰压力,PC--J /GPa A /GPa B /GPa γ1 γ2 ω E0 /GPa 1140 3200 2. 9184 246. 1 10. 26 7. 177 2. 401 0. 069 4. 19 弹性模量 E = 2. 9 GPa,泊松比 μ = 0. 4. 3 数值计算结果与分析 3. 1 聚能射流的形成和运移过程 聚能药卷在炮孔内起爆后,聚能槽被压垮闭合形 成聚能射流. 图 4 是计算结果后处理时将模型分别沿 Y--Z 和 X--Z 平面镜像对称后得到的聚能射流形成和 运移过程. 由图 4 可知,在聚能药卷爆炸初期聚能槽侧炸药 层相对较薄,聚能槽的两翼在高温和高压的爆轰产物 作用下快速相向运动并发生碰撞,同时沿径向被压缩 变形逐渐形成杵体部分和射流尖端( 见图 4( b) ) . 随 着远离药卷轴心聚能槽变形加剧,由于杵体部分速度 相对较慢而逐渐被拉长形成聚能射流( 见图 4( c) . 图 4 聚能爆破时聚能射流的形成和运移过程. ( a) 5. 996 μs; ( b) 15. 998 μs; ( c) 29. 990 μs Fig. 4 Process of shaped charge formation and migration under cumulative blasting: ( a) 5. 996 μs; ( b) 15. 998 μs; ( c) 29. 990 μs 图 5 聚能爆破时应力波的传播过程. ( a) 31. 969 μs; 49. 968 μs; 175. 967 μs Fig. 5 Propagation of stress wave under cumulative blasting: ( a) 31. 969 μs; 49. 968 μs; 175. 967 μs 3. 2 爆炸应力波的传播特性 根据现场实验采用聚能药卷的特点,数值计算采 用线性轴对称侧向聚能药卷,由药卷中心点起爆. 图 5 是计算结果后处理时将模型分别沿 Y--Z 和 X--Z 平面 镜像对称后得到的爆炸应力波在煤体内的传播过程. 常规药卷在煤体内爆破时,爆炸应力波呈同心圆 状由炮孔中心沿径向向外传播[20],炮孔壁均匀受力形 成近圆形粉碎区. 而聚能爆破时在次聚能方向,爆炸 初期爆轰波的传播受聚能结构的影响较小,在该区煤 体中优先出现明显的应力集中区( 见图 5( a) ) ; 随后, 爆轰波遇到聚能槽并发生部分反射,反射回的爆轰波 促进次聚能方向爆轰产物的集聚,应力集中更明显 ( 见图 5( b) ) ,当其应力强度大于煤体动态抗压强度 时,炮孔壁煤体单元将会被破坏失效. 在非聚能方向, 爆轰波的传播受聚能结构影响较大,传播到炮孔壁的 爆轰能量被削弱,孔壁处煤体粉碎作用减弱,粉碎区减 小. 在主聚能方向,爆轰波遇到聚能槽时爆轰能量被 部分吸收而衰减,导致传至煤体内的应力波形成和传 播滞后,应力强度减小,粉碎作用减弱; 而聚能射流形 成后爆轰能量高度集聚,冲击作用面减小,粉碎区减小. 3. 3 煤体单元力学性质分析 为深入研究聚能爆破载荷作用下裂隙的扩展机 理,以炮孔为中心,由内至外沿径向每隔一段距离取一 组测点单元,每组仅列出三个典型位置的测点,分别为 主聚能方向、非聚能方向和次聚能方向,如图 6 所示, 由内至外依次为 R4 = 0. 4 m、R5 = 0. 8 m、R6 = 1. 2 m、 R7 = 1. 6 m、R8 = 2. 0 m 和 R9 = 2. 4 m. 为量化分析聚能爆破后煤体单元的力学性质,根 ·1684·

郭德勇等:煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 1685 R1:191539号单元 应力峰值居中,为38.94MPa,分别是次聚能方向和非 煤体 R2:186224号单元 R:335661号单元 聚能方向压应力峰值的0.85倍和1.10倍:随着应力 R:207659号单元 波的传播,压应力峰值逐渐衰减,但是在聚能射流作用 R:198277号单元 下,主聚能方向的压应力峰值衰减速度比次聚能方向 R:335710号单元 R:222849号单元 和非聚能方向均小.在R,=2.4m测点处,非聚能方向 Ra:209403号单元 的压应力峰值最小,为14.05MPa,次聚能方向的压应 能方向 非聚能方向 Ra:335754号单元 R1:236799号单元 力峰值为15.80MPa,而主聚能方向的压应力峰值为 R2:219912号单元 16.77MPa,分别是次聚能方向和非聚能方向压应力峰 R R:335794号单元 R:250129号单元 值的1.06倍和1.19倍.因此,聚能爆破时受聚能结构 R:230113号单元 R:335830号单元 的影响,在粉碎区非聚能方向的煤体单元所受压应力 R1:262839号单元 峰值较小,有效地抑制该方向煤体单元的粉碎作用,减 R R2:240006号单元 主聚能方向 R阳:335864号单元 小粉碎区范围:在裂隙区聚能方向煤体单元所受压应 力峰值较大,是非聚能方向的1.10~1.29倍,其中主 图6聚能爆破模型中不同测点单元分布 聚能方向煤体单元所受压应力峰值是非聚能方向的 Fig.6 Schematic diagram of different selecting elements in the mod- 1.10~1.19倍,次聚能方向煤体单元所受压应力峰值 el of cumulative blasting 是非聚能方向的1.12~1.29倍,促进裂隙的发育与扩 据已取各测点单元所受应力状态绘制炮孔周边不同距 展,增大裂隙区范围.此外,在聚能射流的影响下,主 离处煤体单元的应力变化曲线(见图7). 聚能方向的煤体单元所受压应力的衰减速度最小,其 由图7可知,各组测点单元的压、拉应力峰值到达 应力峰值由次聚能方向的0.85倍增大到1.06倍,由 时间及其峰值大小均存在较大的差异.在爆破初始阶 非聚能方向的1.10倍增大到1.19倍,从而增加压应 段受聚能结构的影响,主聚能方向应力波在煤体内的 力的作用范围,有效提高炸药能量的利用率 传播相对滞后,在测点范围内,主聚能方向的测点单元 3.4聚能爆破致裂增透工程实验验证 达到其压应力峰值的时间比次聚能方向滞后约6μs. 3.4.1实验区瓦斯地质条件 在R,=0.4m测点处,非聚能方向的压应力峰值最小, 平煤股份十矿己s.6-24130工作面所采煤层属二 为35.53MPa;而次聚能方向的压应力峰值最大,为 叠系下统山西组.工作面位于矿井己四采区的第五区 45.82MPa,是非聚能方向的1.29倍;主聚能方向的压 段,西部紧靠三水平己组系统,向东直至井田的边界, 48r 32 21 32 18 16 16 100 200 300 400 500 200 400 600 800 1000 400 800 1200 1600 时间/s 时间μs 时间s 24m 21 ) ..R 6 --Ra 12 -Ro 800 1200160020002400 1000 1500 2000 2500 1200 1800 2400 3000 时间s 时间s 时间s 图7聚能爆破时不同测点单元所受应力分布特征.(a)R=0.4m;(b)R=0.8m:(c)R6=1.2m:(d)R,=1.6m:(e)Rg=2.0m:(0Rg= 2.4m Fig.7 Stress distribution of different coal elements around the borehole under cumulative blasting:(a)Ra =0.4m:(b)Rs =0.8 m:(c)R=1.2 m:(d)R2=1.6m:(e)Rs=2.0m:(f0Rg=2.4m

郭德勇等: 煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 图 6 聚能爆破模型中不同测点单元分布 Fig. 6 Schematic diagram of different selecting elements in the mod￾el of cumulative blasting 据已取各测点单元所受应力状态绘制炮孔周边不同距 离处煤体单元的应力变化曲线( 见图 7) . 图 7 聚能爆破时不同测点单元所受应力分布特征. ( a) R4 = 0. 4 m; ( b) R5 = 0. 8 m; ( c) R6 = 1. 2 m; ( d) R7 = 1. 6 m; ( e) R8 = 2. 0 m; ( f) R9 = 2. 4 m Fig. 7 Stress distribution of different coal elements around the borehole under cumulative blasting: ( a) R4 = 0. 4 m; ( b) R5 = 0. 8 m; ( c) R6 = 1. 2 m; ( d) R7 = 1. 6 m; ( e) R8 = 2. 0 m; ( f) R9 = 2. 4 m 由图 7 可知,各组测点单元的压、拉应力峰值到达 时间及其峰值大小均存在较大的差异. 在爆破初始阶 段受聚能结构的影响,主聚能方向应力波在煤体内的 传播相对滞后,在测点范围内,主聚能方向的测点单元 达到其压应力峰值的时间比次聚能方向滞后约 6 μs. 在 R4 = 0. 4 m 测点处,非聚能方向的压应力峰值最小, 为 35. 53 MPa; 而次聚能 方 向 的 压 应 力 峰 值 最 大,为 45. 82 MPa,是非聚能方向的 1. 29 倍; 主聚能方向的压 应力峰值居中,为 38. 94 MPa,分别是次聚能方向和非 聚能方向压应力峰值的 0. 85 倍和 1. 10 倍; 随着应力 波的传播,压应力峰值逐渐衰减,但是在聚能射流作用 下,主聚能方向的压应力峰值衰减速度比次聚能方向 和非聚能方向均小. 在 R9 = 2. 4 m 测点处,非聚能方向 的压应力峰值最小,为 14. 05 MPa,次聚能方向的压应 力峰值为 15. 80 MPa,而主聚能方向的压应力峰值为 16. 77 MPa,分别是次聚能方向和非聚能方向压应力峰 值的1. 06 倍和1. 19 倍. 因此,聚能爆破时受聚能结构 的影响,在粉碎区非聚能方向的煤体单元所受压应力 峰值较小,有效地抑制该方向煤体单元的粉碎作用,减 小粉碎区范围; 在裂隙区聚能方向煤体单元所受压应 力峰值较大,是非聚能方向的 1. 10 ~ 1. 29 倍,其中主 聚能方向煤体单元所受压应力峰值是非聚能方向的 1. 10 ~ 1. 19 倍,次聚能方向煤体单元所受压应力峰值 是非聚能方向的 1. 12 ~ 1. 29 倍,促进裂隙的发育与扩 展,增大裂隙区范围. 此外,在聚能射流的影响下,主 聚能方向的煤体单元所受压应力的衰减速度最小,其 应力峰值由次聚能方向的 0. 85 倍增大到 1. 06 倍,由 非聚能方向的 1. 10 倍增大到 1. 19 倍,从而增加压应 力的作用范围,有效提高炸药能量的利用率. 3. 4 聚能爆破致裂增透工程实验验证 3. 4. 1 实验区瓦斯地质条件 平煤股份十矿己15,16 --24130 工作面所采煤层属二 叠系下统山西组. 工作面位于矿井己四采区的第五区 段,西部紧靠三水平己组系统,向东直至井田的边界, ·1685·

·1686 工程科学学报,第38卷,第12期 南部是已经回采结束的己5.6一24110工作面,北部是 ·一非爆破影响区 未开采区域.地面标高为+300~+462m,井下标高为 爆破前! 爆破后 ·爆破影响区 -665~-705m.该区段地质构造相对简单,煤层倾 角10°~12°.煤层最大瓦斯压力1.0MPa,最大瓦斯含 -68.72% 量12.5m3·t,煤层透气性系数较低(约为0.052~ 60 0.076m2·MPa2·d),属于较难抽放煤层. 43.532 3.4.2爆破钻孔设计 45 ★444.16% 根据实验方案和现场工程地质条件,沿煤层倾向 布置顺层爆破孔,采用空气不耦合装药,炮孔直径75 42.95% 00 mm,装药直径45mm,孔深45m,封孔长度10m,孔间 681012141618 时间d 距14m,单孔装药量30kg,采用铝质聚能槽,槽厚2 图9煤层深孔聚能爆破前后钻孔平均瓦斯体积分数对比 mm.爆破孔周边布置孔深95m的瓦斯抽采钻孔联网 Fig.9 Contrast diagram of the average volume fraction of gas before 抽采煤层瓦斯,并连续跟踪测试爆破前后抽采孔瓦斯 and after cumulative blasting 含量变化,各钻孔布置见图8. 4结论 (1)聚能药卷起爆时,高压爆轰产物垂直作用于 聚能槽两翼面,在聚能槽表面形成应力集中区,冲击压 缩聚能槽使其转化为高能聚能射流,有效地提高主聚 -14m- -14m 能方向的能流密度,达到定向聚能的目的 己56-24130机巷 。-一聚能爆破孔一瓦斯抽采孔 (2)聚能爆破的聚能效应导致煤体力学性质发生 显著变化,爆轰能量定向集聚导致非聚能方向冲击波 图8平煤股份十矿己15.1624130机巷钻孔布置示意图 强度减弱,抑制煤体的粉碎作用:在测点范围内主聚能 Fig.8 Schematic diagram of boreholes in the workplace of Fis, 方向煤体单元所受压应力峰值由次聚能方向的0.85 24130 in Pingdingshan No.10 Coal Mine 倍增大到1.06倍,同时是非聚能方向的1.10~1.19 3.4.3致裂增透效果分析 倍,表明在主聚能方向聚能射流既增大煤体裂隙尖端 通过对比分析实施煤层深孔聚能爆破前后爆破影 的切向拉伸应力,又减缓煤体单元所受压应力的衰减 响区和毗邻的非爆破影响区抽采孔瓦斯含量变化值可 速度,增大裂隙扩展地速度与范围 以定量地分析煤层深孔聚能爆破的致裂增透效果,间 (3)工程应用结果表明,实施煤层深孔聚能爆破 接地反映出煤体裂隙的发育与扩展状况. 前后非爆破影响区各钻孔瓦斯体积分数值变化不大, 分别选取爆破影响区和毗邻的非爆破影响区内煤 而爆破影响区各钻孔平均瓦斯瓦斯体积分数值由爆破 层瓦斯抽采孔各12个进行对比分析,在实施聚能爆破 前的43.53%增加到爆破后68.72%,增幅高达58%, 前后连续17d(其中爆破前为3d,爆破后为14d)测量 有效地促进煤体裂隙的发育与扩展,提高煤层瓦斯抽 所选抽采孔的瓦斯含量值.为尽量减小各种偶然因素 采率,增透效果显著。 对抽采孔内瓦斯含量的影响,把所得数据进行平均处 理.图9是实施聚能爆破前后钻孔平均瓦斯含量对比 参考文献 结果 由图9可知,实施聚能爆破前爆破影响区和非爆 [Cho S H,Kaneko K.Influence of the applied pressure waveform on the dynamic fracture processes in rock.Int J Rock Mech Min 破影响区内煤层各抽采孔平均瓦斯含量值分别为 Sci,2004,41(5):771 43.53%和42.95%,相差不大,表明爆破前所选区域 Gong M,Liu W B.Wang D S,et al.Controlled blasting tech- 煤体裂隙发育程度基本一致.深孔聚能爆破后爆破影 nique to improve gas pre-drainage effect in a coal mine.J Unie Sci 响区抽采孔平均瓦斯体积分数值有明显、稳定的增加, Technol Beijing,2006,28(3):223 为68.72%,是爆破前的1.58倍:而非爆破影响区抽采 (龚敏,刘万波,王德胜,等.提高煤矿瓦斯抽放效果的控制 孔平均瓦斯体积分数为44.16%,与深孔聚能爆破前 爆破技术.北京科技大学学报,2006,28(3):223) B Liu J,Liu Z G.Shi B M.Study on the roadway excavation rapidly 相比无明显差异,表明聚能爆破能够有效地促进煤体 in the low permeability outburst coal seam.I China Coal Soc, 裂隙的发育和扩展,为瓦斯提供运移通道,增加煤层透 2007,32(8):827 气性系数,减小瓦斯抽采阻力,提高煤层瓦斯抽采率. (刘健,刘泽功,石必明,等.低透气性突出煤层巷道快速掘

工程科学学报,第 38 卷,第 12 期 南部是已经回采结束的己15,16 --24110 工作面,北部是 未开采区域. 地面标高为 + 300 ~ + 462 m,井下标高为 - 665 ~ - 705 m. 该区段地质构造相对简单,煤层倾 角 10° ~ 12°. 煤层最大瓦斯压力 1. 0 MPa,最大瓦斯含 量 12. 5 m3 ·t - 1 ,煤层透气性系数较低( 约为 0. 052 ~ 0. 076 m2 ·MPa - 2 ·d - 1 ) ,属于较难抽放煤层. 3. 4. 2 爆破钻孔设计 根据实验方案和现场工程地质条件,沿煤层倾向 布置顺层爆破孔,采用空气不耦合装药,炮孔直径 75 mm,装药直径 45 mm,孔深 45 m,封孔长度 10 m,孔间 距 14 m,单孔装药量 30 kg,采用铝质聚能槽,槽厚 2 mm. 爆破孔周边布置孔深 95 m 的瓦斯抽采钻孔联网 抽采煤层瓦斯,并连续跟踪测试爆破前后抽采孔瓦斯 含量变化,各钻孔布置见图 8. 图 8 平煤股份十矿己15,16--24130 机巷钻孔布置示意图 Fig. 8 Schematic diagram of boreholes in the workplace of F15,16-- 24130 in Pingdingshan No. 10 Coal Mine 3. 4. 3 致裂增透效果分析 通过对比分析实施煤层深孔聚能爆破前后爆破影 响区和毗邻的非爆破影响区抽采孔瓦斯含量变化值可 以定量地分析煤层深孔聚能爆破的致裂增透效果,间 接地反映出煤体裂隙的发育与扩展状况. 分别选取爆破影响区和毗邻的非爆破影响区内煤 层瓦斯抽采孔各 12 个进行对比分析,在实施聚能爆破 前后连续 17 d ( 其中爆破前为 3 d,爆破后为 14 d) 测量 所选抽采孔的瓦斯含量值. 为尽量减小各种偶然因素 对抽采孔内瓦斯含量的影响,把所得数据进行平均处 理. 图 9 是实施聚能爆破前后钻孔平均瓦斯含量对比 结果. 由图 9 可知,实施聚能爆破前爆破影响区和非爆 破影响区内煤层各抽采孔平均瓦斯含量值分别为 43. 53% 和 42. 95% ,相差不大,表明爆破前所选区域 煤体裂隙发育程度基本一致. 深孔聚能爆破后爆破影 响区抽采孔平均瓦斯体积分数值有明显、稳定的增加, 为 68. 72% ,是爆破前的 1. 58 倍; 而非爆破影响区抽采 孔平均瓦斯体积分数为 44. 16 % ,与深孔聚能爆破前 相比无明显差异,表明聚能爆破能够有效地促进煤体 裂隙的发育和扩展,为瓦斯提供运移通道,增加煤层透 气性系数,减小瓦斯抽采阻力,提高煤层瓦斯抽采率. 图 9 煤层深孔聚能爆破前后钻孔平均瓦斯体积分数对比 Fig. 9 Contrast diagram of the average volume fraction of gas before and after cumulative blasting 4 结论 ( 1) 聚能药卷起爆时,高压爆轰产物垂直作用于 聚能槽两翼面,在聚能槽表面形成应力集中区,冲击压 缩聚能槽使其转化为高能聚能射流,有效地提高主聚 能方向的能流密度,达到定向聚能的目的. ( 2) 聚能爆破的聚能效应导致煤体力学性质发生 显著变化,爆轰能量定向集聚导致非聚能方向冲击波 强度减弱,抑制煤体的粉碎作用; 在测点范围内主聚能 方向煤体单元所受压应力峰值由次聚能方向的 0. 85 倍增大到 1. 06 倍,同时是非聚能方向的 1. 10 ~ 1. 19 倍,表明在主聚能方向聚能射流既增大煤体裂隙尖端 的切向拉伸应力,又减缓煤体单元所受压应力的衰减 速度,增大裂隙扩展地速度与范围. ( 3) 工程应用结果表明,实施煤层深孔聚能爆破 前后非爆破影响区各钻孔瓦斯体积分数值变化不大, 而爆破影响区各钻孔平均瓦斯瓦斯体积分数值由爆破 前的 43. 53% 增加到爆破后 68. 72% ,增幅高达 58% , 有效地促进煤体裂隙的发育与扩展,提高煤层瓦斯抽 采率,增透效果显著. 参 考 文 献 [1] Cho S H,Kaneko K. Influence of the applied pressure waveform on the dynamic fracture processes in rock. Int J Rock Mech Min Sci,2004,41( 5) : 771 [2] Gong M,Liu W B,Wang D S,et al. Controlled blasting tech￾nique to improve gas pre-drainage effect in a coal mine. J Univ Sci Technol Beijing,2006,28( 3) : 223 ( 龚敏,刘万波,王德胜,等. 提高煤矿瓦斯抽放效果的控制 爆破技术. 北京科技大学学报,2006,28( 3) : 223) [3] Liu J,Liu Z G,Shi B M. Study on the roadway excavation rapidly in the low permeability outburst coal seam. J China Coal Soc, 2007,32( 8) : 827 ( 刘健,刘泽功,石必明,等. 低透气性突出煤层巷道快速掘 ·1686·

郭德勇等:煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 *1687· 进的实验研究.煤炭学报,2007,32(8):827) mechanism using directional cumulative blasting in coal seams [4]Saharan M R,Mitri H S.Numerical procedure for dynamic simu- with high concentration of gas and low permeability.Rock Soil lation of discrete fractures due to blasting.Rock Mech Rock Eng, Mech,2013,34(9):2496 2008,41(5):641 (穆朝民,王海露,黄文尧,等.高瓦斯低透气性煤体定向聚 5]Wang FT,Tu S H,Yuan Y,et al.Deep-hole pre-plit blasting 能爆破增透机制.岩土力学,2013,34(9):2496) mechanism and its application for controlled roof caving in shallow [13]Li B H,Chen Z Y,Qin J F,et al.Numerical simulation and depth seams.Int J Rock Mech Min Sci,2013,64:112 stress testing research on elliptical bipolar linear shaped charge. 6 Foumey WL.Dally J W,Holloway D C.Controlled blasting with J1 nf Comput Sei,2013,10(11):3437 ligamented charge holders.Int J Rock Mech Min Sci Geomech [14]Guo D Y,Lii P F,Pei H B,et al.Numerical simulation on Abstr,1978,15(3):121 crack propagation of coal bed deep-hole cumulative blasting. He M C.Cao W F.Shan R L,et al.New blasting technology: China Coal Soe,2012,37 (2):274 bilateral cumulative tensile explosion.Chin J Rock Mech Eng, (郭德勇,吕鹏飞,裴海波,等.煤层深孔聚能爆破裂隙扩展 2003,22(12):2047 数值模拟.煤炭学报,2012,37(2):274) (何满潮,曹伍富,单仁亮,等.双向聚能拉伸爆破新技术 [5]Zhang Z C.Controlled Blasting of Directional Fracture. 岩石力学与工程学报,2003,22(12):2047) Chongqing:Chongqing Publishing House,2000 8]Yang R S,Tong Q,Yang G L.Pre-splitting blasting with binding (张志呈定向断裂控制爆破.重庆:重庆出版社,2000) energy tube charges:simulations and experimental research. 06] Zhang Z C.On the initialing,glowing branching and sloping of China Univ Min Technol,2010,39(5):631 crack in rock blasting.Blasting,1999,16(4):21 (杨仁树,佟强,杨国粱.聚能管装药预裂爆破模拟实验研 (张志呈.岩石爆破裂纹的起裂、扩展、分岔与止裂.爆破, 究.中国矿业大学学报,2010,39(5):631) 1999,16(4):21) ]Guo D Y,Pei H B,Song JC,et al.Study on splitting mechanism [17]Hallquist J O.LS-DYNA Keynord User's Manual.California: of coal bed deep-ole cumulative blasting to improve permeability. Livermore Software Technology Corporation,2007 JChina Coal Soc,2008,33(12)1381 18]Talhi K,Bensaker B.Design of a model blasting system to meas- (郭德勇,裴海波,宋建成,等.煤层深孔聚能爆破致裂增透 ure peak P-wave stress.Soil Dyn Earthquake Eng,2003,23 机理研究.煤炭学报,2008,33(12):1381) (6):513 [10]Luo Y,Shen Z W.Study on orientation fracture blasting with 09] Liu M B,Liu G R,Zong Z,et al.Computer simulation of high shaped charge in rock.J Univ Sci Technol Beijing,2006,13 explosive explosion using smoothed particle hydrodynamics meth- (3):193 odology.Comput Fluids,2003,32 (3):305 [11]Guo D Y,Lii P F,Wang Y G,et al.Blasting parameter study of 20 Cai F,Liu Z G,Zhang C J,et al.Numerical simulation of im- deep-hole cumulative blasting to improve coal seam permeability proving permeability by deep-hole presplitting explosion in loose- J Unie Sci Technol Beijing,2013,35(12):1533 soft and low permeability coal seam.J China Coal Soc,2007,32 (郭德勇,吕鹏飞,王义贵,等.深孔聚能爆破煤层增透爆破 (5):499 参数研究.北京科技大学学报,2013,35(12):1533) (蔡蜂,刘泽功,张朝举,等.高瓦斯低透气性煤层深孔预裂 [12]Mu C M Wang H L.Huang W Y,et al.Increasing permeability 爆破增透数值模拟.煤炭学报,2007,32(5):499)

郭德勇等: 煤层深孔聚能爆破动力效应分析与应用 进的实验研究. 煤炭学报,2007,32( 8) : 827) [4] Saharan M R,Mitri H S. Numerical procedure for dynamic simu￾lation of discrete fractures due to blasting. Rock Mech Rock Eng, 2008,41( 5) : 641 [5] Wang F T,Tu S H,Yuan Y,et al. Deep-hole pre-split blasting mechanism and its application for controlled roof caving in shallow depth seams. Int J Rock Mech Min Sci,2013,64: 112 [6] Fourney W L,Dally J W,Holloway D C. Controlled blasting with ligamented charge holders. Int J Rock Mech Min Sci Geomech Abstr,1978,15( 3) : 121 [7] He M C,Cao W F,Shan R L,et al. New blasting technology: bilateral cumulative tensile explosion. Chin J Rock Mech Eng, 2003,22( 12) : 2047 ( 何满潮,曹伍富,单仁亮,等. 双向聚能拉伸爆破新技术. 岩石力学与工程学报,2003,22( 12) : 2047) [8] Yang R S,Tong Q,Yang G L. Pre-splitting blasting with binding energy tube charges: simulations and experimental research. J China Univ Min Technol,2010,39( 5) : 631 ( 杨仁树,佟强,杨国梁. 聚能管装药预裂爆破模拟实验研 究. 中国矿业大学学报,2010,39( 5) : 631) [9] Guo D Y,Pei H B,Song J C,et al. Study on splitting mechanism of coal bed deep-hole cumulative blasting to improve permeability. J China Coal Soc,2008,33( 12) : 1381 ( 郭德勇,裴海波,宋建成,等. 煤层深孔聚能爆破致裂增透 机理研究. 煤炭学报,2008,33( 12) : 1381) [10] Luo Y,Shen Z W. Study on orientation fracture blasting with shaped charge in rock. J Univ Sci Technol Beijing,2006,13 ( 3) : 193 [11] Guo D Y,Lü P F,Wang Y G,et al. Blasting parameter study of deep-hole cumulative blasting to improve coal seam permeability. J Univ Sci Technol Beijing,2013,35( 12) : 1533 ( 郭德勇,吕鹏飞,王义贵,等. 深孔聚能爆破煤层增透爆破 参数研究. 北京科技大学学报,2013,35( 12) : 1533) [12] Mu C M Wang H L Huang W Y,et al. Increasing permeability mechanism using directional cumulative blasting in coal seams with high concentration of gas and low permeability. Rock Soil Mech,2013,34( 9) : 2496 ( 穆朝民,王海露,黄文尧,等. 高瓦斯低透气性煤体定向聚 能爆破增透机制. 岩土力学,2013,34( 9) : 2496) [13] Li B H,Chen Z Y,Qin J F,et al. Numerical simulation and stress testing research on elliptical bipolar linear shaped charge. J Inf Comput Sci,2013,10( 11) : 3437 [14] Guo D Y,Lü P F,Pei H B,et al. Numerical simulation on crack propagation of coal bed deep-hole cumulative blasting. J China Coal Soc,2012,37( 2) : 274 ( 郭德勇,吕鹏飞,裴海波,等. 煤层深孔聚能爆破裂隙扩展 数值模拟. 煤炭学报,2012,37( 2) : 274) [15] Zhang Z C. Controlled Blasting of Directional Fracture. Chongqing: Chongqing Publishing House,2000 ( 张志呈 定向断裂控制爆破. 重庆: 重庆出版社,2000) [16] Zhang Z C. On the initialing,glowing branching and sloping of crack in rock blasting. Blasting,1999,16( 4) : 21 ( 张志呈. 岩石爆破裂纹的起裂、扩展、分岔与止裂. 爆破, 1999,16( 4) : 21) [17] Hallquist J O. LS-DYNA Keyword User’s Manual. California: Livermore Software Technology Corporation,2007 [18] Talhi K,Bensaker B. Design of a model blasting system to meas￾ure peak P-wave stress. Soil Dyn Earthquake Eng,2003,23 ( 6) : 513 [19] Liu M B,Liu G R,Zong Z,et al. Computer simulation of high explosive explosion using smoothed particle hydrodynamics meth￾odology. Comput Fluids,2003,32( 3) : 305 [20] Cai F,Liu Z G,Zhang C J,et al. Numerical simulation of im￾proving permeability by deep-hole presplitting explosion in loose￾soft and low permeability coal seam. J China Coal Soc,2007,32 ( 5) : 499 ( 蔡峰,刘泽功,张朝举,等. 高瓦斯低透气性煤层深孔预裂 爆破增透数值模拟. 煤炭学报,2007,32( 5) : 499) ·1687·

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