不同装药模式爆破载荷作用下煤层裂隙扩展特征试验研究
风化泥岩裂缝涌水及扩展规律模拟试验研究
风化泥岩裂缝涌水及扩展规律模拟试验研究李江华;许延春;董检平;郭文砚;曹旭初【摘要】为了研究风化泥岩裂缝涌水及扩展变化规律,研发了一种岩石裂缝涌水扩展试验装置.通过对赵固一矿现场岩样进行干燥饱和吸水率、点荷载强度等试验分析了不同层位风化泥岩的物理性质,根据物理性质的差异制作了两组风化泥岩岩石试件,并采用X射线衍射(XRD)试验测试了试件的矿物组成成分.通过设置不同的注水压力和裂缝宽度对两组岩石试件进行风化泥岩裂缝涌水及扩展模拟试验,得出了试验含水层水压力和裂缝通道涌水量的变化规律,并探讨了注水压力、裂缝宽度和岩石物理性质对风化泥岩裂缝扩展的影响,总结出水流作用下风化泥岩裂缝扩展规律.【期刊名称】《煤炭学报》【年(卷),期】2016(041)004【总页数】8页(P984-991)【关键词】风化泥岩裂缝;涌水;扩展规律;水压力;涌水量【作者】李江华;许延春;董检平;郭文砚;曹旭初【作者单位】中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083;中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京100083【正文语种】中文【中图分类】TD745.2突水事故居煤矿五大灾害事故第2位，据不完全统计，2014年我国煤矿发生突水事故7起，死亡人数63人。
突水事故不仅造成了工程本身的灾害，更给国家和人民造成重大的生命和经济损失。
新生界底部含水层水是矿井突水主要水源之一，直接影响采矿工程的安全和稳定。
此外，采矿工程活动产生的顶板裂隙通道也是矿井发生突水的必备条件，是地下工程活动中经常面临且必须解决的重大问题。
近年来，许多矿井为提高开采上限在薄基岩区留设防砂安全煤(岩)柱，其保护层主要位于风化带岩层，由于受采动的影响产生了采动导水裂缝，该类裂缝可以导水但一般不会导砂。
《黄金科学技术》2020年1~6期总目次
《黄金科学技术》2020年1~6期总目次第1期滇西保山地块黑牛凹金矿区辉绿玢岩地球化学特征、锆石U-Pb年龄及地质意义…………………………………………罗应，卢映祥，刘学龙，薛顺荣，王帅帅，李振焕，张昌振，陈建航（1）广西大瑶山大裕金矿地质特征及找矿预测………………………郭辉，刘春明，黄德志，邹海洋，陈磊（12）山东栖霞—大柳行地区金矿资源潜力评价…………………黄鑫，宋倩，王勇军，沈立军，朱裕振，孙超（21）基于变权联系云的采空区稳定性二维评价模型………………………邓红卫，张维友，虞松涛，高宇旭（32）大断面六角形进路采矿法结构参数优化研究………………………………张钦礼，蒋超余，高翔，刘斌（42）倾斜矿体采动与断层活化作用引起竖井变形的物理模型试验……………………………………………………………………孙琪皓，马凤山，赵海军，郭捷，曹家源（51）配备辅助通风的高温矿井采掘区温度分布数值模拟……………………………田龙，周智勇，陈建宏（61）金属矿山地下采空区问题研究现状与展望………………………………程力，刘焕新，朱明德，吴钦正（70）基于粒子群算法优化BP神经网络的溶浸开采浸出率预测……………………………卜斤革，陈建宏（82）基于Buckingham方程的大倍线充填料浆输送优化与应用……………李宗楠，罗皖东，郭利杰，许文远（90）柠檬酸浸法预处理对磷石膏充填体性能的影响………………黄照东，张德明，刘一锴，张钦礼，王浩（97）基于RANSAC的地下矿山巷道边线检测算法……………………………………毕林，段长铭，任助理（105）我国大变形锚杆研究现状及发展趋势…………………………………………………王贺，陈何，曹辉（112）基于V-REP的井下铲运机自主作业仿真试验软件平台研究………………吴家希，王李管，李亚龙（124）基于PSO-RBF神经网络模型的岩爆倾向性预测……李任豪，顾合龙，李夕兵，侯奎奎，朱明德，王玺（134）青海某金矿选冶中试厂工艺设计优化及应用……………………………………………李飞，陈自强（142）基于商空间的黄金价格SVM模型预测………………………………………………韩旭，杨珊，王喜梅（148）基于等维动态马尔科夫SCGM（1，1）C模型的黄金价格预测………………………王梅，陈建宏，杨珊（158）第2期金属矿绿色开采评价方法探讨………………………………赵国彦，邱菊，赵源，裴佃飞，李洋，吴攀（169）基于高质量发展视角的绿色矿山建设评价指标体系研究……………刘亦晴，梁雁茹，刘娜娜，胡欢（176）表面曝气反应器中气泡尺寸分布测量………………………郝易潇，郑学锋，肖依婷，王浩亮，李向阳（188）中巴经济走廊建设：有色金属产业合作模式与保障措施……………………许礼刚，关景文，徐美娟（195）基于CiteSpace的我国绿色矿山研究可视化分析………………………郭晓剑，胡欢，刘亦晴，梁雁茹（203）基于GIS与层次分析法的综合成矿预测——以新疆库米什地区为例………陈超民，冷成彪，司国辉（213）地应力作用下偏心装药的炮孔裂隙分布…………………………费鸿禄，刘雨，钱起飞，苏强，孙晓宇（228）高地应力破碎围岩巷道变形破坏特征及支护方式研究………………………………………………………李光，马凤山，郭捷，赵海军，寇永渊，兰剑，赵金田（238）黄土坡铜锌矿微震监测技术应用与灾害预警方法研究…………………………党明智，张君，贾明涛（246）含预制缺陷类岩体模型破断试验与分析………………………张栩栩，杨仕教，曾佳君，罗可，蒲成志（255）基于CRITIC-CW法的地下矿岩体质量评价………………………………戚伟，李威，李振阳，赵国彦（264）戈塘金矿房柱法开采围岩稳定性分析……………………………………………………陈洲，左宇军（271）缅甸实皆省某金矿工艺矿物学研究………………傅开彬，王维清，赵涛涛，龙美樵，侯普尧，杜明霞（278）选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究………………杨波，童雄，谢贤，王晓（285）海拔高度对矿井巷道火灾烟气蔓延规律的影响研究…………………………………黄锐，吴娥，吴林（293）基于ANP的高海拔矿山掘进工作面通风方式优选…………………李蓉蓉，李孜军，黄义龙，赵淑琪（301）地下金属矿智能矿山总体规划…………………刘晓明，邓磊，王李管，邓顺华，杨新锋，万由，贺艳军（309）第3期广西乐业县岩旦—岩堂金矿床找矿模型及成矿预测…………………………………秦运忠，宋海军（317）胶东玲珑九曲金矿床载金黄铁矿矿物学特征及其深部找矿意义………………张振，宁生元，徐增田（328）协同理念下岩金矿脉群连续回采顶板安全跨度研究……………………聂兴信，甘泉，高建，冯珊珊（337）深部区域采矿时序的地压调控卸荷效应研究…………………………于世波，杨小聪，原野，王志修（345）金川二矿区+1000m中段水平矿柱回采方法研究…………………寇永渊，李光，邹龙，马凤山，郭捷（353）基于物探技术的露天矿边坡失稳因素勘测研究………………………康恩胜，孟海东，赵自豪，何滔（363）基于综合决策云模型的围岩稳定性分级方法研究………………………………周科平，侯霄峰，林允（372）股权集中度与中国私营矿业公司治理效率……………………………………………郑明贵，曾健林（380）我国稀土出口的管制经济学分析…………………………………………………吴泽斌，朱迪，刘立刚（391）套孔应力解除法与声发射法在新城矿区深部地应力测量中的对比研究…………………………………………………………马春德，刘泽霖，谢伟斌，魏新傲，赵新浩，龙珊（401）SHPB压缩试验中红砂岩的力学与能量耗散特性研究…………………………胡健，宫凤强，贾航宇（411）含预制裂隙类岩石裂隙演化与破裂特征的试验研究…………王程程，罗鑫尧，陈科旭，戴兵，贺桂成（421）基于核磁共振T2谱图的裂隙砂岩疲劳损伤分析………………………毛思羽，曹平，李建雄，欧传景（430）不同含水率下红黏土软化模型及强度试验研究…………………………李怀鑫，林斌，陈士威，王鹏（442）基于熵值法—突变理论的尾矿库安全评价研究………………………………………高振兴，郭进平（450）基于熵权模糊法的高海拔矿井风机性能影响因素分析………宋品芳，李孜军，李蓉蓉，赵淑琪，徐宇（457）《黄金科学技术》2020年第28卷1~6期总目次第4期非洲大陆金矿分布特征与勘查建议…………………………江思宏，张莉莉，刘翼飞，李高峰，季根源（465）广西贵港六梅金矿的成因类型及找矿意义……陈港，陈懋弘，马克忠，葛锐，郭申祥，吴启强，原其生（479）河南省灵宝市董家埝银矿原生晕特征及地质意义…………段启超，庞绪成，纵瑞，韩迪，张岩，张鑫（497）十字交叉裂隙扩展机理试验与数值模拟研究…………………………贺桂成，陈科旭，戴兵，王程程（509）微波辐射辅助机械冲击破碎岩石动力学试验研究……………………………胡毕伟，尹土兵，李夕兵（521）含孔洞岩石在静应力下的循环冲击试验研究…………………………戴兵，单启伟，罗鑫尧，薛永明（531）砂土介质振弦式土压力盒标定试验…………………………………简筝，赵国彦，王玺，马举，肖屈日（541）穰家垅银矿大规模充填采矿采场结构参数优化研究………苏怀斌，张钦礼，张德明，曾长根，朱晓江（550）矿柱爆破回采对胶结充填体损伤影响试验研究………………………宋春辉，李祥龙，王建国，宋飞（558）基于组合赋权的T-FME岩爆倾向性预测模型研究及应用……李彤彤，王玺，刘焕新，侯奎奎，李夕兵（565）基于核主成分分析与SVM的岩爆烈度组合预测模型……………许瑞，侯奎奎，王玺，刘兴全，李夕兵（575）基于EEMD和关联维数的矿山微震信号特征提取和分类……………………廖智勤，王李管，何正祥（585）脉冲微波助磨工艺参数对钛铁矿升温性能的影响研究……侯明，李军，杨黎，范培强，郭胜惠，严妍（595）江西某铜矿大型球磨机介质制度优化试验研究………………李付博，肖庆飞，黄胤淇，张谦，王旭东（603）基于HFACS的高原矿山作业疲劳与人因失误率浅析……黄知恩，李明，廖国礼，吴超，黄锐，李孜军（610）第5期有色冶金渣制备胶凝材料研究现状与展望………………………………………郭利杰，张雷，李文臣（621）铜镍冶炼渣的资源化利用研究进展…………………………张婷婷，智士伟，郭利杰，武震林，韩俊南（637）矿区典型环境污染及其充填胶凝固定化研究进展…………………………………那华，吕国诚，张丹，王丽娟，廖立兵，郭利杰，孔令常，武丽娟，卞健华（646）铝硅酸盐固废胶凝材料制备及其性能…………………………………………………叶智远，王倩倩（658）基于铜镍冶炼渣制备充填胶凝材料试验研究……………………………………张雷，郭利杰，李文臣（669）矿物掺合料改性铜镍渣胶凝材料的性能研究………………张婷婷，周子钰，郭利杰，武震林，韩俊南（678）江西银山铜多金属矿深部找矿与成矿特征…………胡金山，胡福林，刘金刚，李宁，胡国柳，王国光（688）山东胶莱盆地东北缘前垂柳矿区金矿资源潜力分析………段留安，魏有峰，陈雄军，韩小梦，郭云成（701）湖南通道地区金矿床中黄铁矿成分标型特征及对矿床成因的启示………………………高华，谢玉华，杨亮，张哲，柯新星，刘晓敏，罗建镖，刘琦，刘继顺，王智琳，孔华（712）焦家金矿深部复杂构造下高应力岩体树脂锚索联合支护技术……………………………………………………………………陈玉民，王成龙，李晓飞，蒋翔，赵兴东（727）三山岛金矿“三下”开采工艺优化与灾害防治……………………………王善飞，王康，马凤山，卢蓉（734）高海拔矿山独头巷道通风降尘方法优选……………………………李泽佑，黄锐，赵淑琪，沈学，吴娥（743）面向产能优化的地下金属矿山安全保障条件评价研究……………………………王猛，史秀志，张舒（753）高管任职年限对中国民营矿业企业经营效率的影响研究………………………………郑明贵，吴萍（761）球磨机细磨阶段钢段与钢球磨矿效果对比…………………………王旭东，肖庆飞，张谦，杨森，马帅（771）第6期湘东北长沙—平江断裂带关键金属钴的赋存状态与成矿规律…………………………………………王智琳，伍杨，许德如，邹少浩，董国军，彭尔柯，宁钧陶，康博（779）微生物法治理含砷酸性矿山废水的研究进展……………………………………沈蔡龙，张广积，杨超（786）含锑金矿预处理脱锑技术的研究进展………………………………高世雄，陈国宝，杨洪英，马鹏程（792）贵州册亨县板年金矿多层次滑脱构造控矿及找矿预测……………………………………陈发恩，刘建中，王大福，王泽鹏，杨成富，李俊海，徐良易，宋威方（800）辽宁二道沟金矿床黄铁矿热电性特征及深部找矿预测…………………………………………温佳伟，史鹏亮，刘彦兵，张静，屈海浪，李元申，胡博心，缪广（812）西秦岭寨上金矿床构造控矿特征与成矿规律……………………………………………张斌，刘家军（825）青海省都兰县丘吉东沟金矿水系沉积物地球化学特征及找矿远景……………………刘铭，王仔章（837）基于立方定律的断层流—热耦合数值计算方法……………………………………陈刚，马玲，龚红胜（846）基于正交试验的过断层软破段巷道支护参数优化……………………胡建华，庞乐，王学梁，郑明华（859）不同损伤程度砂岩相似材料动态力学性能试验研究……王倩倩，徐颖，汪海波，郑强强，倪贤，胡浩（868）静态—准静态加载下含裂隙类岩材料破断试验及声发射特性分析………………………………………………………郭婧宇，蒲成志，贺桂成，李益龙，杨少峰，曾佳君（877）千米深井高应力破碎围岩控制技术…………………………………王成龙，侯成录，杨尚欢，赵兴东（885）基于Stacking模型的采空区稳定性预测…………………………………………王牧帆，罗周全，于琦（894）基于小波支持向量机模型的矿区生态安全评价方法研究……………………………谭吉玉，刘高常（902）基于组合权重和物元分析的矿山安全生产状况研究…………………柯愈贤，王成，方立发，廖宝泉（910）基于机器学习的3种岩爆烈度分级预测模型对比研究…田睿，孟海东，陈世江，王创业，孙德宁，石磊（920）高海拔地区矿井风机状态动态评估………………………………………王利鹏，闫放，李孜军，王方（930）含金硫化矿碱性氧化提金研究现状与展望……………………………宋翔宇，张振，王君玉，李荣改（940）。
双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理
双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理郭德勇1)✉，赵杰超1)，朱同功2)，张 超1)1) 中国矿业大学（北京）应急管理与安全工程学院，北京 100083 2) 平顶山天安煤业股份有限公司十矿，平顶山 467000✉通信作者，E-mail ：***************.cn摘 要 针对双孔聚能爆破孔间煤层裂隙扩展贯通问题，基于对双孔爆破应力波叠加效应的分析，建立双孔聚能爆破数值分析模型，研究双孔同时起爆时应力波的传播特征、煤体的应力状态、煤体裂隙扩展贯通规律以及应力波叠加效应对裂隙扩展的影响. 结果表明，应力波叠加效应致使两爆破孔中间截面上部分区域及其邻域内形成均压区，迫使部分径向裂隙转向，主导爆生裂隙空白带的形成；两爆破孔间的定向裂隙相互贯通后，爆生气体相互作用促进贯通区裂隙的扩展并贯穿空白带. 同时，结合煤层深孔聚能爆破现场试验发现，在两爆破孔外侧，应力波叠加效应促进裂隙的扩展，该作用随着远离爆破孔呈先增加后减小之势；在两爆破孔之间，应力波叠加效应抑制部分区域裂隙的扩展，致使两爆破孔之间不同位置处煤层增透效果有起伏变化.关键词 聚能爆破；双孔爆破；裂隙扩展；煤层增透；瓦斯抽采分类号 TD712Crack propagation and coalescence mechanism of double-hole cumulative blasting in coal seamGUO De-yong 1)✉，ZHAO Jie-chao 1)，ZHU Tong-gong 2)，ZHANG Chao 1)1) School of Emergency Management and Safety Engineering, China University of Mining and Technology (Beijing), Beijing 100083, China 2) Pingdingshan Tian’an Coal Co. Ltd., Pingdingshan 467000, China✉Corresponding author, E-mail: ***************.cnABSTRACT This paper focuses on the radius of coal failure zones under cumulative blasting with shaped charge. Based on theanalysis of the mutual superposition effect of the explosion stress waves during the simultaneous detonation of two blastholes, a numerical analysis model of the double-hole cumulative blasting with linear shaped charge was established. Additionally, the propagation characteristics of the stress wave during the simultaneous detonation of two blastholes, stress state of the coal body,mechanism of coal crack propagation and coalescence, and influence of the stress wave superposition effect on crack propagation were evaluated. Results show that the stress wave superposition effect induces the formation of a pressure equalization zone in the partial region of the middle section of the two blastholes and its adjacent regions. This occurrence forces the radial cracks of the two blastholes to turn, and they cannot connect with each other, leading to the formation of a gap blank zone between the two blastholes. After the directional cracks generated under cumulative blasting load coalesce, the collision of the explosive gases produced from the two blastholes further promotes the expansion of the cracks in the directional crack coalescence zone and eventually penetrates the gap blank zone. Field test results of deep-hole cumulative blasting in coal seams show that the explosion stress waves from the blastholes in the opposite side promotes the propagation of the blasting-induced crack on the left or right side of the two blastholes. This propagation first increases and then decreases as it moves away from the blasthole. Between the two blastholes, the stress wave superposition effect from收稿日期: 2020−05−19基金项目: 国家自然科学基金联合基金资助项目（U1704242）；国家自然科学基金资助项目（41430640）工程科学学报，第 42 卷，第 12 期：1613−1623，2020 年 12 月Chinese Journal of Engineering, Vol. 42, No. 12: 1613−1623, December 2020https:///10.13374/j.issn2095-9389.2020.05.19.001; the two blastholes inhibits the propagation of the cracks in some areas, resulting in a W-like fluctuation in the degree of improvement of the gas drainage effect at different positions in the area between the two blastholes.KEY WORDS cumulative blasting；double-hole blasting；crack propagation；improved seam permeability；coal seam gas drainage爆破技术具有工艺简便、工程地质适应性强的特点，在隧道掘进、路堑开挖、矿山开采和水利水电等工程领域应用广泛，并取得了良好的社会和经济效益[1−5]. 随着爆破工程规模的增大，爆破技术得到更广泛的应用，在工程实践中通常采用双孔或多孔连续起爆方式来提高施工速度[6]，如此以来，爆炸应力波叠加损伤断裂效应对爆破致裂效果的影响逐渐增大[7−12]. 近年来，该问题成为相关专家学者关注的焦点. 闫长斌[13]通过开展岩体损伤声波测试试验，研究了声波在爆破损伤岩体中的衰减特性，借助岩体声学特性来探索岩体爆破累积损伤效应. 费鸿禄和范俊华[14]采用声波测试技术研究了边坡岩体在爆破载荷下的累计损伤效应. 朱振海等[15]采用动光弹实验研究了双孔同时起爆时应力波的传播特征及其对裂隙扩展的影响. 杨仁树等[16]通过开展动态焦散线实验研究了不同切槽模式下双孔同时起爆时裂隙的扩展贯通及裂隙尖端应力强度因子变化特征. 李清等[17]采用动态焦散线系统分别研究了不同装药量、间距的双孔切缝药包爆破时爆生裂隙的扩展规律. 魏晨慧等[18]研究了岩层节理角度和地应力对双孔爆破裂隙扩展规律的影响. 已有研究多是通过波速测试获取爆破后混凝土块/岩体内部损伤情况，然而，由于混凝土块/岩体内部结构的复杂性，该方法不能定量研究爆生裂隙的发育特征；可以采用相似试验方法，忽略有机玻璃与岩石内部结构的差异性，通过观察有机玻璃在切缝药包爆破载荷下的破坏情况来间接反映爆破载荷下岩石材料的响应特征，虽能获得较为直观的爆生裂隙分布特征，但却难以深入探讨爆生裂隙的扩展机理，对双孔聚能爆破载荷下爆破裂隙扩展贯通机制的认识仍十分有限. 相比于岩石，煤体结构更为复杂，而相关研究较少.本文在分析双孔爆破爆炸应力波叠加效应的基础上，基于煤矿现场试验参数，采用ANSYS/LS-DYNA构建双孔聚能爆破数值分析模型，模拟研究了双孔聚能爆破过程中爆炸应力波的传播特征、煤体单元的力学性质和煤层裂隙的扩展机制.同时，结合现场试验研究了双孔聚能爆破载荷下煤层裂隙扩展及分布特征.1 双孔爆破应力波叠加效应分析聚能装药起爆后，爆炸冲击波在破碎煤体过程中快速衰减，至压碎区（粉碎区）边缘，冲击波衰减为压缩应力波，其强度已难以引起煤体的压缩破坏[19]. 然而，煤体在应力波作用下将同时发生径向压缩变形和伴生的切向拉伸变形，由于煤体具有抗拉强度远小于其抗压强度的特点，当拉伸应力强度大于煤体的动态抗拉强度时煤体将破裂而产生径向裂隙[20−21]. 双孔同时起爆时，煤体内的动态应力场将因应力波的相互干涉而改变，致使局部应力集中或降低，从而影响煤体裂隙的扩展效果.若将聚能爆破激起的应力波在径向（切向）上产生的压应力（拉应力）假定为σr（σθ），则σθ=(μ/(1−μ))σr，其中μ为煤体的泊松比. 当相邻两爆破孔同时起爆时，在两爆破孔中间截面MN上的任意点m或n，其应力状态如图1所示.如图1（a）所示，当两应力波正交时（α=±45°），两波在正交点m处相互作用所产生的主应力为：由于μ≤0.5，则式（1）非负. 正交点m处将不再出现拉应力，两个主应力的值相等，并在该点邻域内形成恒均压区.当两应力波斜交时（−90°<α<90°且α≠0°，α≠±45°），取两束应力波夹角的平分线分别为X和Y轴，则二者方向与斜交点n处产生的主应力方向相同，且X轴平行于两爆破孔连接线，Y轴垂直于两爆破孔连接线，如图1（b）所示. 1#爆破孔在n点产生的径向应力和切向应力分别为σr n1和σθn1，经坐标变换后沿X、Y轴方向的应力分量分别为：双孔同时起爆时，两爆破孔的应力波在n点产生的应力沿X、Y轴方向的分量大小和方向均相同，而剪应力分量大小相同、方向相反. 因此，1#爆破孔和2#爆破孔激起的应力波在n点叠加后沿X、Y轴方向的主应力分别为：· 1614 ·工程科学学报，第 42 卷，第 12 期其中，基于煤体的物理力学条件，若取μ=0.201，则系数k 1、k 2随夹角变化而变化的特征如图2所示.由图2可知，当−63.41°<α<63.41°，且α≠0°、α≠±45°，X 轴方向的主应力为压应力；当−90°<α<−63.41°或63.41°<α<90°时，X 轴方向的主应力为拉应力. 当−26.67°<α<26.67°，且α≠0°，Y 轴方向的主应力为拉应力；当−90°<α<−26.67°或26.67°<α<90°时，Y 轴方向的主应力为压应力. 因此，在−63.41°<α<−26.67°或26.67°<α<63.41°时，由于X 、Y 轴方向的主应力均为压应力，该区域及其邻域内将形成均压区.综上可知，相邻两个爆破孔同时起爆时，爆炸应力波相互叠加，将导致两爆破孔中间截面上部分区域及其邻域内形成均压区，抑制爆生裂隙的扩展.2 煤层深孔聚能爆破双孔同时起爆数值分析2.1 模型构建基于煤层深孔聚能爆破工程试验参数，采用ANSYS/LS-DYNA 构建双孔聚能爆破数值分析模型，模型由聚能药卷、空气和煤体3部分组成，采用流‒固耦合算法. 模型整体尺寸为1600 cm×1600 cm×0.5 cm ，如图3所示. 为满足深孔聚能爆破的条件，分别在所构建模型的前表面和后表面上设置Z 轴方向约束.炸药采用MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN 模型，其爆轰压力P可用JWL 状态方程表示[22]式中：V 为相对体积；E 0为初始内能；A 、B 、γ1、γ2、ω为与炸药类型有关的常数. 煤矿许用乳化炸药的参数及其JWL 状态方程参数分别为：ρ0=1140 kg·m −3，D 0=3200 m·s −1，A =146.1 GPa ，B =10.26 GPa ，γ1=7.177，γ2=2.401，ω=0.069，E 0=4.19 GPa.由于冲击载荷下煤体的应变率效应显著，因此煤体模型选用MAT_PLASTIC_KINEMATIC （随动塑性硬化材料模型）. 聚能爆破载荷下，煤体的变形破坏以压剪破坏和拉伸破坏为主，当所受压应力P c （或拉应力P s ）满足P c ≥P max （或P s ≤P min ）时，煤体将破裂失效[22]. 其中，P max 和P min 分别为图 1 两束应力波的正交（a ）、斜交（b ）干涉Fig.1 Orthogonal (a) and oblique (b) interferences of the pressure waves图 2 斜交干涉时系数k 1和k 2的变化曲线Fig.2 Oblique interference of the stress waves图 3 煤层深孔聚能爆破数值分析模型Fig.3 Numerical model of cumulative blasting with linear shaped charge in a coal seam郭德勇等： 双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理· 1615 ·煤体破坏的最大抗压强度和最小抗拉强度（拉应力取负值）.2.2 爆炸应力波的传播特征相邻爆破孔同时起爆时爆炸应力波的传播与干涉过程如图4所示，聚能爆破后爆炸应力波自起爆点沿径向向外传播. t=1555 μs时，两爆破孔产生的爆炸应力波相遇碰撞形成压应力集中区（见图4（a））. 随后，爆炸应力波继续沿径向向外传播，由图4（b）可知，爆炸应力波叠加之后应力强度明显高于其它部分. 分析认为，爆炸应力波传播至应力波叠加区时，原爆炸应力波的残余应力与新到达的爆炸应力波相互作用而导致应力强度增加.对比图4（b）和图4（c）可知，随着应力波传播距离的增加，新到达应力波的强度不断衰减，原爆炸应力波的残余应力也不断衰减，二者叠加后应力波的应力强度减弱. t=3250 μs时，爆炸应力波到达另一个爆破孔（见图4（d）），此后，爆炸应力波继续向外传播直至消失.(a)Pressure/MPa34.5730.8527.1423.4219.7115.9912.288.574.851.14−2.58(b)Pressure/MPa33.3329.7426.1522.5618.9715.3811.798.204.611.02-2.57(c)Pressure/MPa35.5031.6927.8824.0820.2716.4612.668.855.041.24-2.57(d)Pressure/MPa37.3733.3829.3825.3921.3917.413.49.415.421.42-2.57图 4 煤层深孔聚能爆破双孔同时起爆时应力波的传播与干涉过程. （a）t=1555 μs；（b）t=1710 μs；（c）t=1930 μs；（d）t=3250 μsFig.4 Stress wave propagation and interference process during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t=1555 μs; (b) t=1710 μs; (c) t= 1930 μs; (d) t=3250 μs2.3 距两爆破孔相同距离连线上煤体单元应力分析在相邻两爆破孔中间截面MN上选取如图5所示的3个测点单元，根据聚能爆破过程中各个测点单元应力变化特征绘制了各个测点单元的应力变化曲线，如图6所示.图 5 煤层深孔聚能爆破模型中各个测点单元位置分布Fig.5 Position distribution of each measuring point in the cumulative blasting model由图6可以看出，相邻两个爆破孔的应力波（压力波）相互叠加过程中，No.2测点单元仅表现为压缩应力状态，而No.1和No.3测点单元均表现为拉伸应力和压缩应力的混合应力状态，表明在应力波叠加效应影响下，No.2测点单元邻域内将形成均压区. 随着应力波的传播，应力波的叠加效应逐渐减弱，当超过3000 μs，No.2测点单元呈现为拉伸应力和压缩应力的混合应力状态.2.4 聚能爆破煤体裂隙扩展特征相邻两聚能爆破孔同时起爆后煤层裂隙扩展03691212No.2No.1Pa图 6 煤层深孔聚能爆破双孔齐爆时各个测点单元应力（爆炸压力）变化曲线Fig.6 Pressure curve of each measuring point during the simultaneous detonation of two blastholes· 1616 ·工程科学学报，第 42 卷，第 12 期过程如图7所示. t=2500 μs时，左右两个爆破孔的爆生裂隙扩展特征相似：两爆破孔周围爆生裂隙的发育扩展程度基本一致，在两爆破孔连线方向均出现明显的径向裂隙（将两爆破孔连线方向上的径向裂隙称为“定向裂隙”）. t=2925 μs时，两爆破孔的定向裂隙相互贯通，并在定向裂隙贯通区出现垂直方向的裂隙，而在定向裂隙贯通区的上部和下部区域均未出现明显的宏观裂隙. 对比图7（a）和（c）可知，在两爆破孔的左右两侧区域，任一爆破孔的径向裂隙发育扩展均比较明显；而在两爆破孔之间区域，除定向裂隙实现相互扩展贯通之外，其他径向裂隙的发育扩展程度不大，但是出现了数条非连续裂隙. 对比图7（c）和（d）可知，在两爆破孔的左侧和右侧区域，任一爆破孔径向裂隙的扩展方向均出现了一定程度的转向：左爆破孔径向裂隙的扩展方向向两爆破孔左侧偏转，右爆破孔径向裂隙的扩展方向向两爆破孔右侧偏转，从而使两爆破孔左侧和右侧区域内的裂隙密度增加. 在两爆破孔之间区域，左爆破孔径向裂隙扩展方向向左侧扩展，右爆破孔径向裂隙的扩展方向向右扩展，致使两爆破孔的径向裂隙难以贯通；但是，该区域内非连续裂隙的数目明显增多，且由定向裂隙贯通区向外扩展的垂直方向裂隙得到了明显的扩展.(a)(b)(c)(d)图 7 煤层深孔聚能爆破相邻两孔同时起爆后裂隙扩展贯通过程. （a）t=2500 μs；（b）t=2925 μs；（c）t=3085 μs；（d）t=6000 μsFig.7 Expansion and penetration process of coal seam fractures during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t = 2500 μs; (b) t = 2925 μs;(c) t = 3085 μs; (d) t = 6000 μs综上分析，相邻两个爆破孔同时起爆时，应力波的叠加效应将改变两爆破孔之间区域内径向裂隙的扩展方向（定向裂隙除外），致使这些径向裂隙难以朝着初始扩展方向继续扩展贯通，从而形成爆生裂隙空白带. 聚能爆破能够定向积聚爆轰能量从而形成定向裂隙[23−25]，两爆破孔的定向裂隙相互贯通后在贯通区上部和下部形成垂直方向裂隙，垂直方向裂隙的不断发育与扩展分叉，最终贯穿爆生裂隙空白带，消除了相邻双孔齐爆爆生裂隙空白带对煤层增透效果的影响.相关研究表明[26]，由于爆炸应力波的叠加作用，两爆破孔连线区域煤体破碎为较小颗粒，而在其他区域裂隙数量较少、长度较短，如图8所示.对比图8与图7（d）可知，聚能爆破定向集聚爆轰能量促使爆生裂隙定向扩展，有效解决了双孔同时起爆时爆炸能量在两爆破孔之间过度集中的问题，避免了部分区域煤体的过度破碎，促进了图 8 煤层深孔普通爆破相邻两孔同时起爆后裂隙扩展特征[26] Fig.8 Propagation characteristics of coal seam fractures under double deep-hole blasting[26]郭德勇等： 双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理· 1617 ·煤体裂隙的发育与扩展.2.5 聚能爆破爆炸应力波对裂隙扩展的影响为进一步研究相邻两个聚能爆破孔同时起爆时应力波叠加效应对裂隙扩展的影响，模拟了应力波对裂隙扩展的影响，如图9所示. 对比图9（a）和（b）可知，左右两个爆破孔的定向裂隙C-A扩展过程中裂隙尖端的应力场与来自邻近爆破孔的应力波相互叠加，将促使定向裂隙的扩展与分叉. 对比图9（b）～（f）中径向裂隙C-B可知，来自临近爆破孔的应力波与裂隙尖端的应力场相互叠加之后，裂隙尖端的应力场发生显著变化，致使裂隙继续扩展过程中逐渐偏离了初始方向，左爆破孔的径向裂隙向两爆破孔左侧扩展，右爆破孔的径向裂隙向两爆破孔右侧扩展. 对比图9（c）～（e）可知，临近爆破孔的应力波传播过后，裂隙空白带内逐渐出现非连续裂隙C-C，表明裂隙空白带内残余应力与临近爆破孔应力波的压缩应力相互叠加，增大了煤体质点的拉伸应力导致煤体质点被拉伸破坏，而应力波强度随着其向外传播不断衰减，煤体质点的拉伸应力强度逐渐降低，当拉伸应力小于煤体的动态抗拉强度时裂隙扩展终止，从而形成了非连续裂隙. 对比图9（c）～（f）可知，定向裂隙贯通后，贯通区上部和下部逐渐出现了垂直方向裂隙C-D，表明定向裂隙扩展贯通为爆生气体提供了通道，爆生气体在贯通区相互碰撞促进了裂隙的发育与扩展从而形成了垂直方向裂隙.(a)(b)(c)(d)(e)(f)图 9 煤层深孔聚能爆破相邻两孔同时起爆过程中应力波对两爆破孔之间裂隙扩展的影响. （a）t=1955 μs；（b）t=2320 μs；（c）t=2965 μs；（d）t= 3085 μs；（e）t=4355 μs；（f）t=5630 μsFig.9 Effect of the stress wave on crack propagation between two blastholes during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t=1955 μs；(b) t=2320 μs；(c) t=2965 μs；(d) t=3085 μs；(e) t=4355 μs；(f) t=5630 μs由图10可知，来自相邻爆破孔的应力波传播过后，两爆破孔左侧和右侧径向裂隙C-F以及上部和下部径向裂隙C-E的扩展方向均发生显著的变化，表明来自相邻爆破孔的应力波与裂隙尖端应力场相互叠加后改变了裂隙尖端合应力的方向，主导了径向裂隙C-E和C-F的转向.综上，两相邻爆破孔同时起爆时应力波叠加效应是促进两爆破孔左右两侧径向裂隙定向扩展的关键因素，同时也是抑制两爆破孔之间径向裂隙（定向裂隙除外）扩展贯通的重要因素.3 工程应用试验3.1 试验区瓦斯地质条件以平煤股份十矿己15.16-24130工作面中间煤巷为深孔聚能爆破致裂增透试验区，该工作面垂深980 ～ 1185 m，地质构造相对简单，煤层倾角较小. 所采己15、16煤层属二叠系下统山西组，煤层瓦斯压力和瓦斯含量较高，最大瓦斯压力为3.2 MPa，最大瓦斯含量为12.5 m3·t−1，煤层透气性系数约为0.052～0.076 m2·MP·a−2·d−1，是典型的高瓦斯低透气性煤层.· 1618 ·工程科学学报，第 42 卷，第 12 期3.2 试验钻孔设计根据试验区瓦斯地质条件，设计了如图11所示的试验钻孔布置方案，分别考察单孔爆破和双孔齐爆条件下的煤层致裂增透效果. 其中，双孔齐爆的爆破孔间隔分为5和9 m 2种. 试验过程中先施工考察孔，并将各个考察孔连接到矿井瓦斯抽采系统，待考察孔内瓦斯体积分数稳定后连续监测记录爆破前煤层瓦斯抽采效果，一周后开始施工爆破孔，爆破后继续监测记录各个考察孔内瓦斯体积分数及纯流量的变化.图 11 煤层深孔聚能爆破试验钻孔布置示意图（单位：m）. （a）单孔爆破；（b）双孔间隔5 m齐爆；（c）双孔间隔9 m齐爆Fig.11 Trial borehole layout of deep-hole cumulative blasting (unit: m): (a) single-hole blasting; (b) simultaneous explosion of two blastholes at 5-m intervals; (c) simultaneous explosion of two blastholes at 9-m intervals3.3 试验效果分析根据试验期间各个考察孔内瓦斯体积分数及纯流量监测结果，对比分析了单孔起爆和间隔为5 m 的双孔同时起爆对煤层瓦斯抽采效果的影响，绘制了聚能爆破前后各个考察孔内瓦斯体积分数及纯流量变化特征图（见图12）. 其中，D i表征D i1和D i2的合体，D i1和D i2两个考察孔在同一时刻瓦斯体积分数（瓦斯纯流量）的平均值为V i（F i）（i=1, 2, 3, 4）.由图12可知，爆破后煤层瓦斯抽采效果得到明显的提高，爆破后各个考察孔内瓦斯体积分数、纯流量较爆破前增幅明显，且距离爆破孔越近，增幅越大. 但是，受起爆方式的影响，爆破后煤层瓦斯抽采效果存在一定的差异：在双孔齐爆条件下，爆破后各个考察孔内平均瓦斯体系分数及纯流量增幅均大于单孔爆破，随着远离爆破孔，双孔爆破和单孔爆破对应的各个考察孔内平均瓦斯体积分数及纯流量增幅的差值（净增长量）均呈先增大、后减小的趋势. 相比于距离爆破孔更近的D1考察孔，D2、D3考察孔受距离较近爆破孔的影响相对较小，裂隙发育程度相对较低，当距离较远爆破孔的爆炸应力波传播至此处时，应力波叠加效应对裂隙扩展的促进作用更明显.综上可知，双孔爆破能够有效地促进两爆破孔外侧煤层裂隙的发育扩展，提高爆破增透效果.随着远离爆破孔，双孔爆破叠加效应对裂隙扩展的促进作用呈先增加后减小的趋势.为研究双孔爆破应力叠加效应对两孔之间煤层裂隙扩展的影响，开展了如图11（c）所示的煤层深孔聚能爆破双孔同时起爆试验，分析了试验期间各个考察孔内瓦斯抽采参数的变化特征，绘制了如图13所示的爆破孔两侧相同距离的D1和D7、D2和D6考察孔内瓦斯体积分数及纯流量的对比图.由图13可知，针对D1和D7考察孔，聚能爆破前后瓦斯体积分数及纯流量变化规律均基本一致，聚能爆破后D1和D7考察孔内平均瓦斯体积分数增幅分别为163.9%和163.5%，平均瓦斯纯流量增幅分别为177.1%和177.9%. 针对D2和D6考(a)(b)(c)图 10 煤层深孔聚能爆破相邻两孔同时起爆过程中应力波对两爆破孔左侧和右侧的裂隙扩展影响. （a）t=3085 μs；（b）t=4355 μs；（c）t=5630 μs Fig.10 Effect of the stress wave on crack propagation on the left and right side of two blastholes during the simultaneous detonation of two blastholes: (a) t=3085 μs; (b) t=4355 μs; (c) t=5630 μs郭德勇等： 双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理· 1619 ·· 1620 ·工程科学学报，第 42 卷，第 12 期图 12 煤层深孔聚能爆破前后各个考察孔内瓦斯体积分数及纯流量变化规律. （a～b）单孔爆破；（c～d）双孔爆破；（e～f）单/双孔对比Fig.12 Variations in gas volume fraction and gas pure flow in each test hole before and after cumulative blasting: (a−b) single-hole blasting; (c−d) double-hole blasting; (e−f) single-/double-hole blasting comparison图 13 煤层深孔聚能爆破后各个考察孔内瓦斯体积分数（a）及纯流量（b）对比图Fig.13 Comparison of gas volume fraction (a) and gas pure flow (b) in each test hole察孔，聚能爆破前后瓦斯体积分数及纯流量变化表现出一定的差异性：聚能爆破后D2和D6考察孔内平均瓦斯体积分数增幅分别为133.9%、123.2%，平均瓦斯纯流量增幅分别为142.1%和135.2%，两爆破孔外侧相同距离处考察孔内瓦斯体积分数及纯流量的增幅均更大. 爆生裂隙（定向裂隙除外）扩展过程中，来自另一个爆破孔的爆炸应力波促使爆生裂隙的扩展方向发生转变，导致该区域煤体裂隙的扩展受到抑制，制约了该区域煤层瓦斯抽采效果的提高.图14为两爆破孔之间D71～D72考察孔内瓦斯体积分数及纯流量波动曲线. 爆破前各个考察孔内平均瓦斯体积分数、纯流量均相差不多，而爆破后各个考察孔内平均瓦斯体积分数存在一定的差异：自考察孔D71至考察孔D72，各个考察孔内平均瓦斯体积分数及纯流量均呈规律性波动. 位于两爆破孔中间位置的D5考察孔，比D61和D62考察孔离爆破孔更远，但D5考察孔内平均瓦斯体积分数或瓦斯纯流量明显高于D61和D62考察孔.在两爆破孔中心连线上，来自另一个爆破孔的爆炸应力波非但没有抑制裂隙的扩展，还将促进该方向上裂隙的扩展与分叉，当两爆破孔引起的煤体裂隙在该方向上贯通后，高压爆生气体在贯通区（通常为两爆破孔中间位置）相互作用促进了贯通区煤体裂隙的扩展，提高了该区域煤层的透气性；同时也在一定程度上弱化了双孔同时起爆过程中爆炸应力波相互叠加对部分区域煤体裂隙扩展的抑制作用.图 14 煤层深孔聚能爆破后两爆破孔之间各个考察孔内瓦斯体积分数（a）及纯流量（b）对比图Fig.14 Comparison of gas volume fractions (a) and gas pure flow (b) in each observation hole between two blastholes综上所述，煤层深孔聚能爆破双孔齐爆过程中，两爆破孔之间爆生裂隙的扩展方向在相邻爆破孔的爆炸应力波作用下发生转变，致使部分区域煤体裂隙扩展受限. 然而，来自相邻爆破孔的爆炸应力波非但没有抑制两爆破孔中心连线上爆生裂隙的扩展，还将促进该方向上裂隙的扩展与分叉，在两爆破孔的裂隙贯通区，爆生气体相互碰撞进一步促进了该区域裂隙的发育与扩展，大幅提高了煤层透气性，从而使两爆破孔之间不同考察孔内平均瓦斯体积分数及纯流量的增幅呈规律性波动.4 结论（1）相邻两爆破孔同时起爆时爆炸应力波的叠加效应致使两爆破孔中间截面上部分区域及其邻域内形成均压区，迫使两爆破孔之间径向裂隙（定向裂隙除外）的扩展方向发生转变，难以朝着初始方向继续扩展贯通，这是导致两爆破孔之间部分区域形成裂隙空白带的关键因素.（2）聚能爆破定向积聚爆轰能量致裂煤体形成定向裂隙，两爆破孔的定向裂隙相互贯通后为爆生气体提供运移通道，爆生气体相互作用致使贯通区煤体进一步破裂形成垂直方向裂隙，垂直方向裂隙的不断发育扩展，最终贯穿裂隙空白带，避免了两爆破孔之间煤体的过度破碎，提高了爆破致裂效果.（3）聚能爆破致裂增透工程试验发现，双孔齐爆条件下不同位置处应力波叠加效应对裂隙扩展的影响存在一定差异：在两爆破孔外侧，应力波叠加效应将促进裂隙的扩展，且该作用随着远离爆破孔呈先增加、后减小的趋势；而在两爆破孔之间，应力波叠加效应对裂隙扩展具有一定的抑制作用，降低了部分区域煤层增透的效果，致使不同考察孔内平均瓦斯体积分数及纯流量的增幅呈规律性波动.郭德勇等： 双孔聚能爆破煤层裂隙扩展贯通机理· 1621 ·。
《西安科技大学学报》2019年总目次
大采高综采端头悬顶水力切顶控制机理 邓广哲，郑 锐，徐 东（２２４） 矿井采空区漏风问题的迎风有限元求解技术及其应用 吴奉亮，李智胜，常心坦（２３４） 白垩系砂岩宏细观冻融损伤特性试验研究 赵 涛，杨更社，奚家米，等（２４１） 远程喷雾降尘两相射流流场研究 姜 华，郭芮伶，朱江涛（２４９） 基于信息熵的煤矿高层管理者工作压力评价研究 贺 琦，张金锁（２５６） 大佛寺井田煤层气井压裂参数优化方案 马东民，王传涛，夏玉成，等（２６３） 土石混合填料大型三轴剪切试验研究 景宏君，张延青，顾行文，等（２７０） 苏里格气田东南部碳酸盐岩储层特征及分类评价 侯科锋，李浮萍，罗川又，等（２７６） 银额盆地哈日凹陷下白垩统烃源岩特征及资源潜力 王小多，宋 健，刘护创，等（２８６） 苏里格气田东区马五段储层特征及控制因素 冯 敏，白 慧，刘治恒，等（２９４） 反射式离轴数字全息显微光强参数研究 马宏伟，关志阳，董 明，等（３０３） 弧形双悬臂梁试样裂纹扩展电测接线点布局研究 倪陈强，薛 河，赵凌燕，等（３０９） 陕北黄土高原植被动态变化及其对气候因子的响应 郭力宇，郭 昭，王 涛，等（３１７） 基于 Ｌａｎｄｓａｔ８数据反演地表发射率的几种不同算法对比分析 王丽霞，孙津花，刘 招，等（３２７） 博看网 . All黄R土ig高ht原s采R煤es塌er陷ve区d.村落搬迁选址的地理适宜度评价 汤静雅，杨志强，芦家欣（３３４） 对新时代中国煤炭资源勘查工作发展思路的探讨 侯慎健，王 佟，张 博，等（３４１） 一种新的矿井监控视频增强目标检测算法 王树奇，刘 贝，邹 斐（３４７） 多小区 ＭａｓｓｉｖｅＭＩＭＯ系统的分布式导频优化分配 庞立华，吴文捷，张 阳，等（３５４） 改进型本安 Ｂｕｃｋ变换器的分析与设计 李 艳，刘树林（３６０） 基于 ＶＭＤ的瓦斯信号自适应压缩感知算法 王同安，王元红（３６６） 基于 Ｓｏｂｅｌ边缘检测的圆周 Ｈａｒｒｉｓ角点检测算法 董立红，彭业勋，符立梅（３７４）
裂隙岩体渗流应力耦合状态下裂纹扩展机制及其模型研究
此外，裂隙岩体应力-损伤-渗流耦合理论还可以应用于岩体环境保护和灾害防 治等领域。例如，在核废料处理中，该理论可以帮助评估岩体的长期稳定性； 在地质灾害防治中，该理论可以预测和控制岩体的变形和破坏行为。
总结与展望
本次演示对裂隙岩体应力-损伤-渗流耦合理论进行了详细的介绍、分析和应用。 通过理论分析、实验研究和工程应用，验证了该理论在裂隙岩体研究中的重要 性和有效性。该理论的应用有助于深入了解裂隙岩体的力学和渗流特性，为相 关领域的工程实践提供有益的参考。
二、多重裂隙网络模型
多重裂隙网络模型是一种新的数值模型，它考虑了岩体内部复杂的裂隙网络和 多孔介质性质。这个模型通过建立一个细致的裂隙网络，模拟了岩体内部应力 场和渗流场的交互作用。
首先，该模型基于真实的岩体结构，通过图像处理和计算机视觉技术，从实验 或实际工程中获取的岩体图像中提取出裂隙网络。然后，通过有限元方法，该 模型能够在数值模拟中反映这些裂隙的真实分布和性质。
研究方法
本次演示采用实验研究和数值模拟相结合的方法，对裂隙岩体在渗流应力耦合 状态下的裂纹扩展机制进行探讨。首先，设计一组室内实验，制备具有不同裂 缝特征的裂隙岩体试件，通过对其加卸载和渗流监测，研究其应力应变关系和 裂缝扩展特征。然后，利用数值模拟方法，建立裂隙岩体三维模型，模拟其在 渗流应力作用下的行为，对实验结果进行验证和分析。
实验结果与分析
通过实验研究，发现裂隙岩体在渗流应力耦合作用下，其裂缝扩展具有以下特 征：首先，裂缝扩展方向与渗流方向一致；其次，裂缝扩展速率与渗流应力成 正比；最后，裂缝扩展过程中伴随着渗流速率的增加。
模型建立与验证
基于实验结果，本次演示提出一个裂纹扩展的数学模型。该模型考虑了渗流应 力、裂缝面粗糙度和岩石弹性模量等因素，能够描述裂纹扩展的方向、速率以 及渗流速率的变化。通过将该模型应用于数值模拟，发现模拟结果与实验结果 基本一致，从而验证了模型的准确性和实用性。
煤层气储层水力压裂裂缝扩展模型分析及应用
煤层气储层水力压裂裂缝扩展模型分析及应用许露露;崔金榜;黄赛鹏;汤继丹;蔡路;喻鹏【摘要】以往对于水力压裂裂缝扩展模型的研究,主要集中在砂泥岩储层,而对煤储层的研究较少.以沁水盆地安泽区块煤层气储层为例,建立了水力压裂裂缝扩展模型并对该模型的现场应用进行了研究.首先通过煤储层水力压裂裂缝形态的分析,选取相应的裂缝模型;然后运用滤失经典理论并结合煤储层应力敏感性特征,提出了动态滤失系数计算方法,进而建立了裂缝扩展数学模型并对影响缝长的主要因素进行了评价;最后,应用模型对煤层气井的裂缝几何参数进行计算,并与现场裂缝监测数据比较,提出了模型适用的地质条件.研究结果表明:安泽地区煤储层水力压裂以形成垂直缝为主;考虑煤储层应力敏感性后,研究区综合滤失系数从3.36 mm/min1/2增大到4.24 mm/min1/2,在影响缝长的诸多参数中,排量、滤失系数和压裂时间是最主要的3个因素;模型计算缝长和裂缝监测数据吻合较好,但模型应用也有一定的限制条件,适用于水力压裂不压开煤层顶底板,以及天然裂缝发育较少的煤储层.【期刊名称】《煤炭学报》【年(卷),期】2014(039)010【总页数】7页(P2068-2074)【关键词】煤层气储层;水力压裂;裂缝扩展模型;滤失系数【作者】许露露;崔金榜;黄赛鹏;汤继丹;蔡路;喻鹏【作者单位】中国地质大学(北京)能源学院,北京100083;中国石油华北油田分公司,河北任丘062552;中国石油天然气集团公司煤层气开采先导试验基地,河北任丘062552;中国地质大学(北京)能源学院,北京100083;中国石油华北油田分公司,河北任丘062552;中国石油天然气集团公司煤层气开采先导试验基地,河北任丘062552;中国地质大学(北京)能源学院,北京100083;中国石油华北油田分公司,河北任丘062552;中国石油天然气集团公司煤层气开采先导试验基地,河北任丘062552【正文语种】中文【中图分类】P618.11常规油气裂缝垂向扩展模型主要分为两大类[1]：一类是基于垂直平面的平面应变理论的Perkins与Kem以及后来Nordgren改进的裂缝扩展延伸模型,简称为PKN模型[2-5];另一类是以水平平面应变条件为基础的Christianovich和Geertsma以及后来Daneshy的模型,简称CGD模型[6-7]。
裂隙倾角及数目对岩体强度和破坏模式的影响
第17卷第丨期2021年2月地下空间与工程学报Chinese Journal of Underground Space and EngineeringVol.17Feb. 2021裂隙倾角及数目对岩体强度和破坏模式的影响易婷1>2,唐建新u，王艳磊|>2(1.重庆大学煤矿灾害动力学与控制国家重点实验室，重庆400044;2.重庆大学资源与安全学院，重庆400044)摘要：为研究不同裂隙倾角和数目下低强度岩体强度和变形破坏特征，对含不同预制裂隙 的类岩石材料试件进行常规单轴压缩试验。
结果表明：（1)低强度岩体峰值强度随裂隙数目增加而减小，随裂隙倾角增大而增大，裂隙倾角0。
的三裂隙试件单轴压缩强度最低；（2)除90。
裂隙试件外，随裂隙数量增加，试件弹性模量减小，而轴向峰值应变先增大后减小；（3)随裂隙 倾角增大，试件弹性模量和轴向峰值应变总体呈“凹型”变化，最小值发生在30。
裂隙试件，且 大倾角裂隙试件（ct> 45。
）的轴向峰值应变对裂隙倾角敏感程度大于小倾角裂隙试件（a<4 5。
）；（4)随裂隙数目增加，低强度岩体的破坏模式变化趋势：脆性破坏—塑性破坏—塑性流动变形破坏。
关键词：低强度岩体；裂隙倾角；裂隙教目；力学特性；变形破坏模式中图分类号:TU45 文献标识码：A文章编号：丨673-0836(2021)0丨-0098-09 Effect of Fracture Dip Angle and Number on Mechanical Propertiesand Failure Modes of Rock MassYi T ing'2,Tang Jianxin1'2,Wang Yanlei12(1. Stale Key Laboratory of Coal Mine Disaster Dynamics and Controls^ Chongqing University y Chongqing 400044, P.R. China；2. School of Resources and Safety Engineering, Chongqing University, Chongqing 400044, P.R. China)A b s tract：In order to study the variation of strength and defonnation characteristics of low strength rock mass withdifferent s l i t angle and n u m b e r of fissures, a uniaxial compression test of rock model specimens containing prefabricated cracks was carried out. T h e results show that ( 1) the peak strength of the low-strength rock mass decreases with the increase of the n u m b e r of fractures, and the overall strength increases with the increase of the fracture angle. The* peak strength of thr multi fracture specimen with the s l i t angle of 0° is the lowest. (2) A s the n u m b e r of cracks increases, the elastic modulus of specimens at the s ame dip angle decreases except for 90° crack specimens,and the axial peak strain increases f irst and then decreases. (3) With the increase of the fracture angle, the elastic modulus and the axial peak strain have a 4*c,oncavev trend, and the m i n i m u m value occurred at 30° crack specimens. T h e axial peak strain of the large inclination crack specimen (a>45°)is more sensitive to the crack inclination than the small dip angle fracture specimen (a <45°). (4) A s the n u m b e r of cracks increases, the failure m o des of specimens are：brittle failure, plastic failure, plastic flow deformation and failure.Keywords ：low-strength rock mass ；dip angle of fracture ；n u m b e r of fracture ；mechanical properties ；deformation and failure m o d e*收稿日期：2020-10-26 (修改稿）作者简介：易婷（1994一），女，广西桂林人，硕士，主要从事地下工程围岩稳定性方面的研究。
光面爆破相邻炮孔裂纹扩展模拟
光面爆破相邻炮孔裂纹扩展模拟戴俊;李传净;陈哲浩;杜文平【摘要】On the basis of blasting theory, the process of crack propagation and evolution of double blasting holes in rock is simulated by means of numerical simulation software, and the mechanism of rock burst failure and crack growth behavior are analyzed. The results show that The feasibility of the model, the parameter and the numerical calculation method is verified. Cracks are first generated in the hole wall, then expand along the hole line and gradually to the center of the line through the heart. Based on theoretical analysis, the reasonable distance between adjacent gun holes is 40~70 cm, and the cracks are better. With the increase of the hole spacing, hole crack through blasting effect is more difficult, more bad. The numerical simulation results are in good agreement with the theoretical results. This method can provide the basis for the design of actual engineering blasting parameters.%基于爆破理论,借助ANSYS/LS-DYNA数值模拟软件,对岩石中双炮孔爆破裂纹扩展过程进行模拟,进而分析岩石爆破破坏机理和裂纹扩展特点.结果表明:所采用的模型、参数和数值计算方法的可行;孔间裂缝首先在炮孔壁产生,沿炮孔连线扩展并逐渐向连心线中心贯通;结合理论分析,得到了相邻炮孔的合理间距为40~70 cm,孔间裂缝贯通效果较好,随着炮孔间距的增大,孔间裂缝越难贯通,爆破效果越差.数值模拟结果与理论结果吻合较好,这种方法可以为爆破参数设计提供参考.【期刊名称】《科学技术与工程》【年(卷),期】2017(017)018【总页数】5页(P193-197)【关键词】爆破理论;裂纹扩展;数值模拟;炮孔间距【作者】戴俊;李传净;陈哲浩;杜文平【作者单位】西安科技大学建筑与土木工程学院,西安 710054;西安科技大学建筑与土木工程学院,西安 710054;西安科技大学建筑与土木工程学院,西安 710054;西安科技大学建筑与土木工程学院,西安 710054【正文语种】中文【中图分类】TD235.11工程爆破技术作为破碎岩石的主要方法之一，广泛应用于土木工程施工、采矿、水利水电、国防、军事等众多领域，同时取得了巨大的经济效益和社会效益[1]。
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3 号，距离爆破孔的水平距离分别为 2，6 和 10 cm， 与爆破孔的垂直距离为 3 cm；1 组应变砖距离炸药 底部水平距离为 2 cm，2 组应变砖距离煤岩交界面 距离为 2 cm，1 组应变砖和 2 组应变砖水平距离为 2 cm，如图 3 所示。
高速摄影机
药卷
爆破孔
应变砖
起爆器 (a) 模拟试验示意图
数据采集系统
爆破试样
高速摄像机
超动态数据采集仪
(b) 试验现场
图 1 爆破模拟试验示意图和试验现场 Fig.1 Diagram and photo of simulation test equipments
试验采用超动态应变数据采集系统实时采集爆
LIU Jian1，2，3，LIU Zegong1，2，GAO Kui1，2，XUE Junhua3，LOU Yabei1，2
(1. Key Laboratory of Mine Safety and High Efficient Mining Jointly Built by Province and Education Ministry，Anhui University of Science and Technology，Huainan，Anhui 232001，China；2. College of Energy and Safety，Anhui University of Science and
试样破坏的全过程，分析爆破载荷作用下试样的动态力学特性和裂纹扩展特性。研究发现，裂纹主要是由压缩波
与卸载波共同作用形成的，裂纹扩展方向与炮孔轴线方向垂直；在煤岩介质中实施穿层钻孔爆破的爆破效果优于
顺层钻孔煤层爆破效果，当爆破应力波从煤层入射到岩层后，出现反射拉伸波，反作用于煤体上，加剧煤岩不同
爆破介质的破坏程度，促使爆破裂隙的扩展。研究成果可用于指导井下低透气性煤层深孔预裂爆破装药方式的选
爆破载荷作用下试样的动态力学特性和裂纹扩展特 性，为优化煤层预裂爆破的现场应用提供理论参考， 以便指导工程设计。
2 不同爆破荷载作用下煤层裂隙扩 展特征模拟试验
2.1 试验系统及试验模型 在实验室自主设计搭建了不同装药模式下深孔
预裂爆破模拟试验平台，该试验台主要由爆破模拟 试样、数据监测传感器和超动态数据采集仪、高速 摄像机、药卷和起爆器等组成，试验平台示意图和 试验现场如图 1 所示。
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岩石力学与工程学报
2016 年
breaking through to the destruction of samples was recorded with the high speed camera. The dynamic mechanical and crack propagation properties under blasting loading were analyzed. The results showed that the cracks were mainly formed by the interaction of the compression and unloading waves and the direction of crack propagation was perpendicular to axis direction of hole. The effect of drilling blasting with borehole cross the seam was better than that down the seam. When the blasting stress wave was from the coal seam to the rock，the reflected tension shock wave was arisen to react on coal seam，which resulted in the aggravated damage of different coal-rock media and prompted blasting crack extension. Key words：blasting mechanics；deep borehole blasting；layers of coal-rock media；gas disaster；increasing permeability
Technology，Huainan，Anhui 232001，China；3. State Key Laboratory of Deep Coal Mining and Environmental Protection，Huainan Mining Industry(Group) Co.，Ltd.，Huainan，Anhui 232001，China)
第 35 卷 第 4 期 2016 年 4 月
岩石力学与工程学报 Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering
Vol.35 No.4 April，2016
不同装药模式爆破载荷作用下煤层裂隙扩展 特征试验研究
刘 健 1，2，3，刘泽功 1，2，高 魁 1，2，薛俊华 3，娄亚北 1，2
然而，在实际应用中，由于存在顺层钻孔和穿 层钻孔 2 种不同的装药模式，在穿层钻孔装药模式 中又存在着炸药在煤层中爆破或者在煤岩层中同时 装药爆破的问题，而裂缝特征及应力演化规律与煤 层增透效果、顶板稳定密切相关。为达到提高深孔 预裂爆破效果以增加煤层透气性的同时保护煤层顶 板稳定性的目的，对不同装药模式爆破荷载作用下 的煤层动态力学破坏特征和裂隙的演化机制进行深 入的研究显得尤为重要。但是，目前的研究多数还 是通过数值模拟进行和现场效果考察入手，数值模 拟难以达到和实际煤层的完全吻合，而现场效果考 察得到的数据有限。
第 35 卷 第 4 期
刘 健等：不同装药模式爆破载荷作用下煤层裂隙扩展特征试验研究
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破过程应变数据，然后根据应变值间接换算成相应 测点的应力值[8]。为了能观测到爆破瞬间煤层动态 裂纹的产生和演化过程，采用高速摄像机监测爆破 的起裂过程。
(1) 试验模型制作 为了进行对比分析试验，得到穿层钻孔和顺层 钻孔 2 种不同爆破条件下的应力应变状态，以及煤 岩体裂隙的发育情况，设计了穿层钻孔和顺层钻孔 2 种装药模式，钻孔布置方式和煤岩层顶底板的分 布如图 2 所示，其中图 2(a)为穿层钻孔爆破试验模 型，穿层爆破孔从顶板岩层进入到煤层后，穿透煤 层进入到煤层底板岩石；图 2(b)为顺层钻孔爆破试 验模型，爆破孔全设计在煤层段。模型尺寸为 50 cm× 50 cm×50 cm，在试验模型中有一个爆破孔和 2 个控 制孔，控制孔距离爆破孔 10 mm，等间距布置在爆 破孔的两侧。
(1. 安徽理工大学 煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室，安徽 淮南 232001；2. 安徽理工大学 能源与安全学院，安徽 淮南 232001； 3. 淮南矿业(集团)有限责任公司 深部煤炭开采与环境保护国家重点实验室，安徽 淮南 232001)
摘要：为了研究炸药在不同煤岩介质中爆破所产生的裂隙扩展和力学特征，提高深孔预裂爆破对低透气性煤层进
行增透的效果，在实验室搭建爆破模拟试验系统，设计穿层钻孔和顺层钻孔 2 种不同的装药模式，以 Froude 比例
法建立煤层深孔预裂爆破的试验模型，利用相似材料配比加工制备尺寸为 50 cm×50 cm×50 cm 的试样进行爆破模
拟用高速摄像仪记录试样完整的裂纹萌生、扩展、贯通直至
收稿日期：2015–07–01；修回日期：2015–10–01 基金项目：国家自然科学基金资助项目(51004003，51474009)；安徽省教育厅自然科学基金重点项目(KJ2010A091) Supported by the National Natural Science Fund of China(Grant Nos.51004003 and 51474009) and Anhui Province Education Department Natural Science Fund Key Project of China(Grant No. KJ2010A091) 作者简介：刘 健(1975–)，男，2000 年毕业于安徽理工大学矿山通风与安全专业，现任副教授，主要从事矿井瓦斯灾害防治方面的教学与研究工 作。E-mail：jianliu@ DOI：10.13722/ki.jrme.2015.0865
1引言
提高高瓦斯低透气性突出煤层瓦斯抽采效率的 有效途径之一就是对煤层实施深孔预裂爆破，许多 学者对此进行了深入研究，例如，杨仁树等[1]研究 了双炮孔切槽方式下的贯穿裂纹和炮孔外侧裂纹扩 展的动态行为；郭德勇等[2-3]对煤层深孔聚能爆破致 裂增透机制进行了研究；张 超等[4]开发了多缝线金 属射流定向预裂爆破技术；穆朝民等[5]对定向聚能 爆破控制裂纹演化方向的理论和方法进行研究；龚 敏等[6-7]利用数值模拟和现场应用对低透气性煤层 进行了控制爆破来提高瓦斯抽采效率，取得了丰富 的研究成果。
Abstract：In order to stduy the crack extension and mechanical characters of explosive blasting in different layers of coal-rock media and to increase the permeability of coal seam of low permeability in the deep hole pre-splitting blasting，a blasting simulation test system was set up in the laboratory. Two different charging modes of drilling borehole，cross and down the seam，were designed. Deep hole pre-splitting blasting test model was built based on Froude proportion method and the samples with the size of 50 cm×50 cm×50 cm were prepared with the similar materials. Under the above conditions，blasting simulation tests were carried out. The strain signals of coal rock were monitored with the super dynamic strain gauge. The whole process from the crack initiation，expansion and