工作面初采預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂技術(shù)研究

薛德平 趙 杰 馮宇峰

（1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇省徐州市，221116；2.西山煤電集團(tuán)德威礦業(yè)有限公司，山西省呂梁市，033000）

工作面初采預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂技術(shù)研究

薛德平1，2趙 杰1馮宇峰1

（1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇省徐州市，221116；2.西山煤電集團(tuán)德威礦業(yè)有限公司，山西省呂梁市，033000）

針對(duì)西山煤電集團(tuán)杜兒坪礦8＃煤層68216工作面頂板堅(jiān)硬、不易垮落的問題，運(yùn)用理論分析、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)方法，計(jì)算出基本頂初次來壓理論步距較大為34.96 m，需要采取爆破措施減小基本頂來壓步距。同時(shí)運(yùn)用LS-DYNA3D數(shù)值模擬軟件模擬了堅(jiān)硬頂板工作面初采強(qiáng)制放頂爆破過程，揭示出爆破放頂機(jī)理，得出了在爆炸應(yīng)力波作用下的巖石應(yīng)力場(chǎng)分布與破壞范圍，比較了不同起爆方式對(duì)頂板巖層破壞作用的差異，并以此為依據(jù)提出具體爆破實(shí)施方案。經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)礦壓實(shí)測(cè)發(fā)現(xiàn)，爆破后基本頂初次來壓步距變小為17.4 m，頂板冒放性得到較好改善，表明初采預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂取得了預(yù)期效果。

堅(jiān)硬頂板 初次來壓 預(yù)裂爆破 強(qiáng)制放頂

1 開采概況

1.1 工作面概況

68216工作面位于1010水平北二盤區(qū)，該面走向長(zhǎng)888 m，傾向長(zhǎng)96～156 m，平均120 m，回采石炭系太原組8＃煤層，采用綜合機(jī)械化采煤方式開采。煤層厚度變化不大，總厚4.2～4.9 m，平均4.48 m，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含厚度0.55 m的夾矸。工作面整體為單斜構(gòu)造，煤層傾角1～6°，平均4°，工作面選用ZZ-5200型支撐掩護(hù)式液壓支架，工作阻力為5200 k N。

工作面基本頂為深灰色石灰?guī)r，厚度平均2.45 m，經(jīng)探測(cè)，在初采范圍內(nèi)局部厚度可達(dá)4 m，巖層結(jié)構(gòu)致密、整體性強(qiáng)且節(jié)理裂隙構(gòu)造不發(fā)育，經(jīng)巖石力學(xué)測(cè)試巖石單軸抗壓強(qiáng)度達(dá)70～120 MPa，屬Ⅳ類頂板，極難冒落。直接頂為0.55 m鈣質(zhì)頁(yè)巖，易垮落，對(duì)基本頂冒放性影響不大。直接底為灰黑色頁(yè)巖及砂質(zhì)頁(yè)巖，平均厚度為2.37 m，含0.79 m石英質(zhì)砂巖，如圖1所示。

圖1 68216工作面柱狀圖

1.2 頂板冒落情況

68216工作面采煤機(jī)截深0.6 m，進(jìn)刀數(shù)為5刀／d，進(jìn)尺3 m／d，開切眼寬度為9.5 m，平均控頂距4.25 m?，F(xiàn)場(chǎng)調(diào)研發(fā)現(xiàn)，推進(jìn)2 d后，工作面煤壁距開切眼副幫15.5 m，未見頂板垮落。

2 初次來壓步距理論分析

基本頂初次來壓對(duì)采場(chǎng)影響較大，若初次來壓步距太大，極易造成頂板大面積垮落，對(duì)工作面安全生產(chǎn)造成威脅。根據(jù)相關(guān)理論研究計(jì)算出爆破前基本頂初次來壓理論步距。

根據(jù)68216工作面煤層柱狀圖和巖層力學(xué)參數(shù)計(jì)算巖層載荷q。68216工作面頂板巖層力學(xué)參數(shù)如表1所示。

結(jié)合工作面頂板力學(xué)參數(shù)，根據(jù)巖層載荷計(jì)算公式：（q2）1＝90.05 kPa。

表1 基本頂巖層力學(xué)參數(shù)

式中：（qn）1——n層對(duì)第1層影響時(shí)形成的載荷，k Pa；

En——第n層基本頂彈性模量，MPa；

hn——第n層基本頂厚度，m；

γn——第n層基本頂巖石容重，MN·m-3。

由式 （1）得出基本頂本身的載荷q1為61.25 k Pa，第2層對(duì)基本頂?shù)妮d荷 （q2）1為28.8 k Pa，第3層對(duì)基本頂?shù)妮d荷 （q3）1為6.5 k Pa。由此可知 （q3）1＜ （q2）1，即說明第3層巖層本身的強(qiáng)度大、巖層厚，對(duì)基本頂載荷不起或者作用很小了，所以此時(shí)的q值即為基本頂及第2層巖層共同作用而產(chǎn)生的。則所計(jì)算的q值應(yīng)為基本頂?shù)淖灾匾约暗?層巖層對(duì)基本頂載荷的總和，即q＝q1＋

頂板的步距準(zhǔn)數(shù)：

式中：lm——頂板的步距準(zhǔn)數(shù)；

RT——基本頂?shù)目估瓘?qiáng)度，取8.1 MPa；

q——巖層自重及其上載荷，取90.05 kPa；

μ——巖層的泊松比，取0.25；

h1——為第1層頂板的厚度，取2.45 m。

代入式 （2）得步距準(zhǔn)數(shù)lm為34.83。由于頂板步距準(zhǔn)數(shù)lm符合b≥的條件，則工作面基本頂初次斷裂步距計(jì)算為：

式中：a1——工作面基本頂初次斷裂步距；

b——工作面長(zhǎng)度，取120 m。

由式 （3）計(jì)算得基本頂巖層初次來壓步距為34.96 m。由此可以得出若不采取措施，基本頂初次來壓步距太大，冒落時(shí)容易產(chǎn)生強(qiáng)烈沖擊載荷而對(duì)安全生產(chǎn)造成嚴(yán)重威脅，故需要分析合理的爆破方案減小基本頂初次來壓步距。

3 爆破方案數(shù)值分析

LS-DYNA3D顯式動(dòng)力分析軟件是仿真分析爆炸力學(xué)非線性動(dòng)力沖擊問題的有效工具，通過對(duì)強(qiáng)制放頂預(yù)裂爆破的仿真模擬，可較好地反映出爆破過程、頂板受力分布，進(jìn)而檢驗(yàn)爆破效果。

3.1 數(shù)值模型的建立

LS-DYNA3D程序采用Jones-Wilkins-Lee狀態(tài)方程描述高能炸藥爆轟產(chǎn)物壓力-體積關(guān)系為：

式中：P——爆轟產(chǎn)物單元壓力，MPa；

V——爆轟產(chǎn)物相對(duì)體積，m3；

E0——爆 轟 產(chǎn) 物 初 始 內(nèi) 能 密 度，1200 kg／m3；

其他參數(shù)為試驗(yàn)確定的材料常數(shù)，A取741 GPa，B取18 GPa，R1取5.6，R2取1.6，ω取0.4。

煤巖材料模型采用LS-DYNA3D程序中的隨動(dòng)硬化塑性模型，該材料模型與應(yīng)變率有關(guān)，考慮了材料失效的各向異性、隨動(dòng)硬化或各向同性和隨動(dòng)硬化的特性。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)條件確定模擬采用的煤巖力學(xué)參數(shù)見表2。

表2 模型中巖石力學(xué)參數(shù)

為避免Lagrange單元網(wǎng)格的形狀畸變可能導(dǎo)致計(jì)算中斷問題，本次建模中兩層巖體和炸藥均劃分為Euler網(wǎng)格，采用多物質(zhì)算法，即允許一個(gè)網(wǎng)格中包含多種物質(zhì)，分析過程中可忽略巖體的重力作用，計(jì)算單元采用3-D SOLID164實(shí)體單元。

模型尺寸規(guī)格為1600 mm×3500 mm×1600 mm （長(zhǎng)×寬×高），其中在寬度方向上分為兩層，石灰?guī)r層2450 mm，頁(yè)巖層1050 mm。第一排孔眼深1600 mm，第二排孔眼深3500 mm，孔徑50 mm，間排距均為800 mm，為消除模型邊界對(duì)爆破效果的影響，對(duì)模型的周向和上下面施加無反射邊界約束。

3.2 模擬過程與分析

模擬計(jì)算結(jié)果運(yùn)用LS-PREPOST后處理器進(jìn)行全程監(jiān)控與分析，得到不同時(shí)間進(jìn)程有效應(yīng)力云圖，見圖2。

由于每個(gè)炮孔起爆點(diǎn)為孔底，為了更清晰明了觀測(cè)應(yīng)力分布云圖，采用與模型圖相同的前（front）視角。

圖2 預(yù)裂爆破以往實(shí)際方案有效應(yīng)力云圖

由圖2可知：

（1）采用孔口起爆方式孔口處應(yīng)力值較大，而孔底內(nèi)應(yīng)力值較小，表明此方式爆破對(duì)頂板巖層表面破壞作用較大，而對(duì)頂板巖層深部作用較小。

（2）采用延時(shí)爆破方式經(jīng)歷時(shí)間較長(zhǎng)，具體引爆工藝方面不易控制。

（3）延時(shí)爆破方式不易形成有效應(yīng)力疊加區(qū)，由圖可知爆破結(jié)束后模型大部分為低應(yīng)力區(qū)域，有效應(yīng)力波影響范圍小于同時(shí)引爆方式，且裂隙區(qū)僅在各炮孔周邊范圍內(nèi)發(fā)育。

為了進(jìn)一步研究爆破對(duì)強(qiáng)制放頂效果的影響，結(jié)合該礦以往實(shí)際爆破經(jīng)驗(yàn)，又模擬了采用炮孔間延時(shí)、孔口起爆的爆破方案。模擬結(jié)果如圖3所示，采用后視角 （back）。

由圖3可知：

（1）當(dāng)炸藥起爆48.3μs時(shí)，影響范圍為0.21 m，這一階段破碎區(qū)只出現(xiàn)在炮孔周邊，如圖3（a），起爆99.1μs后，單孔有效應(yīng)力波影響范圍大于0.4 m，相鄰炮孔間有效應(yīng)力波開始疊加，由于破碎區(qū)與裂隙區(qū)范圍內(nèi)有效應(yīng)力遠(yuǎn)大于巖石極限抗拉強(qiáng)度，而疊加區(qū)域內(nèi)有效應(yīng)力值足以致使該區(qū)域內(nèi)巖石出現(xiàn)裂隙，發(fā)育成爆破裂隙區(qū)。

（2）起爆249.8μs時(shí)，有效應(yīng)力波已傳播至模型邊界，邊界平面上應(yīng)力波影響范圍內(nèi)，應(yīng)力波值由內(nèi)而外呈現(xiàn)由高到低的環(huán)狀趨勢(shì)，如圖3（b）。

（3）起爆367.3μs后，出現(xiàn)多個(gè)炮孔疊加效應(yīng)，多重疊加效應(yīng)促使頂板巖體內(nèi)破碎區(qū)與裂隙區(qū)進(jìn)一步發(fā)育，最終傳播至模型整體。表明炮孔在該間排距布置條件下，可充分利用有效應(yīng)力的疊加效應(yīng)，進(jìn)而促使頂板裂隙充分發(fā)育，如圖3（c）。

根據(jù)以上ANASYS／LS-DYNA進(jìn)行的堅(jiān)硬頂板預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂數(shù)值計(jì)算結(jié)果，表明在間排距為0.8 m，起爆點(diǎn)為孔底起爆，引爆方式為分組同時(shí)起爆的爆破工藝下，有效應(yīng)力波影響范圍與爆破應(yīng)力值均為最優(yōu)，工作面初采強(qiáng)制放頂效果較為理想。

圖3 預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂有效應(yīng)力云圖

4 現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐

基于以上分析，針對(duì)68216工作面初采期間頂板難冒問題，現(xiàn)場(chǎng)采用并實(shí)施了預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂方案。

4.1 實(shí)施方案

（1）第一排鉆孔孔口距開切眼副幫2.5 m （鉆孔沿頂板向上打），孔深1.6 m，第二排距開切眼副幫3.3 m，孔深3.5 m，孔徑均為50 mm，鉆孔間排距0.8 m，沿工作面全長(zhǎng)布置。鉆孔與豎直方向夾角60°，其水平投影與工作面推進(jìn)方向夾角45°，鉆孔布置圖如圖4所示。

（2）炮眼采用連續(xù)耦合方式一次裝藥，孔底起爆，分段爆破。炸藥采用二級(jí)煤礦許用乳化炸藥，藥包規(guī)格為?50 mm×580 mm，裝藥系數(shù)為0.65～0.75，裝藥量為2.85 kg／m，炮泥裝填系數(shù)為0.20～0.35，使用黃泥制作。

4.2 應(yīng)用效果

根據(jù)上述方案，對(duì)杜兒坪煤礦68216工作面初采期間進(jìn)行了預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐，沿工作面傾向共安裝16臺(tái)礦壓監(jiān)測(cè)儀器，并利用綜采記錄儀監(jiān)測(cè)系統(tǒng)對(duì)后期礦壓顯現(xiàn)進(jìn)行了觀測(cè)。經(jīng)施工爆破，頂板得以冒落，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)支架工作阻力隨工作面推進(jìn)距離變化曲線可知，采用上述方案進(jìn)行預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂后，基本頂初次來壓步距減小為17.4 m，如圖5所示。證明初采預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂技術(shù)取得了預(yù)期效果。

5 結(jié)論

（1）根據(jù)相關(guān)理論計(jì)算分析，結(jié)合杜兒坪礦68216工作面地質(zhì)條件，得出理論初次來壓步距為34.96 m，需要進(jìn)行強(qiáng)制放頂?，F(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂技術(shù)后，隨工作面推進(jìn)頂板得以垮落，基本頂初次來壓步距在17.4 m左右。表明預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂技術(shù)的使用有效縮短了初次來壓步距，取得了預(yù)期的效果。

（2）通過LS-DYNA3D進(jìn)行的爆破模擬，證明在同時(shí)引爆方式下，有效應(yīng)力波可充分疊加，爆破裂隙區(qū)可發(fā)育至模型整體，而在延時(shí)引爆方式下有效應(yīng)力波無法形成疊加，裂隙區(qū)發(fā)育較小。同時(shí)證明孔口起爆對(duì)頂板巖層破壞作用較大，易造成頂板表面巖層直接垮落，而孔底起爆對(duì)深部頂板巖層裂隙發(fā)育較為有利，裂隙區(qū)的形成更有助于工作面頂板在采動(dòng)壓力作用下呈現(xiàn)較為規(guī)律的周期來壓。

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Research on forced caving technology with pre-splitting blasting in primary mining of working face

Xue Deping1，2，Zhao Jie1，F(xiàn)eng Yufeng1
（1.School of Mines，China University of Mining ＆ Technology，Xuzhou，Jiangsu 221116，China；2.Dewei Mining Co.，Ltd.，Xishan Coal Electricity Group，Lvliang，Shanxi 033000，China）

There was a problem that the roof is hard and uneasy to collapse in 68216 working face of 8＃coal seam in Duerping Mine of XiShan Coal Electricity Group.Aiming at it，the paper drew the theoretic interval of first weighting in basic roof is 31.96m with theoretical analysis and field measurement methods，and the weighting step in basic roof is needed to reduce through blasting method.And meanwhile，the paper simulated the process of forced roof caving with presplitting blasting in primary mining of working face with hard roof by LS-DYNA3D numerical simulation，revealed the mechanism of roof caving with blasting，and then reached the rock stress field distribution and damage range under the effect of blasting stress wave，and compared the differences of blasting effect of various detonating ways to the roof rock，and proposed concrete implementing scheme based on these conclusions.The field ground pressure measuring showed that after the blasting，the first weighting interval in basic roof was reduced to 17.5 m，and the caving property of roof was improved，which indicated that the expected effectiveness of forced roof caving with pre-splitting blasting in primary mining was achieved.

hard roof，first weighting，pre-splitting blasting，forced caving

TD 822

A

薛德平 （1964-），男，山西呂梁人，現(xiàn)任西山煤電集團(tuán)德威煤業(yè)公司董事長(zhǎng)，從事采煤方法與巖層控制方面研究。

（責(zé)任編輯 張毅玲）