薛德平 趙 杰 馮宇峰

（1.中國礦業(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）

針對西山煤電集團(tuán)杜兒坪礦8＃煤層68216工作面頂板堅硬、不易垮落的問題，運用理論分析、現(xiàn)場實測方法，計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。同時運用LS-DYNA3D數(shù)值模擬軟件模擬了堅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)力場分布與破壞范圍，比較了不同起爆方式對頂板巖層破壞作用的差異，并以此為依據(jù)提出具體爆破實施方案。經(jīng)現(xiàn)場礦壓實測發(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888 m，傾向長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，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)頁巖，易垮落，對基本頂冒放性影響不大。直接底為灰黑色頁巖及砂質(zhì)頁巖，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

基本頂初次來壓對采場影響較大，若初次來壓步距太大，極易造成頂板大面積垮落，對工作面安全生產(chǎn)造成威脅。根據(jù)相關(guān)理論研究計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層對第1層影響時形成的載荷，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層對基本頂?shù)妮d荷 （q2）1為28.8 k Pa，第3層對基本頂?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，對基本頂載荷不起或者作用很小了，所以此時的q值即為基本頂及第2層巖層共同作用而產(chǎn)生的。則所計算的q值應(yīng)為基本頂?shù)淖灾匾约暗?層巖層對基本頂載荷的總和，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算為：

式中：a1——工作面基本頂初次斷裂步距；

b——工作面長度，取120 m。

由式 （3）計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，冒落時容易產(chǎn)生強(qiáng)烈沖擊載荷而對安全生產(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顯式動力分析軟件是仿真分析爆炸力學(xué)非線性動力沖擊問題的有效工具，通過對強(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、隨動硬化或各向同性和隨動硬化的特性。根據(jù)現(xiàn)場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，計算單元采用3-D SOLID164實體單元。

模型尺寸規(guī)格為1600 mm×3500 mm×1600 mm （長×寬×高），其中在寬度方向上分為兩層，石灰?guī)r層2450 mm，頁巖層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，為消除模型邊界對爆破效果的影響，對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

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

由于每個炮孔起爆點為孔底，為了更清晰明了觀測應(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，表明此方式爆破對頂板巖層表面破壞作用較大，而對頂板巖層深部作用較小。

（2）采用延時爆破方式經(jīng)歷時間較長，具體引爆工藝方面不易控制。

（3）延時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)一步研究爆破對強(qiáng)制放頂效果的影響，結(jié)合該礦以往實際爆破經(jīng)驗，又模擬了采用炮孔間延時、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，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，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，如圖3（b）。

（3）起爆367.3μs后，出現(xiàn)多個炮孔疊加效應(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)行的堅硬頂板預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂數(shù)值計算結(jié)果，表明在間排距為0.8 m，起爆點為孔底起爆，引爆方式為分組同時起爆的爆破工藝下，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)場實踐

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

4.1 實施方案

（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)場實踐，沿工作面傾向共安裝16臺礦壓監(jiān)測儀器，并利用綜采記錄儀監(jiān)測系統(tǒng)對后期礦壓顯現(xiàn)進(jìn)行了觀測。經(jīng)施工爆破，頂板得以冒落，根據(jù)現(xiàn)場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。現(xiàn)場應(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。同時證明孔口起爆對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壓力作用下呈現(xiàn)較為規(guī)律的周期來壓。

［1］錢鳴高，繆協(xié)興，許家林.巖層控制中的關(guān)鍵層理論研究 ［J］.煤炭學(xué)報，1996（3）

［2］錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制 ［M］.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)出版社，2003

［3］劉文.大同 “兩硬”綜放工作面頂煤注水-爆破聯(lián)合弱化技術(shù) ［J］.中國煤炭，2011（6）

［4］劉洪偉，李君利.堅硬頂板弱化技術(shù)綜述 ［J］.煤炭技術(shù)，2009（2）

［5］謝超.預(yù)裂爆破強(qiáng)制放頂技術(shù)在懸移支架工作面的應(yīng)用 ［J］.中國煤炭，2011 （12）

［6］張杰.淺埋煤層頂板深孔預(yù)爆強(qiáng)制初放研究 ［J］.采礦與安全工程學(xué)報，2012（3）

［7］陳榮華，錢嗚高，繆協(xié)興.注水軟化法控制厚硬關(guān)鍵層采場來壓數(shù)值模擬 ［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2005 （13）

［8］尚曉江，蘇建宇，王化鋒等.ANSYS／LS-DYNA動力分析方法與工程實例 ［M］.北京：中國水利水電出版社，2008

［9］馮叔瑜，馬乃耀.爆破工程 ［M］.北京：中國鐵道出版社，1980

［10］顏事龍.現(xiàn)代工程爆破理論與技術(shù) ［M］.徐州：中國礦業(yè)大學(xué)出版社，2007

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，從事采煤方法與巖層控制方面研究。

（責(zé)任編輯 張毅玲）