工作面初采預裂爆破強制放頂技術研究

薛德平 趙 杰 馮宇峰

（1.中國礦業大學礦業工程學院，江蘇省徐州市，221116；2.西山煤電集團德威礦業有限公司，山西省呂梁市，033000）

工作面初采預裂爆破強制放頂技術研究

薛德平1，2趙 杰1馮宇峰1

（1.中國礦業大學礦業工程學院，江蘇省徐州市，221116；2.西山煤電集團德威礦業有限公司，山西省呂梁市，033000）

針對西山煤電集團杜兒坪礦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數值模擬軟件模擬了堅硬頂板工作面初采強制放頂爆破過程，揭示出爆破放頂機理，得出了在爆炸應力波作用下的巖石應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，并以此為依據提出具體爆破實施方案。經現場礦壓實測發現，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，表明初采預裂爆破強制放頂取得了預期效果。

堅硬頂板 初次來壓 預裂爆破 強制放頂

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，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，煤層結構復雜，含厚度0.55 m的夾矸。工作面整體為單斜構造，煤層傾角1～6°，平均4°，工作面選用ZZ-5200型支撐掩護式液壓支架，工作阻力為5200 k N。

工作面基本頂為深灰色石灰巖，厚度平均2.45 m，經探測，在初采范圍內局部厚度可達4 m，巖層結構致密、整體性強且節理裂隙構造不發育，經巖石力學測試巖石單軸抗壓強度達70～120 MPa，屬Ⅳ類頂板，極難冒落。直接頂為0.55 m鈣質頁巖，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頁巖，平均厚度為2.37 m，含0.79 m石英質砂巖，如圖1所示。

圖1 68216工作面柱狀圖

1.2 頂板冒落情況

68216工作面采煤機截深0.6 m，進刀數為5刀／d，進尺3 m／d，開切眼寬度為9.5 m，平均控頂距4.25 m。現場調研發現，推進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，對工作面安全生產造成威脅。根據相關理論研究計算出爆破前基本頂初次來壓理論步距。

根據68216工作面煤層柱狀圖和巖層力學參數計算巖層載荷q。68216工作面頂板巖層力學參數如表1所示。

結合工作面頂板力學參數，根據巖層載荷計算公式：（q2）1＝90.05 kPa。

表1 基本頂巖層力學參數

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層對基本頂的載荷 （q2）1為28.8 k Pa，第3層對基本頂的載荷 （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生的。則所計算的q值應為基本頂的自重以及第2層巖層對基本頂載荷的總和，即q＝q1＋

頂板的步距準數：

式中：lm——頂板的步距準數；

RT——基本頂的抗拉強度，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）得步距準數lm為34.83。由于頂板步距準數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，冒落時容易產生強烈沖擊載荷而對安全生產造成嚴重威脅，故需要分析合理的爆破方案減小基本頂初次來壓步距。

3 爆破方案數值分析

LS-DYNA3D顯式動力分析軟件是仿真分析爆炸力學非線性動力沖擊問題的有效工具，通過對強制放頂預裂爆破的仿真模擬，可較好地反映出爆破過程、頂板受力分布，進而檢驗爆破效果。

3.1 數值模型的建立

LS-DYNA3D程序采用Jones-Wilkins-Lee狀態方程描述高能炸藥爆轟產物壓力-體積關系為：

式中：P——爆轟產物單元壓力，MPa；

V——爆轟產物相對體積，m3；

E0——爆 轟 產 物 初 始 內 能 密 度，1200 kg／m3；

其他參數為試驗確定的材料常數，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，該材料模型與應變率有關，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。根據現場條件確定模擬采用的煤巖力學參數見表2。

表2 模型中巖石力學參數

為避免Lagrange單元網格的形狀畸變可能導致計算中斷問題，本次建模中兩層巖體和炸藥均劃分為Euler網格，采用多物質算法，即允許一個網格中包含多種物質，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，石灰巖層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

模擬計算結果運用LS-PREPOST后處理器進行全程監控與分析，得到不同時間進程有效應力云圖，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力分布云圖，采用與模型圖相同的前（front）視角。

圖2 預裂爆破以往實際方案有效應力云圖

由圖2可知：

（1）采用孔口起爆方式孔口處應力值較大，而孔底內應力值較小，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力疊加區，由圖可知爆破結束后模型大部分為低應力區域，有效應力波影響范圍小于同時引爆方式，且裂隙區僅在各炮孔周邊范圍內發育。

為了進一步研究爆破對強制放頂效果的影響，結合該礦以往實際爆破經驗，又模擬了采用炮孔間延時、孔口起爆的爆破方案。模擬結果如圖3所示，采用后視角 （back）。

由圖3可知：

（1）當炸藥起爆48.3μs時，影響范圍為0.21 m，這一階段破碎區只出現在炮孔周邊，如圖3（a），起爆99.1μs后，單孔有效應力波影響范圍大于0.4 m，相鄰炮孔間有效應力波開始疊加，由于破碎區與裂隙區范圍內有效應力遠大于巖石極限抗拉強度，而疊加區域內有效應力值足以致使該區域內巖石出現裂隙，發育成爆破裂隙區。

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

（3）起爆367.3μs后，出現多個炮孔疊加效應，多重疊加效應促使頂板巖體內破碎區與裂隙區進一步發育，最終傳播至模型整體。表明炮孔在該間排距布置條件下，可充分利用有效應力的疊加效應，進而促使頂板裂隙充分發育，如圖3（c）。

根據以上ANASYS／LS-DYNA進行的堅硬頂板預裂爆破強制放頂數值計算結果，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，有效應力波影響范圍與爆破應力值均為最優，工作面初采強制放頂效果較為理想。

圖3 預裂爆破強制放頂有效應力云圖

4 現場實踐

基于以上分析，針對68216工作面初采期間頂板難冒問題，現場采用并實施了預裂爆破強制放頂方案。

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方向夾角45°，鉆孔布置圖如圖4所示。

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

4.2 應用效果

根據上述方案，對杜兒坪煤礦68216工作面初采期間進行了預裂爆破強制放頂現場實踐，沿工作面傾向共安裝16臺礦壓監測儀器，并利用綜采記錄儀監測系統對后期礦壓顯現進行了觀測。經施工爆破，頂板得以冒落，根據現場支架工作阻力隨工作面推進距離變化曲線可知，采用上述方案進行預裂爆破強制放頂后，基本頂初次來壓步距減小為17.4 m，如圖5所示。證明初采預裂爆破強制放頂技術取得了預期效果。

5 結論

（1）根據相關理論計算分析，結合杜兒坪礦68216工作面地質條件，得出理論初次來壓步距為34.96 m，需要進行強制放頂。現場應用預裂爆破強制放頂技術后，隨工作面推進頂板得以垮落，基本頂初次來壓步距在17.4 m左右。表明預裂爆破強制放頂技術的使用有效縮短了初次來壓步距，取得了預期的效果。

（2）通過LS-DYNA3D進行的爆破模擬，證明在同時引爆方式下，有效應力波可充分疊加，爆破裂隙區可發育至模型整體，而在延時引爆方式下有效應力波無法形成疊加，裂隙區發育較小。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育較為有利，裂隙區的形成更有助于工作面頂板在采動壓力作用下呈現較為規律的周期來壓。

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

Xue Deping1，2，Zhao Jie1，Feng 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，現任西山煤電集團德威煤業公司董事長，從事采煤方法與巖層控制方面研究。

（責任編輯 張毅玲）