深部綜采工作面厚頂板爆破控災技術及應用

DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2017.05

11文章編號： 1672-9315（2017）05-0668-06

摘要：深部綜采工作面厚頂板失穩極易誘發煤巖動力災害。針對深部綜采工作面爆破處理厚頂板問題，在考慮煤巖本構關系基礎上，建立爆破弱化頂板力學分析模型，并采用LSDYNA有限元程序、ALE（流固耦合）算法及3DEC離散單元法，計算深部巖體爆破裂紋擴展影響半徑，確定頂板爆破位置和斷頂卸壓高度，為爆破減災方案提供依據。研究結果表明：爆破卸壓作用力學行為表現為消除應力集中區和支座B力矩MB；覆巖爆破主裂紋擴展最大影響半徑2.60 m，有效應力波最大影響半徑5.65 m，確定雙炮孔距10 m，主裂紋擴展主方向為沿徑向擴展，次裂紋擴展方向具有隨機性；通過實施21102工作面頂板深孔爆破方案后，統計分析支架工作阻力并驗證了爆破誘導頂板斷裂效果顯著。關鍵詞：深部開采；厚頂板；深孔爆破；裂紋擴展；動力災害中圖分類號：TD 325文獻標志碼： A

Technology and application of blasting crack aiming at

thick roof of deep fully mechanized mining face

MA Yanxiong1，LIANG Zhijun1，WU Zhaohua2，WU Fan3

（1.Hulusu Coal Mine，Zhongtian Hechuang Energy Co.，Ltd.，Ordos 017000，China；

2.Coal Mining and Designing Department，Tiandi Science and Technology Co.，Ltd.，Beijing 100013，China；

3.College of Energy Science and Engineering，Xi’an University of Science and Technology，Xi’an 710054，China）Abstract：Dynamic hazards are easily induced by thick roof instability in deep fully mechanized mining face.This paper focus on the controlling problem of thick roof of deep fully mechanized mining face.The mechanical analysis model of roof blasting has been built on the basis of considering coalrock constitutive relations.Meanwhile，crack propagation radius，blasting positions and height of deep rock mass are calculated using finite element program（LSDYNA），fluidsolid coupling algorithm（Arbitrary LagrangeEuler，ALE）and discrete element method（3DEC）.These results could provide significant guidance for hazards prevention by blasting.Results show that stress concentration areas and moment of B support point（MB）could be removed in reacting on mechanical behavior of blasting.Also，the maximum radius of crack propagation of deep rock mass is 2.60 m and the maximum radius of effective stress wave is 5.65 m.Therefore，the distance between blasting holes are designed as 10 m.Main crack propagation extends along the radial direction，and secondary crack propagation direction shows randomness.Finally，analysis on effective working resistance of hydraulic support proves that blasting has an obvious effect on the roof fracture.Key words：deep mining；thick roof；deep holes blasting；crack propagation；dynamic hazards

0引言隨著中國淺部煤炭資源枯竭，深部開采已成為常態[1]。深部煤炭資源開發面臨著煤巖動力災害、地應力增大及地溫升高等系列難題[2-4]，復雜地質力學環境引發的各種非線性力學現象愈加凸顯。尤其是深部綜采工作面頂板上方存在含水層情況，采動擾動作用下含水層滲流場發生演變，覆巖吸水膨脹變形后本構特征變異，導致頂板結構體系失衡，極易誘發煤與瓦斯突出、支架壓壞壓死及颶風傷人等災害事件，并具有顯著的動力學特征，這些都成為深部開采頂板災害研究課題[5]。解決深部開采頂板災害防治問題的突破點為：針對深部綜采工作面頂板穩定性控制問題，分析考慮深部煤巖本構關系的頂板應力分布特征，采用數值模擬方法得出深部煤巖爆破致裂影響范圍，提出采用人工誘導頂板應力定向轉移，可實現對深部綜采工作面頂板穩定性控制。深部開采煤巖本構關系特征明顯區別于淺部開采，謝和平等[2]聚焦深部巖體典型的“三高”賦存環境，揭示了深部巖體本構關系具有大變形、強流變及脆延性轉化等特征。了解和掌握采場覆巖運移特征是深部綜采工作面頂板控制的關鍵。王新豐等[6]依托淮南礦區深井工作面為工程背景，通過數值模擬和物理相似實驗得出深井工作面頂板破斷具有瞬時突變、分段延伸和分區遷移的時空特點。陶睿等[7]通過對丁集礦采深800 m工作面液壓支架工作阻力觀測數據分析，揭示了深部卸壓厚煤層大采高綜采工作面的頂板來壓特征。崔峰等[8]基于煤巖力學實驗測試，結合有限元軟件（FLAC3D）固液耦合計算，通過LSDYNA軟件提供動載將煤巖體離散化，并采用BP神經網絡對耦合致裂后煤體的可放性（U）進行預測，提出耦合致裂工藝及其分析方法與流程。王漢軍等[9]使用LSDYNA有限元程序，并采用ALE算法，針對深部巖體爆破應力場分布和爆破裂紋的擴展特征進行了分析，提出了深部高應力巖體爆破參數設計方法。葫蘆素井田位于內蒙古自治區鄂爾多斯市烏審旗圖克鎮境內，主要可采及局部可采煤層共8層，自上而下分別為2-1，2-2中、3-1，4-1，4-2中、5-1，5-2及6-2煤層。礦區21102首采工作面位于2-1煤一盤區，煤層傾角為1°～3°，平均厚度2.55 m，工作面長度320 m，走向推進長度4 150 m，平均采高2.6 m，工作面采深626.17～647.91 m.2-1煤層頂板巖性以細砂巖和粉砂巖為主，普氏系數為2.5～3.5，劃分屬于軟弱巖層，但因頂板厚度較大（總厚度約為16.33～31.10 m），綜采工作面初采期間頂板大面積懸頂，極易成為安全開采的隱患。文中研究基于葫蘆素礦區21102首采工作面開采條件，運用3DEC離散單元法程序建立考慮深部煤巖本構關系的頂板應力分布模型，

確定頂板爆破位置和斷頂卸壓高度；采用LSDYNA有限元程序和ALE（流固耦合）算法，計算得出相應地質條件下深部巖體爆破裂紋擴展影響半徑，為爆破孔參數設計和斷頂卸壓方案提供依據。

1深部綜采工作面煤巖力學特性考慮煤巖力學特性是指導深部工作面頂板覆巖爆破方案制定的前提[10]。針對蒙西礦區葫蘆素煤礦2-1主采煤層及頂底板開展巖石力學實驗測試，所獲得基本力學參數見表1，繪制2-1煤層及頂板試樣應力-應變曲線如圖1所示，分析其抗剪強度與抗壓強度（τ-σ）關系如圖2所示。

由圖1，圖2和表1分析可知

1）2-1煤層試樣單向抗壓強度平均12.97 MPa，抗拉強度平均1.22 MPa，彈性模量2.29 GPa，泊松比0.29，粘結力2.3 MPa，內摩擦角40°，2-1煤層試件強度關系為：τ=2.3+σ·tan40°；

2）頂板巖石試樣抗壓強度平均33.73 MPa，抗拉強度平均4.24 MPa，彈性模量9.81 GPa，泊松比0.18，粘結力5.5 MPa，內摩擦角38°，試件強度公式為：τ=5.5+σ·tan38°；

3）頂板與煤層普氏強度系數差值（Δf）約為2，力學強度差異性表明具有典型的“三軟”賦存特征。

2頂板覆巖深孔爆破數值試驗

2.1頂板爆破卸壓力學模型根據21102綜采工作面現有開采條件，建立厚頂板爆破卸壓力學模型（圖3），依據簡支梁平衡理論和結構力學平衡方程[11-13]，頂板爆破卸壓前力學模型如圖3（a）所示。

（a）爆破卸壓前（b）爆破卸壓后

頂板爆破卸壓前穩態平衡方程可通過式（1）描述

MA-∫Lx0x

qmax-q0Lx

x+q0

dx-q0（Lm-La）

-∫La0x

q1-q0La

x+q0

dx-MB，

（1）式（1）中工作面支承壓力載荷積分區間為[q0，qmax]，工作面后方應力集中區載荷積分區間為[q0，q1]，支架控頂距為Lx，卸壓區長度Lm-La，應力集中區長度La，支座A，B力矩分別為MA和MB.頂板卸壓爆破目的即為消除和降低應力集中程度，頂板爆破弱化后卸壓區長度為Lm，工作面支承壓力非均布載荷分別為q′0，q′max，卸壓作用下支座B力矩消除，卸壓后穩態平衡方程可通過式（2）描述。因此，爆破卸壓作用的力學行為表現為消除應力集中區和支座B力矩。

M′A-

∫Lx0x

q′max-q′0Lx

x+q′0

dx-q′0Lm=0.

（2）由上式（2）可知，頂板爆破卸壓后穩態平衡方程中消除了MB，僅有一個未知量M′A的獨立方程。因此，從系統平衡問題考慮，爆破卸壓頂板的實質即為超靜定問題轉化為靜定問題過程。

2.2深部巖體爆破裂紋擴展基于煤巖力學實驗參數，采用LSDYNA有限元程序和ALE（流固耦合）算法[14-15]，計算得出21102綜采工作面頂板覆巖爆破裂紋擴展影響半徑，進一步為合理考慮建立數值計算提供基礎依據。設計雙炮孔距10 m，爆破藥卷直徑75 mm，炮孔直徑為94 mm，模擬爆炸模型采用HIGE_EXPLOSIVE_BURN內嵌模塊和JWL狀態方程（如式（3）所列）模擬炸藥爆破過程，模擬爆破持續時間350 μs.

P=A1-ωR1V

e-R1V+B

1-ωR2V

e-R2V+ωEV.

（3）

式中R1，R2，ω炸藥特性參數，無量綱。炸藥起爆后炮孔周圍裂紋擴展情況如圖4（a～c）所示，炸藥及狀態方程參數見表2.

由圖5數值計算分析可知

1）炸藥起爆后350 μs時炮孔周圍開始出現徑向主裂紋，主裂紋條數為4條，有效應力波最大影響半徑Rmax為5.65 m，應力波疊加長度1.3 m；

2）次裂紋擴展方向具有隨機性，主裂紋擴展主方向為沿徑向向外擴展，局部表現為隨機性，主裂紋最大擴展長度為2.60 m，平均長度2.45 m，為裝藥半徑的65～69倍；

3）藥卷直徑為75 mm，炮孔直徑為94 mm，起爆后炮孔周圍應力波影響半徑平均約為5.10 m，可確定合理的炮孔間距為10.2 m，實際按整數取10 m.

2.3厚頂板深孔爆破數值計算運用3DEC離散單元法程序建立考慮深部煤巖本構特征和裂紋擴展影響范圍的頂板爆破數值模型，計算和確定頂板爆破位置和斷頂卸壓高度，計算模型如圖5（a）所示，爆破前后最大主應力分布情況如圖5（b～c）所示。由圖5（b～c）所示計算結果可得知

1）爆破誘導工作面頂板應力重新分布效果顯著，影響范圍為爆破孔周邊5.0 m左右，這與應力波影響計算范圍一致；

2）工作面推進12.0 m后，工作面頂板爆破區域局部應力降低，破碎區間范圍增大，應力逐漸釋放。

3厚頂板深孔爆破致裂工程實踐

3.1綜采工作面厚頂板爆破方案

21102綜采工作面長度330 m，設計炮孔間距10 m.因此，切眼拉槽炮孔共需布置33個。根據頂板巖層位置及炮孔傾斜角度，切眼炮孔深度25 m，仰角35°時可以達到處理范圍。炮孔距離切眼后幫1～2 m（以鉆機擺放方便為宜）處開孔，一字型分布于切眼后幫，如圖6（a）所示。1#炮孔由回風巷向內偏斜，2～33#炮孔由切眼向回風巷方向偏斜，1#與2#炮孔交錯避免交叉，炮孔位置平面圖、剖面圖分別如圖6（a）與（c）所示，炮孔設計與裝藥參數見表3.

3.2厚頂板深孔爆破效果評價統計分析21102工作面頂板深孔爆破后支架工作阻力分布情況，如圖7所示。工作面推進至

40 m時，頂板壓力較為集中，初次來壓區域呈現，工作面應力分布呈現分區高應力與低應力特征。工作面推進至40 m時基本頂發生初次來壓，表明厚頂板深孔爆破誘導頂板斷裂效果顯著，有效地

實現了厚頂板的垮落和控制，避免了大面積頂板冒落誘發的動力學災害。

4結論

1）通過構建21102綜采工作面厚頂板爆破卸壓力學模型，根據簡支梁平衡理論和結構力學平衡方程，得出頂板爆破卸壓前穩態平衡方程，爆破卸壓作用的力學行為表現為消除應力集中區和支座B力矩MB，爆破卸壓頂板實質為超靜定問題轉化為靜定問題過程；

2）采用LS-DYNA有限元程序和ALE（流固耦合）算法，計算得出21102綜采工作面頂板覆巖爆破主裂紋擴展最大影響半徑2.6 m，為裝藥半徑的69倍，有效應力波最大影響半徑Rmax為5.65 m，次裂紋擴展方向具有隨機性，主裂紋擴展主方向為沿徑向向外擴展，局部表現為隨機性；

3）統計分析21102工作面頂板深孔爆破后支架工作阻力分布情況工作面推進至40 m時基本頂發生初次來壓，表明厚頂板深孔爆破誘導頂板斷裂效果顯著。參考文獻References

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