深孔预裂爆破法爆破机理

深孔预裂爆破法的爆炸机理及在浅煤层控制顶板冒

落中的应用

关键字：浅裂缝深孔预裂爆破法控制顶板冒落Ls-dyna3d 房式采煤法采空区

摘要：在神东采煤区的浅煤层开采中，因为主要顶板厚度大，抗拉强度高而且具有一些小的上覆荷载，导致了大区域的频繁的顶板来压。因此，这就发生了诸如液压支架铁结合，煤壁裂缝透水，大范围的残留矿柱失稳，甚至在房式采煤采空区产生矿内风暴等事故。控制顶板冒落的深孔预裂爆破技术是一种防止大范围顶板来压事故的合适方法，能广泛应用于采矿中并且它在原位试验中表现良好。根据浅煤层的区域条件，本篇论文采用圆柱孔扩张理论来计算三个爆生区——粉碎区、破裂区、弹性震动区；运用Ls-dyna3d软件建立一个展示高能爆破压力波影响下岩石压力和破碎变形变化情况的深孔预裂爆破模型。模型的模拟结果揭示了控制顶板冒落的爆破机理并且能最优化爆破参数。神东矿区应用预裂爆破技术后的现场观测表明，第一次顶板来压长度为17.4米，既没有发生液压支柱的铁结合现象，采煤工作面的形成中也没有产生大的顶板沉降，这表明深孔预裂法在控制顶板冒落中的应用达到了预期效果。

1.引言

浅煤层广泛分布在中国西北地区的神东矿区。神东矿区的浅煤层有三个特征：浅的埋藏深度、薄的基岩、厚大松散的上覆层；因此它的岩层结构和地压表现相对其他普通煤层来说具有一些特殊性[1~3]。由于厚度大，抗拉强度高和低的上覆荷载，长壁面的第一次顶板来压相当猛烈。来压的区域长度大多数情况下大于35米。因此，顶板来压时容易发生诸如液压支架铁结合，煤壁裂缝透水，大范围的残留矿柱失稳，甚至在房式采煤采空区产生矿内风暴等各种各样的事故。上述现象给浅煤层采矿的安全性带来了很大的威胁，所以我们必须采取有效的措施来避免这些灾难[4~8]。

改变顶板岩体的力学条件来弱化其强度是防止顶板来压的最主要的措施。目前，最主要的控制方法是深孔爆破、对软岩注水和充填采空区[9,10]。许多报道已经证明深孔爆破技术是放顶的有效措施并且已经在中国的矿山中取得了广泛的应用[11]。实验室中的数值模拟和物理模拟已经能够优化爆破钻孔深度和放顶长度并且已经取得了一些显著的成果[6,8]。但是到目前为止，控制顶板冒落的深孔爆破机理，特别是对采空区下的浅煤层来说，还有待于系统的研究。结合神东矿区浅煤层的地质条件，本论文运用理论分析和Ls-dyna3d软件的数值模拟来揭

示控制顶板冒落的预裂爆破机理并形成放顶设计。这个结果有助于浅煤层条件下的安全采矿。

2.大范围顶板来压分析

大范围的顶板来压通常发生在类似砂岩和砾岩这类强度高的岩体中，而且来压区域层理，节理裂隙发育不良，从而形成了高强度的整体厚大板状结构[12]。随着长壁面的推进，悬顶面积增加，因为上覆荷载和悬顶岩层的自重影响，岩层开始弯曲沉降直到弯曲应力大于它的极限强度。然后岩层会产生断裂面，断裂面不断扩张，不断产生新的断裂面，直到断裂面贯穿整个岩层，即主要顶板岩层破裂并产生了第一次顶板来压。另外，大范围的顶板破裂和崩落将会导致动态冲击甚至矿内风暴[11]。

以神东矿区的131203长壁面为例，该长壁面长650米，宽150米，且3-1-2煤层厚3米，倾角1-3度，正在开采。3-1-2煤层位于3-1-2煤层之下大概6米，3-1-1煤层是2000年之前采用留6米宽矿柱和6米宽的矿房的房式采煤法，当时开采的时候并没有考虑到之下煤层开采的安全性问题。目前为止，在用长壁面开采3-1-2煤层时进入房式采煤空区并不安全。采空区的主要顶板是14.5米厚的砂岩。岩层柱的性质参照表1，采空区下浅煤层长壁工作面结构参照图2。

控制顶板冒落前的主要顶板夹在上覆荷载和残留矿柱之间，这个结构可以简化为一个固支梁[13]。根据弹性力学来建立一个如图3的两端固支梁。根据最大抗拉强度准则，这个结构从梁的中间开始断裂，如图3所示。因此，两端固定条

件下，可用下式表示岩层形成梁的极限安全长度：Ls≤2hσ

nq −1

5

;Ls表示梁

的极限安全长度，单位米；h是主梁厚度，14.5米；σ是顶板岩层的抗拉强度，3.3MPa；n是安全系数，1.5；q是上覆荷载1.2MPa。

根据131203长壁面岩体的物理力学参数，计算出第一次顶板来压的长度是37.1米；实际上131203长壁面第一次顶板来压长度是38.6米。顶板来压导致了液压支架的铁结合，顶板推进过程中的沉降，采矿通道中的地面隆起，甚至有可能引起大范围的矿柱失稳和矿内风暴。因此，我们必须采取有效措施防止顶板来压事故。

3.控制顶板冒落爆破的力学分析

钻孔爆破能够破碎和切削岩石，这将改变第一次顶板来压前顶板的夹紧状态，即顶板破坏由两端固支梁破坏转变为悬臂梁破坏，这与计算顶板来压长度相似。岩石的破碎受两个因素的影响：冲击破传递的动力因素和爆轰气体传递的准静态

因素。这两个因素随着岩体强度和物理力学条件的变化有不同的岩体破碎效果。岩石介质中的爆破通常分为两个阶段：冲击波的动力作用和爆轰气体的准静态作用[14~16]。根据岩体爆破特征，我们可以运用圆柱孔扩张理论来分析爆破产生的弹性区和塑性区的应力分布[17]。条形药包爆破产生了大量的高压爆轰气体，当这个强烈的冲击波传递到岩体中的时候会对钻孔产生冲击，导致岩体破碎情况有明显的分区现象，即离爆破点距离不同岩体破碎情况不同。根据岩体的破碎程度不同，破碎岩体分为三个区：粉碎区、破裂区、弹性震动区。爆破分区如图4所示[18,19]。

爆破分区的主要特征如下：

粉碎区：粉碎区半径很小。在柱状不耦合装药的情况下，粉碎区的半径计算公式如下：

Rc=2ρ0D2nK−2γl e B

cd

1α

r b

其中：

A=2ρC p

ρC p+ρ0D

B=(1+b)2+1+b2−2μd(1−μd）（1−b)2

b=μd

1−μd

α=2−μd

1−μd

;ρ,ρ0分别是炸药和

岩体的密度，kg/m3;C p,D分别是岩体中的声速和爆破波的速度，m/s；σcd是岩体动态单轴抗压强度，MPa，且它和岩体静态单轴抗压强度有如下关系：σcd=ε13σc，ε是岩体应变率；α是荷载传输衰减指数；b是侧压力系数；μd是岩石动态泊松比；K=r b r c是径向耦合系数；(r b ,r c )是钻孔半径和药包半径，mm；l e是轴向装药系数n是当爆轰气体膨胀与钻孔壁碰撞时增大的压力系数，实验室结果n=10；γ是爆轰产物的绝热膨胀指数，绝大多数情况下，其值为3。

破裂区：破裂区在粉碎区之外。在不耦合装药的前提下，破裂区的半径是[19]：

Rp=(2σR B

2σtd )1β(2ρ0D2nK−2γl e B

16σcd

)1αr b;

其中σtd单轴动态抗拉强度，MPa；σR是粉碎区与破碎区交界面上的径向应力，MPa；β是应力波衰减指数。

弹性震动区：弹性区在破裂区之外，其中的岩体在动力波和爆轰气体冲击下没有