DOI：10.13800/j.cnki.xakjdxxb.2017.05
11文章编号： 1672-9315（2017）05-0668-06
摘要：深部综采工作面厚顶板失稳极易诱发煤岩动力灾害。针对深部综采工作面爆破处理厚顶板问题，在考虑煤岩本构关系基础上，建立爆破弱化顶板力学分析模型，并采用LSDYNA有限元程序、ALE（流固耦合）算法及3DEC离散单元法，计算深部岩体爆破裂纹扩展影响半径，确定顶板爆破位置和断顶卸压高度，为爆破减灾方案提供依据。研究结果表明：爆破卸压作用力学行为表现为消除应力集中区和支座B力矩MB；覆岩爆破主裂纹扩展最大影响半径2.60 m，有效应力波最大影响半径5.65 m，确定双炮孔距10 m，主裂纹扩展主方向为沿径向扩展，次裂纹扩展方向具有随机性；通过实施21102工作面顶板深孔爆破方案后，统计分析支架工作阻力并验证了爆破诱导顶板断裂效果显著。关键词：深部开采；厚顶板；深孔爆破；裂纹扩展；动力灾害中图分类号：TD 325文献标志码： 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引言隨着中国浅部煤炭资源枯竭，深部开采已成为常态[1]。深部煤炭资源开发面临着煤岩动力灾害、地应力增大及地温升高等系列难题[2-4]，复杂地质力学环境引发的各种非线性力学现象愈加凸显。尤其是深部综采工作面顶板上方存在含水层情况，采动扰动作用下含水层渗流场发生演变，覆岩吸水膨胀变形后本构特征变异，导致顶板结构体系失衡，极易诱发煤与瓦斯突出、支架压坏压死及飓风伤人等灾害事件，并具有显著的动力学特征，这些都成为深部开采顶板灾害研究课题[5]。解决深部开采顶板灾害防治问题的突破点为：针对深部综采工作面顶板稳定性控制问题，分析考虑深部煤岩本构关系的顶板应力分布特征，采用数值模拟方法得出深部煤岩爆破致裂影响范围，提出采用人工诱导顶板应力定向转移，可实现对深部综采工作面顶板稳定性控制。深部开采煤岩本构关系特征明显区别于浅部开采，谢和平等[2]聚焦深部岩体典型的“三高”赋存环境，揭示了深部岩体本构关系具有大变形、强流变及脆延性转化等特征。了解和掌握采场覆岩运移特征是深部综采工作面顶板控制的关键。王新丰等[6]依托淮南矿区深井工作面为工程背景，通过数值模拟和物理相似实验得出深井工作面顶板破断具有瞬时突变、分段延伸和分区迁移的时空特点。陶睿等[7]通过对丁集矿采深800 m工作面液压支架工作阻力观测数据分析，揭示了深部卸压厚煤层大采高综采工作面的顶板来压特征。崔峰等[8]基于煤岩力学实验测试，结合有限元软件（FLAC3D）固液耦合计算，通过LSDYNA软件提供动载将煤岩体离散化，并采用BP神经网络对耦合致裂后煤体的可放性（U）进行预测，提出耦合致裂工艺及其分析方法与流程。王汉军等[9]使用LSDYNA有限元程序，并采用ALE算法，针对深部岩体爆破应力场分布和爆破裂纹的扩展特征进行了分析，提出了深部高应力岩体爆破参数设计方法。葫芦素井田位于内蒙古自治区鄂尔多斯市乌审旗图克镇境内，主要可采及局部可采煤层共8层，自上而下分别为2-1，2-2中、3-1，4-1，4-2中、5-1，5-2及6-2煤层。矿区21102首采工作面位于2-1煤一盘区，煤层倾角为1°～3°，平均厚度2.55 m，工作面长度320 m，走向推进长度4 150 m，平均采高2.6 m，工作面采深626.17～647.91 m.2-1煤层顶板岩性以细砂岩和粉砂岩为主，普氏系数为2.5～3.5，划分属于软弱岩层，但因顶板厚度较大（总厚度约为16.33～31.10 m），综采工作面初采期间顶板大面积悬顶，极易成为安全开采的隐患。文中研究基于葫芦素矿区21102首采工作面开采条件，运用3DEC离散单元法程序建立考虑深部煤岩本构关系的顶板应力分布模型，
确定顶板爆破位置和断顶卸压高度；采用LSDYNA有限元程序和ALE（流固耦合）算法，计算得出相应地质条件下深部岩体爆破裂纹扩展影响半径，为爆破孔参数设计和断顶卸压方案提供依据。
1深部综采工作面煤岩力学特性考虑煤岩力学特性是指导深部工作面顶板覆岩爆破方案制定的前提[10]。针对蒙西矿区葫芦素煤矿2-1主采煤层及顶底板开展巖石力学实验测试，所获得基本力学参数见表1，绘制2-1煤层及顶板试样应力-应变曲线如图1所示，分析其抗剪强度与抗压强度（τ-σ）关系如图2所示。
由图1，图2和表1分析可知
1）2-1煤层试样单向抗压强度平均12.97 MPa，抗拉强度平均1.22 MPa，弹性模量2.29 GPa，泊松比0.29，粘结力2.3 MPa，内摩擦角40°，2-1煤层试件强度关系为：τ=2.3+σ·tan40°；
2）顶板岩石试样抗压强度平均33.73 MPa，抗拉强度平均4.24 MPa，弹性模量9.81 GPa，泊松比0.18，粘结力5.5 MPa，内摩擦角38°，试件强度公式为：τ=5.5+σ·tan38°；
3）顶板与煤层普氏强度系数差值（Δf）约为2，力学强度差异性表明具有典型的“三软”赋存特征。
2顶板覆岩深孔爆破数值试验
2.1顶板爆破卸压力学模型根据21102综采工作面现有开采条件，建立厚顶板爆破卸压力学模型（图3），依据简支梁平衡理论和结构力学平衡方程[11-13]，顶板爆破卸压前力学模型如图3（a）所示。
（a）爆破卸压前（b）爆破卸压后
顶板爆破卸压前稳态平衡方程可通过式（1）描述
MA-∫Lx0x
qmax-q0Lx
x+q0
dx-q0（Lm-La）
-∫La0x
q1-q0La
x+q0
dx-MB，
（1）式（1）中工作面支承压力载荷积分区间为[q0，qmax]，工作面后方应力集中区载荷积分区间为[q0，q1]，支架控顶距为Lx，卸压区长度Lm-La，应力集中区长度La，支座A，B力矩分别为MA和MB.顶板卸压爆破目的即为消除和降低应力集中程度，顶板爆破弱化后卸压区长度为Lm，工作面支承压力非均布载荷分别为q′0，q′max，卸压作用下支座B力矩消除，卸压后稳态平衡方程可通过式（2）描述。因此，爆破卸压作用的力学行为表现为消除应力集中区和支座B力矩。
M′A-
∫Lx0x
q′max-q′0Lx
x+q′0
dx-q′0Lm=0.
（2）由上式（2）可知，顶板爆破卸压后稳态平衡方程中消除了MB，仅有一个未知量M′A的独立方程。因此，从系统平衡问题考虑，爆破卸压顶板的实质即为超静定问题转化为静定问题过程。
2.2深部岩体爆破裂纹扩展基于煤岩力学实验参数，采用LSDYNA有限元程序和ALE（流固耦合）算法[14-15]，计算得出21102综采工作面顶板覆岩爆破裂纹扩展影响半径，进一步为合理考虑建立数值计算提供基础依据。设计双炮孔距10 m，爆破药卷直径75 mm，炮孔直径为94 mm，模拟爆炸模型采用HIGE_EXPLOSIVE_BURN内嵌模块和JWL状态方程（如式（3）所列）模拟炸药爆破过程，模拟爆破持续时间350 μs.
P=A1-ωR1V
e-R1V+B
1-ωR2V
e-R2V+ωEV.
（3）
式中R1，R2，ω炸药特性参数，无量纲。炸药起爆后炮孔周围裂纹扩展情况如图4（a～c）所示，炸药及状态方程参数见表2.
由图5数值计算分析可知
1）炸药起爆后350 μs时炮孔周围开始出现径向主裂纹，主裂纹条数为4条，有效应力波最大影响半径Rmax为5.65 m，应力波叠加长度1.3 m；
2）次裂纹扩展方向具有随机性，主裂纹扩展主方向为沿径向向外扩展，局部表现为随机性，主裂纹最大扩展长度为2.60 m，平均长度2.45 m，为装药半径的65～69倍；
3）药卷直径为75 mm，炮孔直径为94 mm，起爆后炮孔周围应力波影响半径平均约为5.10 m，可确定合理的炮孔间距为10.2 m，实际按整数取10 m.
2.3厚顶板深孔爆破数值计算运用3DEC离散单元法程序建立考虑深部煤岩本构特征和裂纹扩展影响范围的顶板爆破数值模型，计算和确定顶板爆破位置和断顶卸压高度，计算模型如图5（a）所示，爆破前后最大主应力分布情况如图5（b～c）所示。由图5（b～c）所示计算结果可得知
1）爆破诱导工作面顶板应力重新分布效果显著，影响范围为爆破孔周边5.0 m左右，这与应力波影响计算范围一致；
2）工作面推进12.0 m后，工作面顶板爆破区域局部应力降低，破碎区间范围增大，应力逐渐释放。
3厚顶板深孔爆破致裂工程实践
3.1综采工作面厚顶板爆破方案
21102综采工作面长度330 m，设计炮孔间距10 m.因此，切眼拉槽炮孔共需布置33个。根据顶板岩层位置及炮孔倾斜角度，切眼炮孔深度25 m，仰角35°时可以达到处理范围。炮孔距离切眼后帮1～2 m（以钻机摆放方便为宜）处开孔，一字型分布于切眼后帮，如图6（a）所示。1#炮孔由回风巷向内偏斜，2～33#炮孔由切眼向回风巷方向偏斜，1#与2#炮孔交错避免交叉，炮孔位置平面图、剖面图分别如图6（a）与（c）所示，炮孔设计与装药参数见表3.
3.2厚顶板深孔爆破效果评价统计分析21102工作面顶板深孔爆破后支架工作阻力分布情况，如图7所示。工作面推进至
40 m时，顶板压力较为集中，初次来压区域呈现，工作面应力分布呈现分区高应力与低应力特征。工作面推进至40 m时基本顶发生初次来压，表明厚顶板深孔爆破诱导顶板断裂效果显著，有效地
实现了厚顶板的垮落和控制，避免了大面积顶板冒落诱发的动力学灾害。
4结论
1）通过构建21102综采工作面厚顶板爆破卸压力学模型，根据简支梁平衡理论和结构力学平衡方程，得出顶板爆破卸压前稳态平衡方程，爆破卸压作用的力学行为表现为消除应力集中区和支座B力矩MB，爆破卸压顶板实质为超静定问题转化为静定问题过程；
2）采用LS-DYNA有限元程序和ALE（流固耦合）算法，计算得出21102综采工作面顶板覆岩爆破主裂纹扩展最大影响半径2.6 m，为装药半径的69倍，有效应力波最大影响半径Rmax为5.65 m，次裂纹扩展方向具有随机性，主裂纹扩展主方向为沿径向向外扩展，局部表现为随机性；
3）统计分析21102工作面顶板深孔爆破后支架工作阻力分布情况工作面推进至40 m时基本顶发生初次来压，表明厚顶板深孔爆破诱导顶板断裂效果显著。参考文献References
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