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1、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-
2、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13。由于厚度大，抗拉强度高和低的上 覆荷载，
3、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48。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
4、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
5、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
6、。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 2h 2 丄；Ls表示梁 nq 5的极限安全长度，单位米；h是主梁厚度，14.5米；。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1
7、31203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
8、 用1416。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：2oD2nK2yl B 1 aRc = r16/bcdA = 2叫Pj +P o DB =(1 + b)2 + 1 +
9、 b2 2u(1 u )(1 b)2其中：丿八 d)(丿；p, p0分别是炸药和b = “d1-da = 2_“d1-d岩体的密度，kg/m3;Cp,D分别是岩体中的声速和爆破波的速度，m/s； %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：tied =1 3ac， 是岩体应变率；a是荷载传输衰减指数;b是侧压力系数;匕是岩石动态泊松比； K = v r是径向耦合系数；(r B ,r )是钻孔半径和药包半径，mm； 1是轴向装药 o cb ce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； y 是爆轰产物的绝热膨胀指数，绝大多数情况下，其值
10、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19Rp = ( 2orB) 1 b ( 2poD2nK_2YjB) 1；2fftd16 ffcdb 其中現d单轴动态抗拉强度，MPa； Jr是粉碎区与破碎区交界面上的径向应力，MPa；仔是应力波衰减指数。 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破裂，但是其中仍然有爆破震动，其半径可以用下式估计20：Rs = （1.52.0）3 q其中g每个岩体单元中的爆轰载荷，2.93 kg/m3,因此弹性震动区的半径大概是 2.12.9 米。根据矿区的岩层状况和实验室结果，可以获得以下参数:p0=100
11、0kg/m3, D=3600 m/s, p=2500 kg/m3,Cp =3300 m/s,卩= 0.25,= 33.0MPa,% =3.3MPa讥=25mm,q =37.5mm=1.0。整合以上数据到方程中去，计算 出粉碎区半径和破裂区半径分别是651.3 mm和2388.1 mm，即单个炮孔有效破 坏直径是6078.8mm。因为炮孔角度大致为 500，钻孔间距为：d=6078.8/sin 500=7935.3mm,即设计钻孔间距为8米。4 数值模拟爆破过程的数值模拟对于分析爆破机理来说越来越重要。LS-DYNA3D软件 是最有效的动态分析软件之一，可用来研究非线性冲击动力学问题。它可以用来
12、 模拟爆破过程，优化爆破参数以及改善爆破结果21,22。4.1 爆炸状态方程与仿真模型LS-DYNA3D 软件用 JWL 状态方程来秒速高能炸药爆轰产物体积与压力的 关系。描述这个关系的方程如下23,24：e-R2v +3EoV3P = A 1 -y e-R1 + B1其中P是爆轰产物单位压力；V是爆轰产物的相对体积；Eo是爆轰产物内部原始 能量密度；A,B,R, R2是由爆破实验决定的材料常数。根据岩层条件和有关研究 结果24,25,实验采用2号煤矿许用乳化炸药。装药参数和JWL状态方程参数 见表1。爆炸中心附近岩层稳定性高，采用包含了应变率效应的塑性硬化材料模 型。因此，模拟中的岩体模型是
13、一种各向异性运动硬化热带运动强化的运动硬 化塑性模型，这其中考虑了应变率和材料失效的影响。硬化参数B在0到1之间 变动以适应各向同性和运动硬化程度。因此，应变率对强度的影响可以用 Cowper-Symonds模型来分析，其屈服应力应变的关系是21：81 pG = 1 + -（毎 + 仔E Seff）yc0pp其中勺实原始屈服应力，8是应变率；c和p是Cowper-Symonds应变率；是 有效塑性应变；Ep是运动硬化模量；结合矿山的现场条件，得到的岩石力学参数 见表格 2。基于岩层条件，建立一个有效钻孔间距为6米的LS-DYNA3D模拟模型用以 分析爆炸动载荷下的应力应变响应，揭示控制顶板冒落
14、的深孔预裂爆破机理。模 型的几何尺寸长宽高分别是2200cm,1350cm,1000cm；钻孔半径是2.5厘米；钻 孔长度1350cm，模型结构如图5。为了消除边界爆破效果的影响，无反应的边 界约束条件被用在外围。4.2模拟过程和结果分析从 LS-DYNA3D 输入模拟结果到 LS-PREPOST 处理器，主顶板压力响应深 孔预裂爆破影响的整个过程都可以通过调整仿真时间来阐释清楚。岩体中随时间 变化的有效应力展示在图 6中。图 6表明岩体中有效应力波范围大约是0.86米在炸药爆轰39.5微秒后。这个范 围大概是钻孔附近的粉碎区。爆炸 129.5 微秒后，有效应力波范围增长到 1.43 米，包括
15、全部粉碎区和部分破碎区。因为岩石的拉伸强度远小于岩石的抗压强度， 当爆破导致的有效应力超过其极限抗拉强度，岩石将会屈服破碎，并进一步发展 为一个破碎的区域。当爆炸639.8 微秒后，岩石中有效应力波的范围扩张到3.55 米，相邻爆破应力叠加，岩体产生反方向的震动反应。这将使岩体易于屈服并且 产生脆弱的结构面，从而导致主顶板崩溃。顶板上随时间变化的有效应力如图7 所示。数据表明有效应力波是在起爆点开始产生的，然后传递到其他地方。随着 爆破时间的增加，有效应力波的作用范围在轴向和径向也随之增加。径向传播使 两个临近钻孔间的爆破范围增加。同时，轴向传播使爆破由起始点传向终点。爆 破1079.5微秒后，引爆了一半以上的炸药；在2070微秒后， 3个钻孔完全引爆， 有效应力波的作用范围扩张到 3.52 米。相邻钻孔爆破应力波的叠加效应使主顶 屈服并使原生裂缝扩张。LS-DYNA3D 软件的模拟结果表明了高能炸药爆破对岩体应力演化的规律 性，揭示了主顶屈服和崩溃随时间，空间变化的规律。与此同时，这个结果表明 6 米的有效孔间距是一个优化的设计，并提供了一个合理的参数。4.3控制顶板冒落的离散元分析比较控制放顶模型和不采取措施的模型顶板冒落效果，离用散元程序 UDEC 建立并分析两个模型。现场地质条件和实验室测试得出了煤层和岩层的性质。为 了消除边界效应，在两个边界各留一个 40
