深孔預(yù)裂爆破法爆破機(jī)理

深孔預(yù)裂爆破法的爆炸機(jī)理及在淺煤層控制頂板冒落中的應(yīng)用關(guān)鍵字：淺裂縫深孔預(yù)裂爆破法控制頂板冒落Ls-dyna3d房式采煤法采空區(qū)摘要：在神東采煤區(qū)的淺煤層開(kāi)采中，因?yàn)橹饕敯搴穸却螅估瓘?qiáng)度高而且具有一些小的上覆荷載，導(dǎo)致了大區(qū)域的頻繁的頂板來(lái)壓。因此，這就發(fā)生了諸如液壓支架鐵結(jié)合，煤壁裂縫透水，大范圍的殘留礦柱失穩(wěn)，甚至在房式采煤采空區(qū)產(chǎn)生礦內(nèi)風(fēng)暴等事故。控制頂板冒落的深孔預(yù)裂爆破技術(shù)是一種防止大范圍頂板來(lái)壓事故的合適方法，能廣泛應(yīng)用于采礦中并且它在原位試驗(yàn)中表現(xiàn)良好。根據(jù)淺煤層的區(qū)域條件，本篇論文采用圓柱孔擴(kuò)張理論來(lái)計(jì)算三個(gè)爆生區(qū)——粉碎區(qū)、破裂區(qū)、彈性震動(dòng)區(qū)；運(yùn)用Ls-dyna3d軟件建立一個(gè)展示高能爆破壓力波影響下巖石壓力和破碎變形變化情況的深孔預(yù)裂爆破模型。模型的模擬結(jié)果揭示了控制頂板冒落的爆破機(jī)理并且能最優(yōu)化爆破參數(shù)。神東礦區(qū)應(yīng)用預(yù)裂爆破技術(shù)后的現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)表明，第一次頂板來(lái)壓長(zhǎng)度為17.4米，既沒(méi)有發(fā)生液壓支柱的鐵結(jié)合現(xiàn)象，采煤工作面的形成中也沒(méi)有產(chǎn)生大的頂板沉降，這表明深孔預(yù)裂法在控制頂板冒落中的應(yīng)用達(dá)到了預(yù)期效果。1.引言淺煤層廣泛分布在中國(guó)西北地區(qū)的神東礦區(qū)。神東礦區(qū)的淺煤層有三個(gè)特征：淺的埋藏深度、薄的基巖、厚大松散的上覆層；因此它的巖層結(jié)構(gòu)和地壓表現(xiàn)相對(duì)其他普通煤層來(lái)說(shuō)具有一些特殊性[1~3]。由于厚度大，抗拉強(qiáng)度高和低的上覆荷載，長(zhǎng)壁面的第一次頂板來(lái)壓相當(dāng)猛烈。來(lái)壓的區(qū)域長(zhǎng)度大多數(shù)情況下大于35米。因此，頂板來(lái)壓時(shí)容易發(fā)生諸如液壓支架鐵結(jié)合，煤壁裂縫透水，大范圍的殘留礦柱失穩(wěn)，甚至在房式采煤采空區(qū)產(chǎn)生礦內(nèi)風(fēng)暴等各種各樣的事故。上述現(xiàn)象給淺煤層采礦的安全性帶來(lái)了很大的威脅，所以我們必須采取有效的措施來(lái)避免這些災(zāi)難[4~8]。改變頂板巖體的力學(xué)條件來(lái)弱化其強(qiáng)度是防止頂板來(lái)壓的最主要的措施。目前，最主要的控制方法是深孔爆破、對(duì)軟巖注水和充填采空區(qū)[9,10]。許多報(bào)道已經(jīng)證明深孔爆破技術(shù)是放頂?shù)挠行Т胧┎⑶乙呀?jīng)在中國(guó)的礦山中取得了廣泛的應(yīng)用[11]。實(shí)驗(yàn)室中的數(shù)值模擬和物理模擬已經(jīng)能夠優(yōu)化爆破鉆孔深度和放頂長(zhǎng)度并且已經(jīng)取得了一些顯著的成果[6,8]。但是到目前為止，控制頂板冒落的深孔爆破機(jī)理，特別是對(duì)采空區(qū)下的淺煤層來(lái)說(shuō)，還有待于系統(tǒng)的研究。結(jié)合神東礦區(qū)淺煤層的地質(zhì)條件，本論文運(yùn)用理論分析和Ls-dyna3d軟件的數(shù)值模擬來(lái)揭示控制頂板冒落的預(yù)裂爆破機(jī)理并形成放頂設(shè)計(jì)。這個(gè)結(jié)果有助于淺煤層條件下的安全采礦。2.大范圍頂板來(lái)壓分析大范圍的頂板來(lái)壓通常發(fā)生在類似砂巖和礫巖這類強(qiáng)度高的巖體中，而且來(lái)壓區(qū)域?qū)永?，?jié)理裂隙發(fā)育不良，從而形成了高強(qiáng)度的整體厚大板狀結(jié)構(gòu)[12]。隨著長(zhǎng)壁面的推進(jìn)，懸頂面積增加，因?yàn)樯细埠奢d和懸頂巖層的自重影響，巖層開(kāi)始彎曲沉降直到彎曲應(yīng)力大于它的極限強(qiáng)度。然后巖層會(huì)產(chǎn)生斷裂面，斷裂面不斷擴(kuò)張，不斷產(chǎn)生新的斷裂面，直到斷裂面貫穿整個(gè)巖層，即主要頂板巖層破裂并產(chǎn)生了第一次頂板來(lái)壓。另外，大范圍的頂板破裂和崩落將會(huì)導(dǎo)致動(dòng)態(tài)沖擊甚至礦內(nèi)風(fēng)暴[11]。以神東礦區(qū)的131203長(zhǎng)壁面為例，該長(zhǎng)壁面長(zhǎng)650米，寬150米，且3-1-2煤層厚3米，傾角1-3度，正在開(kāi)采。3-1-2煤層位于3-1-2煤層之下大概6米，3-1-1煤層是2000年之前采用留6米寬礦柱和6米寬的礦房的房式采煤法，當(dāng)時(shí)開(kāi)采的時(shí)候并沒(méi)有考慮到之下煤層開(kāi)采的安全性問(wèn)題。目前為止，在用長(zhǎng)壁面開(kāi)采3-1-2煤層時(shí)進(jìn)入房式采煤空區(qū)并不安全。采空區(qū)的主要頂板是14.5米厚的砂巖。巖層柱的性質(zhì)參照表1，采空區(qū)下淺煤層長(zhǎng)壁工作面結(jié)構(gòu)參照?qǐng)D2。控制頂板冒落前的主要頂板夾在上覆荷載和殘留礦柱之間，這個(gè)結(jié)構(gòu)可以簡(jiǎn)化為一個(gè)固支梁[13]。根據(jù)彈性力學(xué)來(lái)建立一個(gè)如圖3的兩端固支梁。根據(jù)最大抗拉強(qiáng)度準(zhǔn)則，這個(gè)結(jié)構(gòu)從梁的中間開(kāi)始斷裂，如圖3所示。因此，兩端固定條件下，可用下式表示巖層形成梁的極限安全長(zhǎng)度：Ls≤2hσnq-15;Ls表示梁的極限安全長(zhǎng)度，單位米；h是主梁厚度，14.5米；σ是頂板巖層的抗拉強(qiáng)度，3.3MPa；n是安全系數(shù)，根據(jù)131203長(zhǎng)壁面巖體的物理力學(xué)參數(shù)，計(jì)算出第一次頂板來(lái)壓的長(zhǎng)度是37.1米；實(shí)際上131203長(zhǎng)壁面第一次頂板來(lái)壓長(zhǎng)度是38.6米。頂板來(lái)壓導(dǎo)致了液壓支架的鐵結(jié)合，頂板推進(jìn)過(guò)程中的沉降，采礦通道中的地面隆起，甚至有可能引起大范圍的礦柱失穩(wěn)和礦內(nèi)風(fēng)暴。因此，我們必須采取有效措施防止頂板來(lái)壓事故。3.控制頂板冒落爆破的力學(xué)分析鉆孔爆破能夠破碎和切削巖石，這將改變第一次頂板來(lái)壓前頂板的夾緊狀態(tài)，即頂板破壞由兩端固支梁破壞轉(zhuǎn)變?yōu)閼冶哿浩茐?，這與計(jì)算頂板來(lái)壓長(zhǎng)度相似。巖石的破碎受兩個(gè)因素的影響：沖擊破傳遞的動(dòng)力因素和爆轟氣體傳遞的準(zhǔn)靜態(tài)因素。這兩個(gè)因素隨著巖體強(qiáng)度和物理力學(xué)條件的變化有不同的巖體破碎效果。巖石介質(zhì)中的爆破通常分為兩個(gè)階段：沖擊波的動(dòng)力作用和爆轟氣體的準(zhǔn)靜態(tài)作用[14~16]。根據(jù)巖體爆破特征，我們可以運(yùn)用圓柱孔擴(kuò)張理論來(lái)分析爆破產(chǎn)生的彈性區(qū)和塑性區(qū)的應(yīng)力分布[17]。條形藥包爆破產(chǎn)生了大量的高壓爆轟氣體，當(dāng)這個(gè)強(qiáng)烈的沖擊波傳遞到巖體中的時(shí)候會(huì)對(duì)鉆孔產(chǎn)生沖擊，導(dǎo)致巖體破碎情況有明顯的分區(qū)現(xiàn)象，即離爆破點(diǎn)距離不同巖體破碎情況不同。根據(jù)巖體的破碎程度不同，破碎巖體分為三個(gè)區(qū)：粉碎區(qū)、破裂區(qū)、彈性震動(dòng)區(qū)。爆破分區(qū)如圖4所示[18,19]。爆破分區(qū)的主要特征如下：粉碎區(qū)：粉碎區(qū)半徑很小。在柱狀不耦合裝藥的情況下，粉碎區(qū)的半徑計(jì)算公式如下：Rc=其中：A=2ρCpρCp+ρ0DB=(1+b)2+1+b2-2μd(1-μd）（1-b)2b=μd1-μdα=2-μd1-μd;ρ,ρ0分別是炸藥和巖體的密度，kg/m3;Cp,D破裂區(qū)：破裂區(qū)在粉碎區(qū)之外。在不耦合裝藥的前提下，破裂區(qū)的半徑是[19]：Rp=(其中σtd單軸動(dòng)態(tài)抗拉強(qiáng)度，MPa；σR是粉碎區(qū)與破碎區(qū)交界面上的徑向應(yīng)力，MPa；彈性震動(dòng)區(qū)：彈性區(qū)在破裂區(qū)之外，其中的巖體在動(dòng)力波和爆轟氣體沖擊下沒(méi)有破裂，但是其中仍然有爆破震動(dòng)，其半徑可以用下式估計(jì)[20]：R其中q'每個(gè)巖體單元中的爆轟載荷，2.93kg/m3，因此彈性震動(dòng)區(qū)的半徑大概是2.1—2.9根據(jù)礦區(qū)的巖層狀況和實(shí)驗(yàn)室結(jié)果，可以獲得以下參數(shù):ρ0=1000kg/m3,D=3600m/s,ρ=2500kg/m3,Cp=3300m/s,μ=0.25,σc=33.0MPa,σtd=3.3MPa,rc=25mm,rb=37.5mm,le=1.0。整合以上數(shù)據(jù)到方程中去，計(jì)算出粉碎區(qū)半徑和破裂區(qū)半徑分別是651.3mm和4數(shù)值模擬爆破過(guò)程的數(shù)值模擬對(duì)于分析爆破機(jī)理來(lái)說(shuō)越來(lái)越重要。LS-DYNA3D軟件是最有效的動(dòng)態(tài)分析軟件之一，可用來(lái)研究非線性沖擊動(dòng)力學(xué)問(wèn)題。它可以用來(lái)模擬爆破過(guò)程，優(yōu)化爆破參數(shù)以及改善爆破結(jié)果[21,22]。4.1爆炸狀態(tài)方程與仿真模型LS-DYNA3D軟件用JWL狀態(tài)方程來(lái)秒速高能炸藥爆轟產(chǎn)物體積與壓力的關(guān)系。描述這個(gè)關(guān)系的方程如下[23,24]：P=A其中P是爆轟產(chǎn)物單位壓力；V是爆轟產(chǎn)物的相對(duì)體積；E0是爆轟產(chǎn)物內(nèi)部原始能量密度；A,B,R1，R2是由爆破實(shí)驗(yàn)決定的材料常數(shù)。根據(jù)巖層條件和有關(guān)研究結(jié)果[24,25]，實(shí)驗(yàn)采用2號(hào)煤礦許用乳化炸藥。裝藥參數(shù)和JWL狀態(tài)方程參數(shù)見(jiàn)表1。爆炸中心附近巖層穩(wěn)定性高，采用包含了應(yīng)變率效應(yīng)的塑性硬化材料模型。因此，模擬中的巖體模型是一種各向異性運(yùn)動(dòng)硬化—熱帶運(yùn)動(dòng)強(qiáng)化的運(yùn)動(dòng)硬化塑性模型，這其中考慮了應(yīng)變率和材料失效的影響。硬化參數(shù)β在0到1之間變動(dòng)以適應(yīng)各向同性和運(yùn)動(dòng)硬化程度。因此，應(yīng)變率對(duì)強(qiáng)度的影響可以用Cowper–Symonds模型來(lái)分析，其屈服應(yīng)力應(yīng)變的關(guān)系是[21]σ其中σ0實(shí)原始屈服應(yīng)力，ε是應(yīng)變率；c和p是Cowper–Symonds應(yīng)變率；εpeff是有效塑性應(yīng)變；E基于巖層條件，建立一個(gè)有效鉆孔間距為6米的LS-DYNA3D模擬模型用以分析爆炸動(dòng)載荷下的應(yīng)力應(yīng)變響應(yīng)，揭示控制頂板冒落的深孔預(yù)裂爆破機(jī)理。模型的幾何尺寸長(zhǎng)寬高分別是2200cm,1350cm,1000cm；鉆孔半徑是2.5厘米；鉆孔長(zhǎng)度1350cm，模型結(jié)構(gòu)如圖5。為了消除邊界爆破效果的影響，無(wú)反應(yīng)的邊界約束條件被用在外圍。4.2模擬過(guò)程和結(jié)果分析從LS-DYNA3D輸入模擬結(jié)果到LS-PREPOST處理器，主頂板壓力響應(yīng)深孔預(yù)裂爆破影響的整個(gè)過(guò)程都可以通過(guò)調(diào)整仿真時(shí)間來(lái)闡釋清楚。巖體中隨時(shí)間變化的有效應(yīng)力展示在圖6中。圖6表明巖體中有效應(yīng)力波范圍大約是0.86米在炸藥爆轟39.5微秒后。這個(gè)范圍大概是鉆孔附近的粉碎區(qū)。爆炸129.5微秒后，有效應(yīng)力波范圍增長(zhǎng)到1.43米，包括全部粉碎區(qū)和部分破碎區(qū)。因?yàn)閹r石的拉伸強(qiáng)度遠(yuǎn)小于巖石的抗壓強(qiáng)度，當(dāng)爆破導(dǎo)致的有效應(yīng)力超過(guò)其極限抗拉強(qiáng)度，巖石將會(huì)屈服破碎，并進(jìn)一步發(fā)展為一個(gè)破碎的區(qū)域。當(dāng)爆炸639.8微秒后，巖石中有效應(yīng)力波的范圍擴(kuò)張到3.55米，相鄰爆破應(yīng)力疊加，巖體產(chǎn)生反方向的震動(dòng)反應(yīng)。這將使巖體易于屈服并且產(chǎn)生脆弱的結(jié)構(gòu)面，從而導(dǎo)致主頂板崩潰。頂板上隨時(shí)間變化的有效應(yīng)力如圖7所示。數(shù)據(jù)表明有效應(yīng)力波是在起爆點(diǎn)開(kāi)始產(chǎn)生的，然后傳遞到其他地方。隨著爆破時(shí)間的增加，有效應(yīng)力波的作用范圍在軸向和徑向也隨之增加。徑向傳播使兩個(gè)臨近鉆孔間的爆破范圍增加。同時(shí)，軸向傳播使爆破由起始點(diǎn)傳向終點(diǎn)。爆破1079.5微秒后，引爆了一半以上的炸藥；在2070微秒后，3個(gè)鉆孔完全引爆，有效應(yīng)力波的作用范圍擴(kuò)張到3.52米。相鄰鉆孔爆破應(yīng)力波的疊加效應(yīng)使主頂屈服并使原生裂縫擴(kuò)張。LS-DYNA3D軟件的模擬結(jié)果表明了高能炸藥爆破對(duì)巖體應(yīng)力演化的規(guī)律性，揭示了主頂屈服和崩潰隨時(shí)間，空間變化的規(guī)律。與此同時(shí)，這個(gè)結(jié)果表明6米的有效孔間距是一個(gè)優(yōu)化的設(shè)計(jì)，并提供了一個(gè)合理的參數(shù)。4.3控制頂板冒落的離散元分析比較控制放頂模型和不采取措施的模型頂板冒落效果，離用散元程序UDEC建立并分析兩個(gè)模型。現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)條件和實(shí)驗(yàn)室測(cè)試得出了煤層和巖層的性質(zhì)。為了消除邊界效應(yīng)，在兩個(gè)邊界各留一個(gè)40米長(zhǎng)的礦柱，長(zhǎng)壁工作面的設(shè)計(jì)開(kāi)挖長(zhǎng)度是170米，這種模式的煤層為淺埋煤層，因此上邊界直達(dá)地表。模型的長(zhǎng)高分別是250米，100米。就邊界限制條件來(lái)說(shuō)，左右邊界限制了水平位移，較低的邊界限制了垂直位移。這個(gè)模型采用的本構(gòu)方程是庫(kù)爾—莫倫準(zhǔn)則。長(zhǎng)壁工作面在淺埋煤層開(kāi)采，其距一個(gè)長(zhǎng)寬6米并且留有6米寬的礦柱的采空區(qū)之下距離不遠(yuǎn)。為了模擬得更加真實(shí)，采用一個(gè)支撐元件來(lái)模擬支撐結(jié)構(gòu)。上覆巖層的移動(dòng)特征如圖8。長(zhǎng)壁面開(kāi)挖達(dá)到10米，頂板處于穩(wěn)定狀態(tài)；開(kāi)挖達(dá)到20米，未爆破頂板模型的頂板開(kāi)始破壞冒落，上面的殘余礦柱落入采空區(qū)，但在控制放頂模型中，主頂板開(kāi)始破裂沉降，即第一次頂板來(lái)壓開(kāi)始了。但是它與普通的頂板來(lái)壓特征不同，當(dāng)采取了控制放頂措施之后，主頂隨爆破破碎帶破裂。因?yàn)橹黜數(shù)钠屏验L(zhǎng)度小于20米，這個(gè)體積較小，因此支撐結(jié)構(gòu)處于穩(wěn)定狀態(tài)并且不會(huì)產(chǎn)生液壓支柱的鐵結(jié)合。這個(gè)結(jié)果表明，深孔預(yù)裂爆破控制放頂達(dá)到了預(yù)期的效果。當(dāng)長(zhǎng)壁面開(kāi)挖達(dá)到了30米，在未爆破模型中直接頂板冒落但主頂板仍保持穩(wěn)定，但在控制放頂模型中，主頂板破裂并沿礦柱邊緣產(chǎn)生開(kāi)裂，支架在一個(gè)支柱下面，所以主頂板拱結(jié)構(gòu)受力影響直接頂板，這個(gè)支架承受高壓，這需要一個(gè)相應(yīng)的高支持阻力，以防止隨煤層的嚴(yán)重的沉降。當(dāng)開(kāi)挖達(dá)到40米，無(wú)爆破模型中主頂破裂冒落入空區(qū)。因?yàn)榈谝淮雾敯鍋?lái)壓的長(zhǎng)度太長(zhǎng)，上覆巖層荷載太高，導(dǎo)致支架不穩(wěn)，液壓支柱的鐵結(jié)合，不利于采煤生產(chǎn)的安全性。UDEC模擬的結(jié)果表明第一次頂板來(lái)壓的長(zhǎng)度可以通過(guò)控制放頂?shù)纳羁最A(yù)裂爆破來(lái)減小。這有助于防止大規(guī)模的頂板冒落及相應(yīng)事故，對(duì)于煤礦的安全生產(chǎn)意義重大。5現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用根據(jù)頂板來(lái)壓的計(jì)算和前文提到的對(duì)控制放頂?shù)哪M，阻止第一次頂板來(lái)壓的對(duì)支架的大的沖擊載荷和為了降低地面壓力的行為強(qiáng)度，控制放頂?shù)纳羁最A(yù)裂爆破在神東礦區(qū)131203工作面實(shí)施。5.1爆破設(shè)計(jì)BZY-160/460鉆機(jī)用于在空區(qū)之下打開(kāi)切眼。用一個(gè)直徑113毫米的鉆頭穿過(guò)煤柱和巖石直達(dá)設(shè)計(jì)深度很容易做到。然而，一些爆破孔穿過(guò)了3-1-1煤層的空區(qū)，一次鉆到底非常困難，所以我們采取了一個(gè)“三步鉆進(jìn)”的策略來(lái)解決這個(gè)問(wèn)題。步驟如下：首先，用一個(gè)直徑113毫米的鉆頭直接頂板的巖層頂部。其次，利用直徑89毫米的無(wú)縫鋼管穿過(guò)采空區(qū)接觸3-1-1煤層頂板。最后，使用直徑75毫米的鉆頭鉆至設(shè)計(jì)主頂板設(shè)計(jì)深度。鉆孔要求必須垂直以保證能順利裝藥。鉆孔布置如圖9。從鉆孔中心到開(kāi)切墻大概2.5米，鉆孔1和2要平行鉆進(jìn)，孔間距1米，2和3號(hào)鉆孔空間距為10米，其余孔孔間距為8米。1、2號(hào)孔的角度為50度（從運(yùn)輸巷傾向回風(fēng)巷），剩下孔與這兩個(gè)孔角度相同，方向相反。鉆孔總長(zhǎng)度為18.5米，垂直方向深度為14.3米。炮孔采用連續(xù)耦合裝藥法，一次裝藥短暫延時(shí)裝藥爆破。試驗(yàn)用2號(hào)煤礦許用乳化炸藥，炸藥包直徑50毫米，長(zhǎng)580毫米，在炮孔中放一個(gè)直徑63毫米的PVC套管。裝藥系數(shù)0.65到0.80，裝藥質(zhì)量2.93kg每米，加固塞由黃泥漿制成充填系數(shù)為0.20—0.35.鉆進(jìn)現(xiàn)場(chǎng)如圖10。5.2效果分析根據(jù)在131203長(zhǎng)壁工作面的現(xiàn)場(chǎng)觀察，如圖11，采取控制放頂措施之后的第一次頂板來(lái)壓的主頂長(zhǎng)度為17.4米。來(lái)壓的體積遠(yuǎn)遠(yuǎn)小于沒(méi)有采取措施的頂板，但級(jí)別是一樣的。以前在131201長(zhǎng)壁工作面的現(xiàn)場(chǎng)觀察表明，未采取任何措施的第一次頂板來(lái)言長(zhǎng)度為38.6米。主頂破壞區(qū)的范圍處于爆破區(qū)范圍之內(nèi)，因此，在頂板巖層上形成了沿著開(kāi)切口的一個(gè)寬9.2米，深0.6米的矩形凹坑到了通達(dá)表面。地表的沉降如圖12所示。液壓支架的工作阻力記錄實(shí)時(shí)監(jiān)控系統(tǒng)還表明第一次頂板來(lái)壓的顯現(xiàn)壓力強(qiáng)度和周期來(lái)壓時(shí)一個(gè)相同的值，但加權(quán)強(qiáng)度相對(duì)較小。因此，雖然處在一個(gè)采空區(qū)之下，但是并沒(méi)有發(fā)生液壓支架鐵結(jié)合事故，沒(méi)有發(fā)生嚴(yán)重的沿煤壁步距沉降事故，沒(méi)有嚴(yán)重的沿煤壁裂隙透水事故，沒(méi)有大面積的殘留礦柱失穩(wěn)事故，也沒(méi)有發(fā)生礦內(nèi)風(fēng)暴事故。因此，長(zhǎng)壁工作面的掘進(jìn)在爆破之后非常順利。這些結(jié)果表明，深孔預(yù)裂爆破防止頂板冒落技術(shù)達(dá)到了預(yù)期的效果。6.總結(jié)基于神東礦區(qū)淺埋煤層的地質(zhì)條件，第一次頂板來(lái)壓的長(zhǎng)度非常之大，達(dá)到了37.1米，很容易引起大面積的頂板冒落事故。采取一些措施來(lái)減小來(lái)壓長(zhǎng)度保證長(zhǎng)壁工作面的安全生產(chǎn)是非常有必要的。為了防止大面積的頂板冒落及其他安全事故，我們提出了深孔預(yù)裂爆破控制放頂技術(shù)。本文采取圓柱孔擴(kuò)張理論來(lái)研究爆破機(jī)理（爆破范圍可分為3個(gè)區(qū)，粉碎區(qū)、破裂區(qū)、彈性震動(dòng)區(qū)）并得出了三維大小。計(jì)算表明最優(yōu)的孔間距為8米。用LS-DYNA3D軟件來(lái)建立一個(gè)控制放頂?shù)念A(yù)裂爆破模型，這個(gè)仿真模型分析了爆破沖擊波引起的應(yīng)力場(chǎng)和破壞區(qū)域的范圍，揭示了控制放頂?shù)谋茩C(jī)理以及優(yōu)化了爆破參數(shù)。力學(xué)分析和數(shù)值模擬都為爆破應(yīng)用提供了合理的依據(jù)。采用控制放頂預(yù)裂爆破方法之后，第一次頂板來(lái)壓的長(zhǎng)度變?yōu)?7.4米。這個(gè)來(lái)壓的長(zhǎng)度遠(yuǎn)小于未采取任何措施的值，同時(shí)，地面壓力也相對(duì)降低，不會(huì)產(chǎn)生液壓支柱鐵結(jié)合，大面積冒落等事故，因而使得工作面的掘進(jìn)得意順利進(jìn)行?，F(xiàn)場(chǎng)觀察表明，深孔預(yù)裂爆破控制放頂?shù)膽?yīng)用效果是成功的，保證了在采空區(qū)之下的長(zhǎng)壁工作面書(shū)順利安全掘進(jìn)。致謝本項(xiàng)目得到了中國(guó)國(guó)家863國(guó)家高技術(shù)研究發(fā)展計(jì)劃（NO.2012AA062101），中國(guó)國(guó)家自然科學(xué)基金（NO.51304202），中國(guó)江蘇省自然科學(xué)基金（NO.BK20130190)和中央高校優(yōu)勢(shì)學(xué)科江蘇高等教育機(jī)構(gòu)的項(xiàng)目開(kāi)發(fā)(NO.SZBF2011-6-B35)的經(jīng)費(fèi)支持。作者衷心感謝以上機(jī)構(gòu)的經(jīng)費(fèi)支持。感謝鄂爾多斯烏蘭煤炭集團(tuán)有限公司的現(xiàn)場(chǎng)實(shí)地測(cè)試并特別感謝納嘉阿齊茲和鮑勃科尼蒙斯的建設(shè)性意見(jiàn)。參考書(shū)目[1]HuangQX.Groundpressurebehaviorandde?nitionofshallowseams.ChinaRockMechanicsandRockEngineering2002;21(8):1174–7[inChinese].[2]HuangQX,QianMG,ShiPW.Structuralanalysisofmainroofstabilityduringperiodicweightinginlongwallface.JournalofChinaCoalSociety1999;24(6):581–5[inChinese].[3]ZhangDS,FanGW,LiuYD,etal.FieldtrialsofaquiferprotectioninlongwallminingofshallowcoalseamsinChina.InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences2010;47:908–14.[4]YangZL.Stabilityofnearlyhorizontalroofstratainshallowseamlongwallmining.InternationalJournalofRockMechanicsandMiningSciences2010;47:672–7.[5]TuSH,DouFJ,WanZJ,etal.Stratacontroltechnologyofthefullymechanizedfaceinshallowcoalseamclosetotheaboveroom-and-pillargob.JournalofChinaCoalSociety2011;36(3):366–70[inChinese].[6]FangXQ,HaoXJ,LanYW.Determinationofreasonableforcedcavingintervalinshallow-buriedseamwithhardandthinbedrock.ChinaRockMechanicsandRockEngineering2010;29(2):388–93[inChinese].[7]ZhangJ.Analysisofweightinglawofindividualjackslong-wallfaceinNanliangshallowseamcoveredwiththicksoil.JournalofHunanUniversityofScienceandTechnology2007;22(4):6–10[inChinese].[8]ZhangJ.Studyonforcedroofcavingtohardroofbydeep-holepre-blastinginshallowcoalseam.JournalofMiningandSafetyEngineering2012;29(3):339–43[inChinese].[9]ChenRH,QianMG,MiaoXX.Numericalsimulationinminingpressurecontrolofthickandstrongstratumcavingbywater-infusionsofteningmethod.ChinaRockMechanicsandRockEngineering2005;24(13):2266–71[inChinese].[10]ZhaoHZ.TheblastofhardrooffromgroundinshallowseaminIndia.GroundPressureandStrataControl1999;16(4):22–6[inChinese].[11]XiongRQ.Investigationofmechanismofrooffailureduetoweightingovergreatextent.JournalofChinaCoalSociety1995;20(S1):38–41[inChinese].[12]JinZM,ZhangHX,KangTH.Studyonmechanismofroofweightingovergreatextent.ShanxiCoal1994;6:14–7[inChinese].[13]XuZL.Elasticmechanics.4thed..Beijing:HigherEducationPress;2006[inChinese].[14]YangXL,WangSR.Mesomechanismofdamageandfractureonrockblasting.ExplosionandShockWaves2000;20(3):247–52[inChinese].[15]YangXL,WangMS.Mechanismofrockcrackgrowthunderdetonationgasloading.ExplosionandShockWaves2001;21(2):111–6[inChinese].[16]LiCR,KangLJ,QiQX,etal.Numericalsimulationofdeep-holeblastinganditsapplicationinmineroofweaken.JournalofChinaCoalSociety2009;34(12):1632–6[inChinese].[17]MuCM,QiJ.Mechanicalcharacteristicsofgas-?lledcoalunderblastingload.JournalofChinaCoalSociety2012;37(2):268–73[inChinese].[18]DickRA,FletcherRD,AndreaDV.Explosivesandblastingproceduresmanual.WashingtonD.C.:USBureauofMines;1983.[19]DaiJ.Calculationofradii