吴玉文，王书文

（1.神华集团新街能源有限责任公司，内蒙古鄂尔多斯 017000;2.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013; 3.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013）

爆破卸压关键参数对冲击危险性变化趋势的影响规律

吴玉文1，王书文2，3

（1.神华集团新街能源有限责任公司，内蒙古鄂尔多斯 017000;2.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013; 3.煤炭科学研究总院开采设计研究分院，北京 100013）

从无限煤岩体内爆破后的静态效果角度研究了爆破卸压对冲击危险性变化趋势的影响规律。利用数值模拟手段，重点分析了保护带宽度b和炮孔俯角θ对巷道冲击危险性变化趋势的影响规律。结果表明，b值的合理范围应使卸压侧巷帮呈现小“内峰”、大“外峰”的应力分布状态，其他取值均不利于巷道冲击危险性的降低。爆破孔的俯角θ决定着帮部和底板的卸压效果消长关系。

爆破卸压;冲击地压;影响因素;底板

我国是世界上冲击地压灾害最为严重的国家之一。目前，爆破卸压措施几乎在所有冲击地压矿井的防冲工作中都有所应用，但是爆破卸压措施相关参数的设置往往没有充分的依据，爆破卸压效果不理想，或引发负面影响，增大了冲击危险性。究其原因，主要是因为没有弄清爆破卸压对巷道冲击危险性变化趋势的影响规律，而错误地认为只要采取爆破卸压措施，就有利于巷道的解危。因此，有必要针对该问题进行更加深入的研究，以更好地指导现场应用工作［1－6］。

1 爆破卸压关键参数确定

对于特定的巷道围岩条件，影响爆破卸压效果的因素很多，主要包括地质因素、炸药因素和爆破工艺因素三大类。地质因素包括岩体物理力学性质和初始应力场状态;炸药因素包括炸药性能和炸药量;爆破工艺因素又可分为爆破参数和装药结构两小类，其中爆破参数主要包括:炮眼方位、炮眼深度、装药长度、炮眼直径、炮眼排间距等。装药结构主要包括:炮孔径向装药结构，炮孔轴向装药结构，起爆方式，炮眼填塞方式等。

分析认为，对于特定冲击地压矿井的特定巷道而言，爆破参数可有效影响巷道冲击危险性的发展趋势，为关键因素;而炸药因素和装药结构仅对影响程度加以调整，为次要因素［7］。因此，研究爆破参数对冲击危险性变化趋势的影响十分重要。

2 数值模拟研究

2.1 模拟方案

围岩内部爆破后，对静态效果产生影响的主要是爆生裂隙区及其内部的压碎区和爆破空腔。本论文拟采用显式有限差分程序FLAC3D模拟研究爆生裂隙区特征对围岩冲击危险性趋势的影响，爆生裂隙区的植入是通过弱化炸药附近区域煤岩体物理力学参数来实现的。

煤矿爆破卸压一般采用柱状药卷，装药总长度远大于药卷直径，爆生裂隙区大致呈以炮孔为中心轴的圆柱体状。为便于研究，二维模型中的弱化区域可简化为穿过炮孔轴线的矩形，三维模型可简化为长方体。爆生裂隙区及其与巷道的位置关系可以由以下5个参数进行描述，如图1所示。

图1 爆生裂隙区与巷道相对位置关系

（1）爆生裂隙区起始端至巷道表面距离 （保护带宽度）b。

（2）爆生裂隙区终止端至巷道表面距离e。

（3）单个炮孔的爆生裂隙区径向范围d。

（4）爆生裂隙区方位角 （炮孔方位角）θ。

（5）爆生裂隙区间距 （沿巷道走向）S。

本文主要研究b及θ的变化对围岩稳定性的影响规律。

图2 计算模型（xz平面）

如图2所示，模型整体长 （x）×高 （z）×宽（y）=90m×78m×0.5m，y方向只有一个单元格宽度，用来等效进行平面应变分析。模型中巷道宽5m，高4m，模型由上至下共分5层，巷道位于煤层底部，预留2m底煤，水平方向位于模型中央，上部加载垂直应力18MPa，x两侧水平向施加水平应力21MPa，并对模型中所有节点的y方向速度进行约束。

2.2 保护带宽度b对围岩稳定性的影响

该模拟中:θ=0°，e=12m，d=3m，b分别取1m，2m，3m……8m，9m。图3为b取不同值时的卸压侧巷帮垂直应力分布曲线。

图3 不同b值对应的卸压侧巷帮垂直应力分布曲线

（1）对应力状态的调整 由图3可以看出，卸压前巷帮侧向支承压力峰值距帮约5m，爆生裂隙区的植入对巷帮应力分布起到明显的调整作用，根据b值的取值不同，巷帮卸压效果可分为4个不同状态:

状态1 如图3（a）所示，当b≥8m时，由于爆生裂隙区的位置距帮部应力集中区域过远，原峰值位置应力大小基本没有变化，而在裂隙区的两侧出现2个新的峰值，卸压侧巷帮应力曲线呈现“三峰”状态，围岩近区应力集中程度加大，冲击危险性加大。

状态2 如图3（b）所示，当5m≤b≤7m时，爆生裂隙区分布在原应力峰值右侧，但处在应力集中范围。此时，卸压侧巷帮应力曲线呈“双峰”状态，但“内峰”的应力值较卸压前有不同程度增加，增大了冲击危险性。

状态3 如图3（c）所示，当3m≤b≤4m时，爆生裂隙区跨越原应力峰值区，此时在爆生裂隙区和巷道之间出现一个新的应力峰值，卸压侧巷帮应力曲线同样呈“双峰”状态，但“内峰”应力集中程度较卸压前有明显降低，表明围岩近区的冲击危险得到削弱。同时，“内峰”的存在说明保护带宽度内的塑性区煤体仍具有部分承载能力，其对抑制爆破引起的围岩扩容变形起到重要作用。

状态4 如图3（d）所示，当b≤2m时，巷帮原应力集中区的应力值均大幅度降低，卸压侧巷帮应力曲线呈“单峰”状态，峰值位于爆生裂隙区的右侧。

（2）对位移特征的调整 图4为巷道表面位移随b值变化曲线。可知，保护带宽度b的变化对顶板、底板和未卸压侧巷帮位移的影响较小，对卸压侧巷帮表面位移影响则较为明显。当b≥6m，卸压侧巷帮表面位移量变化不明显，随着b值的减小，其位移量增幅加快。当b≤3m时，位移量急剧增大，卸压侧巷帮趋于失稳状态，此时，对应了前文中的状态4。卸压侧巷帮表面位移明显，这主要由于保护带宽度过小，爆生裂隙区和巷道表面的裂隙圈沟通，卸压侧巷帮的完整性和承载能力均大幅度降低，虽然此时围岩的应力水平很低，但仍将发生较大的位移，该状态亦不利于巷道的稳定。

图4 巷道表面位移随b值变化曲线

根据以上分析可知，随着b值的减小，卸压侧巷帮应力分布曲线先后呈现“三峰”、“双峰”和“单峰”状态，其中“双峰”状态中先后呈现“内大外小”和“内小外大”的2种情形。通过对比研究，状态3，即存在小“内峰”的双峰应力状态对于冲击地压的解危是起到积极效果的。其他3种状态均不利于巷道冲击危险性的降低。

同时发现，卸压侧巷帮的爆破卸压措施增大了未卸压侧巷帮应力集中程度，因此，巷帮单侧卸压时必须考虑到未卸压侧的应力集中程度。帮部的卸压措施则可以减小顶、底板的应力集中程度

2.3 炮孔方位角θ对围岩稳定性的影响

该模拟中，b=4m，e=12m，d=3m，θ分别取0°，30°，45°，60°，90°，爆生裂隙区设置在巷道右下底角。图5、图6分别为不同θ值对应的卸压侧巷帮垂直应力和底板水平应力分布曲线。

图5 不同θ值对应的卸压侧巷帮垂直应力分布曲线

图6 不同θ值对应的底板水平应力分布曲线

由图5及图6可知，底角卸压对帮部和底板的应力集中都可起到缓解作用，但随着卸压孔角度的变化，不同部位的卸压效果有明显差别，并表现出明显的规律性:θ越小，对帮部的卸压效果越明显，而对底板的卸压效果越弱;反之，θ越大，底板的卸压效果越好，而对帮部的卸压效果越差。

由图7可明显看出，θ=30°时，2条变化曲线趋势出现明显的拐点:0＜θ＜30°时，θ的变化对巷帮卸压效果的影响更加显著，而对底板的卸压效果影响相对较弱;当30°＜θ＜90°，θ的变化对底板卸压效果的影响更加显著，而对巷帮的卸压效果影响相对较弱。

图7 卸压侧巷帮及底板应力峰值与θ的关系曲线

由以上分析可知，卸压孔的俯角θ决定着帮部和底板的卸压效果消长关系，根据此规律，在进行底角卸压实践时，应首先弄清危险源的位置，或其危险程度的大小关系，当主要危险源在底板时，应适当加大θ的角度;当危险源主要在帮部时，可选取小角度θ。显然，对于该模拟条件下的巷道，底板危险源为重点，根据图7的分析结果，合理的θ至少应大于30°。

位移变化曲线反映了类似规律:随θ角的增大，底板位移量不断增加，而卸压侧煤帮位移量则不断减小。底板及未卸压侧煤帮位移量略有减小。

3 结论

（1）无限煤岩体内爆破后，爆生裂隙区及其内部的压碎区和爆破空腔引起的长期静态效果是影响巷道冲击危险性变化趋势的主要因素。从爆破后的静态效果研究爆破卸压对冲击危险性变化趋势的影响是十分有意义的。

（2）随着保护带宽度b值的减小，爆破卸压侧的巷帮垂直应力分布曲线先后呈现“三峰”、“双峰”和“单峰”状态，其中“双峰”状态中先后呈现“内大外小”和“内小外大”的2种情形。存在小“内峰”的双峰应力状态对于冲击地压的解危是起到积极效果的。其他状态均不利于巷道冲击危险性的降低。

（3）底角爆破卸压时，爆破孔的俯角θ决定着帮部和底板的卸压效果消长关系，θ越小，对帮部的卸压效果越明显，而对底板的卸压效果越弱;反之亦然。

［1］Roux，A.J.A.，Leeman，E.R.，Denkhaus，H.G..De－stressing: A means of ameliorating rockburst conditions［J］.Journal of the South African Institute of Mining and Metallurgy，1957（11）.

［2］李庶林，桑玉发.应力控制技术及其应用综述［J］.岩土力学，1997（3）:90－96.

［3］陈寿峰.高应力巷道围岩复合支护理论研究［D］.北京:中国矿业大学 （北京），2000.

［4］田建胜，靖洪文.软岩巷道爆破卸压机理分析［J］.中国矿业大学学报，2010，39（1）:50－54.

［5］苏承东，李化敏.深埋高应力区巷道冲击地压预测与防治方法研究［J］.岩石力学与工程学报，2008（9）:3840－3846.

［6］林伯泉.深孔控制卸压爆破及其防突作用机理的试验研究［J］.阜新矿业学院学报（自然科学版），1995（7）:16－21.

［7］王书文.千秋煤矿爆破卸压防治冲击地压技术研究［D］.北京:煤炭科学研究总院，2011.

Influence of Pressure-relief Blasting Parameters on Rockburst Danger Variation Tendency

WU Yu-wen1，WANG Shu-wen2，3

（1.Xinjie Energy Co.，Ltd，Shenhua Group，Erdos 017000，China; 2.Coal Mining＆Designing Department，Tiandi Science＆Technology Co.，Ltd，Beijing 100013，China; 3.Coal Mining＆Designing Branch，China Coal Research Institute，Beijing 100013，China）

From static effect after blasting in coal and rock body，influence of pressure-relief blasting on rock-burst danger degree was researched in this paper.Applying numerical simulation，influence of protective zone width b and depression angle of blast-holeθwas analyzed.Results showed that rational b value should make stress take on small inner summit and large outer summit state at the pressure-released side of roadway，other b values could not decrease rock-burst danger degree，and thatθdetermined pressure-relief effect of roadway's sides and floor.

pressure-relief by blasting;rock-burst;influence factor;floor

TD324.2

A

1006-6225（2012）01-0079-04

2011－11－04

国家重点基础研究发展计划 （973）项目 （2010CB226806）

吴玉文 （1958－），男，内蒙古乌蒙人，高级工程师，现任神华新街能源有限责任公司副总工程师。

［责任编辑:于海湧］

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