張廣輝 ,蔣軍軍,3 ,鄧志剛 ,趙善坤 ,司瑞江 ,郜建明 ,許利軍 ,張奧澤
(1.煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司 安全分院, 北京 100013;2.煤炭資源高效開(kāi)采與潔凈利用國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室, 北京 100013;3.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)( 北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院, 北京 100083;4.趙莊煤業(yè)有限責(zé)任公司, 山西 長(zhǎng)治 046605)
雙巷掘進(jìn)小煤柱護(hù)巷實(shí)現(xiàn)了將復(fù)用巷道布置于低應(yīng)力區(qū),但相比寬煤柱護(hù)巷,小煤柱受兩個(gè)工作面雙次采動(dòng)影響更劇烈,整體穩(wěn)定性差,易誘發(fā)復(fù)用巷道大變形,當(dāng)處于高埋深高地應(yīng)力賦存環(huán)境時(shí),也容易誘發(fā)沖擊地壓等災(zāi)害。侯朝炯[1]、柏建彪[2]等針對(duì)沿空巷道圍巖運(yùn)移規(guī)律闡明了不同階段演變特征,開(kāi)展了大、小結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性分析,明確了影響因素。鄭西貴[3]、李學(xué)華等[4]分析了小煤柱不同時(shí)期內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)分布規(guī)律,明確了鄰空巷道圍巖變形破壞的關(guān)鍵因素。趙國(guó)貞[5]、趙啟峰等[6]建立沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,闡明了影響巷道圍巖穩(wěn)定性的各因素間相互關(guān)系,揭示了綜放沿空掘巷圍巖變形控制機(jī)理。畢慧杰[7]、別小飛[8]、蘇振國(guó)等[9]根據(jù)小煤柱留設(shè)工況下頂板結(jié)構(gòu)形態(tài),提出了超前預(yù)裂爆破圍巖控制技術(shù);王志強(qiáng)[10]、王德超[11]、彭林軍等[12]針對(duì)窄煤柱圍巖變形控制難點(diǎn),提出不對(duì)稱支護(hù)和窄煤柱注漿等圍巖控制方案。李民族等[13]針對(duì)單一深孔定向預(yù)裂聚能爆破技術(shù)存在的問(wèn)題,提出了深淺孔能量場(chǎng)疊加定向預(yù)裂頂板工藝。
以上研究成果體現(xiàn)出小煤柱沿空巷道圍巖變形影響因素的多樣性和防控對(duì)策的可行性。但針對(duì)雙巷掘進(jìn)一次成巷留設(shè)小煤柱護(hù)巷條件下,頂板切頂卸壓工藝鮮有研究,筆者以趙莊煤業(yè)一盤區(qū)小煤柱護(hù)巷為研究背景,對(duì)小煤柱護(hù)巷開(kāi)展頂板力學(xué)結(jié)構(gòu)分析,并明確深淺孔聚能組合爆破預(yù)裂機(jī)制,結(jié)合理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)確定爆破參數(shù),并通過(guò)微震能量云圖、小煤柱應(yīng)力數(shù)據(jù)、扇形鉆孔頂板結(jié)構(gòu)窺視和巷道圍巖變形數(shù)據(jù)多種方法進(jìn)行卸壓效果評(píng)價(jià)。
1313 工作面回采長(zhǎng)度為540 m,傾向長(zhǎng)度為218 m,平均煤厚為4.85 m,工作面埋深為650 m,為一盤區(qū)東翼首采面。1316 工作面回采長(zhǎng)度為750 m,傾向長(zhǎng)度為300 m,兩工作面相對(duì)位置關(guān)系如圖1 所示。
圖1 小煤柱護(hù)巷工作面布置Fig.1 Layout of small coal pillar supporting roadway face
通過(guò)在13132 巷頂板取心獲得該區(qū)域頂板以細(xì)粒砂巖、砂質(zhì)泥巖和泥巖為主,如圖2 所示,經(jīng)測(cè)定以上3 種巖性單軸抗壓強(qiáng)度分別為197.937 MPa、81.095 MPa 和46.626 MPa,1312 工作面頂板具有堅(jiān)硬頂板層數(shù)多、結(jié)構(gòu)復(fù)合等明顯特點(diǎn),屬于典型的堅(jiān)硬復(fù)合頂板,1313 工作面與1316 工作面間留設(shè)8 m區(qū)段煤柱,且13132 巷與13163 巷同步掘進(jìn)成巷,為改善小煤柱圍巖的應(yīng)力條件,強(qiáng)化小煤柱的承載能力,采用加長(zhǎng)錨固、圍巖注漿和對(duì)穿錨索等進(jìn)行聯(lián)合加強(qiáng)支護(hù)。
圖2 13132 巷頂板取心柱狀Fig.2 Column drawing of roof core of roadway 13132
堅(jiān)硬復(fù)合頂板具有較高的自穩(wěn)能力,而受軟弱夾層影響,頂板來(lái)壓過(guò)程又具有突發(fā)性和迅猛性等特點(diǎn),為探究趙莊煤業(yè)堅(jiān)硬復(fù)合頂板破斷運(yùn)移規(guī)律,搭建長(zhǎng)×寬×高為3 000 mm×300 mm×2 000 mm 相似模擬,并進(jìn)行開(kāi)挖。
圖3 為煤柱區(qū)域懸頂結(jié)構(gòu),從圖3 中可以看出在工作面回采后,堅(jiān)硬復(fù)合頂板在采空區(qū)側(cè)形成大跨度懸頂,懸頂且對(duì)上覆數(shù)個(gè)巖層起到控制作用,當(dāng)懸頂承受載荷超過(guò)其極限承載能力或在高位軟弱夾層處形成大范圍離層空隙時(shí),懸頂瞬間斷裂或者下沉勢(shì)必引起動(dòng)載荷向下沖擊采空區(qū)矸石,矸石在垂向動(dòng)載作用下向周圍擴(kuò)散,矸石擴(kuò)散對(duì)小煤柱產(chǎn)生傾向作用力,同時(shí)煤柱上方頂板突然卸載、回彈,煤柱垂向受力減小,在傾向作用力下導(dǎo)致鄰空巷道瞬間變形,甚至誘發(fā)強(qiáng)礦壓災(zāi)害。
圖3 煤柱區(qū)域懸頂結(jié)構(gòu)Fig.3 Structure plan of suspended roof in coal pillar area
煤層上覆關(guān)鍵巖層主要受到巖塊間的作用力、采空區(qū)冒落矸石的支撐力、小煤柱的支撐力以及實(shí)體煤的支撐力和上覆巖層的自重[5]。根據(jù)圍巖結(jié)構(gòu)特點(diǎn)對(duì)小煤柱沿空掘巷進(jìn)行簡(jiǎn)化,建立起圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型如圖4 所示。巷道頂板的撓度ω(x)取向下為正,梁的抗彎強(qiáng)度EI為常數(shù)。
圖4 小煤柱護(hù)巷圍巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型Fig.4 Mechanical model of surrounding rock structure of small coal pillar supporting roadway
圖4 中,q0為頂板上覆巖層載荷;q1為小煤柱對(duì)頂板的支撐力;q2為實(shí)體煤對(duì)頂板的支撐力;OM段為采空區(qū)懸頂,長(zhǎng)度為L(zhǎng);MN段為小煤柱長(zhǎng)度(8 m);NP段為沿空巷道長(zhǎng)度(5 m);PQ段為未開(kāi)采實(shí)體煤長(zhǎng)度。
煤柱MN段與未開(kāi)采煤層PQ段對(duì)關(guān)鍵層的作用按彈性地基處理,即
其中,Winkler 地基系數(shù)k,與梁下墊層的厚度及力學(xué)性質(zhì)有關(guān),即
式中:E為煤體彈性模量;h為梁下地基墊層厚度。
設(shè)梁OQ段是均質(zhì)、各向同性的線彈性材料,則NP段其撓曲線方程為
其中,巷道頂板的彎矩:
將式(4)代入式(3)得:
式中:ω(x)為小煤柱撓度。
L受頂板強(qiáng)度、巖性、厚度和頂板巖層結(jié)構(gòu)影響,在特定地質(zhì)條件下存在極值,由式(5)可以看出,在L極值范圍內(nèi),沿空巷道頂板撓度隨著L的增大而增大,因此可以通過(guò)聚能切縫技術(shù)人為地改變L的長(zhǎng)度,從而達(dá)到減弱巷道圍巖變形的效果。
聚能爆破是在爆破過(guò)程中采用聚能管實(shí)現(xiàn)在特定方向上積聚能量,形成一股強(qiáng)烈沖擊的爆破能量流,實(shí)現(xiàn)頂板內(nèi)定向裂隙預(yù)制的爆破工藝,如圖5 所示。聚能爆破深孔實(shí)現(xiàn)高位基本頂?shù)亩ㄏ蚯锌p,破壞堅(jiān)硬頂板完整性,防控沖擊地壓災(zāi)害,改善煤層上方6 倍采高范圍內(nèi)的深部應(yīng)力場(chǎng),實(shí)現(xiàn)“消沖”目的。聚能爆破淺孔用于實(shí)現(xiàn)對(duì)低位巖層充分預(yù)裂,促使低位頂板隨采隨垮,改善煤層上方4 倍采高淺部應(yīng)力場(chǎng),實(shí)現(xiàn)“護(hù)巷”作用。在深淺孔組合能量場(chǎng)作用下,最終可形成切頂范圍內(nèi)的預(yù)裂面。
圖5 深淺孔組合雙層位爆破機(jī)理Fig.5 Double layer blasting mechanism of deep and shallow hole combination
在多孔爆破過(guò)程中可利用導(dǎo)向鉆孔增加爆破自由面,實(shí)現(xiàn)應(yīng)力波在自由面的反射,反射波與入射波疊加,導(dǎo)向孔周圍形成應(yīng)力集中,在爆破孔連線上實(shí)現(xiàn)裂隙導(dǎo)通,提高2 個(gè)相鄰鉆孔縫隙貫通度[14-18]。根據(jù)彈性力學(xué)原理論,導(dǎo)向孔附近的應(yīng)力峰值應(yīng)力狀態(tài)表示為
式中: σrr, σθθ分別為導(dǎo)向孔應(yīng)力集中后的巖石中徑向應(yīng)力和切向應(yīng)力; τrθ為空孔應(yīng)力集中后巖石中的剪切應(yīng)力; σr, σθ分別為巖石中的徑向應(yīng)力和切向應(yīng)力;r0為空孔的半徑;rB為巖石中任一點(diǎn)到空孔中心的距離; θ為任意方向與孔間連線的夾角。式(9)中,當(dāng)k0=1 時(shí), τrθ=0, σrr=0,而
當(dāng)θ =±π/2時(shí), σθθ為極小值。
可見(jiàn),如圖6 所示,在相鄰炮孔連線方向上,即θ=0 或 ±π,出現(xiàn)最大拉應(yīng)力,若該應(yīng)力值滿足巖石的抗拉強(qiáng)度,則孔壁將沿孔間連線方向產(chǎn)生裂紋。
圖6 深淺孔組合導(dǎo)向孔作用機(jī)制Fig.6 Action mechanism of combined guide hole with deep and shallow hole
因此,在開(kāi)展深淺孔聚能爆破過(guò)程中,可將深孔淺部封孔段視為爆破淺孔的導(dǎo)向孔,借助封孔段內(nèi)炮泥與頂板原巖介質(zhì)屬性差異性,實(shí)現(xiàn)應(yīng)力波在異性介質(zhì)交界面的反射,提升深孔淺部裂隙成縫率,實(shí)現(xiàn)鉆孔排列方向上裂隙充分預(yù)制。在深淺孔組合爆破過(guò)程中,將深孔、淺部開(kāi)孔位置布置在同一直線上,如圖7 所示,且鉆孔方位角和傾角相同,便可實(shí)現(xiàn)最大程度利用爆破能量預(yù)裂頂板。
圖7 深淺孔組合孔布置示意Fig.7 Layout diagram of deep and shallow hole combination hole
頂板聚能爆破孔與垂線形成的夾角為切縫角,切縫角與爆破孔傾角互為余角;在開(kāi)展密集定向爆破后,將在頂板內(nèi)部預(yù)制一個(gè)斷裂面或弱面層。煤層回采后,在上覆基本頂作用下,頂板沿預(yù)制弱面層斷裂、滑落至采空區(qū)。切縫角過(guò)大形成小傾角的弱面層,增加頂板裂隙摩擦作用力,不利于老頂?shù)目逅c滑落;切縫角過(guò)小則形成大傾角弱面,提前爆破不利于巷道穩(wěn)定,甚至出現(xiàn)頂板大面積下沉現(xiàn)象。
假設(shè)爆破后人為預(yù)制弱面與垂線夾角為 γ,巖石內(nèi)摩擦角為 φ,取值為42°,則其咬合關(guān)系如圖8 所示。上工作面采空區(qū)側(cè)向頂板形成鉸接塊體[19-21],巖塊B 向下滑落時(shí),受到水平水平推力T作用,同時(shí)巖塊A 對(duì)巖塊B 產(chǎn)生向上抗滑力R,該種結(jié)構(gòu)下摩擦阻力fk:
圖8 巖塊咬合點(diǎn)受力分析Fig.8 Force analysis of occlusal point of rock block
塊體B 在接觸面產(chǎn)生的滑動(dòng)力fh可表示為:
當(dāng)fh>fk時(shí),巖塊A 和巖塊B 之間發(fā)生滑落,則滿足
式中:φ為內(nèi)摩擦角,取值42°。
按照連續(xù)砌體梁計(jì)算方法,將采空區(qū)邊界巖塊載荷R=Qi0,Qi0為巖塊A和巖塊B之間的剪切力;Li0為基本頂初次來(lái)壓步距,經(jīng)實(shí)測(cè)數(shù)值取27 m,T=Li0Qi0/[2(hi-SL)],SL為頂板下沉量,按其他工作面巷道頂板下沉量取值為0.8 m,hi=9.19 m,將以上數(shù)值代入式(15),得:γ ≥9.3?,現(xiàn)場(chǎng)施工方案取值為15°。
小煤柱雙巷掘進(jìn)部署條件下,為實(shí)現(xiàn)13132 巷頂板充分爆破預(yù)裂,需重新探究爆破孔間距,避免爆破孔間距過(guò)小引起回采前爆破巷道大變形,同時(shí)也規(guī)避鉆孔間距過(guò)大導(dǎo)致的卸壓不充分,不利于13163 巷維護(hù)。因此開(kāi)展1.2、1.5、2 和3 m 孔間距下頂板爆破試驗(yàn),如圖9 所示,2 個(gè)爆破孔、3 個(gè)觀測(cè)孔方位角均為180°,傾角均為75°。
圖9 爆破試驗(yàn)鉆孔布置Fig.9 Drill hole arrangement for blasting test
爆破結(jié)束后利用鉆孔窺視儀進(jìn)行頂板裂隙窺視,4 種間距下裂隙窺視結(jié)果如圖10 所示。可以看出在鉆孔間距為1.2 m 時(shí),鉆孔內(nèi)部裂隙寬度大、裂隙密度高,鉆孔內(nèi)形成裂隙軸向-徑向交叉發(fā)育;在1.5 m觀測(cè)孔內(nèi)鉆孔裂隙主要在對(duì)應(yīng)的裝藥段沿軸向起裂,裂隙較寬;而在2 m 和3 m 觀測(cè)孔內(nèi)部?jī)H在局部形成軸向裂隙,裂隙較窄?;诂F(xiàn)場(chǎng)單一鉆孔起爆時(shí)裂隙發(fā)育范圍,結(jié)合雙巷掘進(jìn)一次成巷留設(shè)小煤柱護(hù)巷的布置方式,為確保1313 工作面回采后采空區(qū)邊界低位頂板順利垮落,實(shí)現(xiàn)初步充填采空區(qū),支承高位頂板,即頂板裂隙網(wǎng)要充分預(yù)制,因此淺孔爆破間距設(shè)定為1.5 m;一盤區(qū)煤層埋深大、頂板堅(jiān)硬,為有效防控強(qiáng)礦壓災(zāi)害,需對(duì)高位頂板進(jìn)行預(yù)裂爆破工作,因此深孔間距設(shè)定為3 m。
圖10 爆破觀測(cè)孔裂隙發(fā)育情況Fig.10 Blasting observation hole fissure development
綜上所述在13132 巷開(kāi)展深淺孔組合爆破具體設(shè)計(jì)參數(shù)如下,為最大程度縮減懸頂L長(zhǎng)度,因此鉆孔開(kāi)孔位置布置在距13132 巷肩窩1 m 位置處,鉆孔傾角為75°,高位消沖深孔和切頂護(hù)巷淺孔間距分別為1.5 m 和3 m,孔深分別為20 m 和31.5 m,結(jié)合1311 等工作面爆破工程案例,深淺孔單孔裝藥量分別為19.2 kg 和12.6 kg,單孔使用聚能管分別為12根和8 根,單孔封孔長(zhǎng)度分別為10.5 m 和8 m,鉆孔傾角均為75°。
由圖1 可看出1313 工作面為一盤區(qū)東翼首采面,在回采過(guò)程中對(duì)13132 巷進(jìn)行了頂板深淺孔組合爆破,在13131 巷未采取頂板預(yù)裂爆破,因此對(duì)比兩條巷道微震事件特征,分析爆破效果。為避免單一微震事件能量、定位的偶然性或誤差影響分析結(jié)果,利用Surfer 軟件對(duì)1313 工作面全部6 926 個(gè)有效微震事件進(jìn)行插分處理,并繪制微震能量等值線云圖。通過(guò)圖11 可以看出,13132 巷道中心線傾向方向10 m 范圍內(nèi)頂板微震能量云圖主要集中在12~18 kJ范圍內(nèi),而在13131 巷頂板能量主要集中在16~22 kJ 范圍。表明進(jìn)行頂板深淺孔組合爆破后,堅(jiān)硬復(fù)合頂板頂板完整性和整體性遭到破壞,難以積聚大量彈性變形能,頂板介質(zhì)儲(chǔ)能蓄力屬性弱化,同等尺度下微震事件能量密度降低4 kJ 左右;而在13131巷未采取頂板預(yù)裂爆破,頂板斷裂線受道頂板弧形三角塊結(jié)構(gòu)作用自然發(fā)育,在回采擾動(dòng)作用下,頂板斷裂活動(dòng)較為劇烈,釋放大量彈性能,形成諸多大能量微震事件。
圖11 1313 工作面微震事件能量Fig.11 Energy cloud map of microseismic event at 1313 Face
雙巷掘進(jìn)一次成巷留設(shè)小煤柱護(hù)巷條件下,開(kāi)展頂板深淺孔組合爆破,旨在改善1313 工作面采空區(qū)邊界頂板結(jié)構(gòu),降低小煤柱應(yīng)力集中程度,減緩13163 巷道圍巖變形,為評(píng)價(jià)頂板爆破效果,并有效監(jiān)測(cè)鄰空巷道圍巖應(yīng)力變化趨勢(shì),13163 巷煤柱側(cè)分別在2、3、4 和6 m 位置處安裝應(yīng)力計(jì),安裝布置如圖12 所示,各監(jiān)測(cè)點(diǎn)應(yīng)力變化曲線如圖13 所示。
圖12 13163 巷應(yīng)力計(jì)孔布置平面圖Fig.12 Layout plan of stress gauge holes in lane 13163
圖13 13163 巷小煤柱內(nèi)應(yīng)力曲線Fig.13 Stress curve of small coal pillar in lane 13163
從圖13 可以看出1 號(hào)、4 號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置于巷道圍巖淺部,受巷道圍巖松動(dòng)圈和塑形區(qū)影響,并未實(shí)現(xiàn)圍巖的全時(shí)態(tài)監(jiān)測(cè);通過(guò)2 號(hào)和3 號(hào)監(jiān)測(cè)點(diǎn)可以看出伴隨工作面臨近應(yīng)力數(shù)值不斷升高,在回采至監(jiān)測(cè)點(diǎn)時(shí)應(yīng)力分別達(dá)到9.4 MPa 和8.5 MPa,在工作面回采后采空區(qū)頂板沿爆破預(yù)制裂隙面斷裂、滑落,至回采過(guò)后70 m 頂板結(jié)構(gòu)重新達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài),以上兩個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)煤柱應(yīng)力穩(wěn)定在13 MPa 和11 MPa,相比于頂板垮塌前煤柱應(yīng)力集中系數(shù)為1.38 和1.29,應(yīng)力升高在可控范圍內(nèi),表明通過(guò)深淺孔組合爆破有效改善了采空區(qū)邊界三角塊結(jié)構(gòu),降低了煤柱所承受應(yīng)力。
為明晰13132 巷頂板深淺孔組合爆破及1313工作面回采后頂板結(jié)構(gòu)形態(tài),在13163 巷布置1 組頂板扇形窺視鉆孔,窺視孔布置方式及頂板裂隙窺視結(jié)果如圖14 所示,可以看出①~③號(hào)鉆孔17~48 m 范圍內(nèi)形成大量頂板裂隙,其中爆破作用促使低位裂隙發(fā)育明顯,弱化低位巖層承載能力,而高位巖層在失去下位巖層支承后,其承受載荷超過(guò)極限強(qiáng)度后逐步損傷、斷裂。
圖14 13163 巷頂板窺視結(jié)果Fig.14 Results of roof peeping of lane 13163
結(jié)合上覆巖層大結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性特征,可得巖塊B承受上覆載荷作用下發(fā)生的旋轉(zhuǎn)、下沉,擠壓小煤柱,促使鄰空巷道發(fā)生蠕變變形,如圖15 所示,通過(guò)在煤柱邊界處巖塊B 內(nèi)頂板聚能爆破,人為縮減巖塊B 懸頂長(zhǎng)度,破壞老頂鉸接結(jié)構(gòu)和巖塊B 的整體性,減弱巖塊B 的回轉(zhuǎn)下沉作用,改善了小煤柱護(hù)巷頂板結(jié)構(gòu)。
圖15 小煤柱護(hù)巷頂板斷裂結(jié)構(gòu)示意Fig.15 Schematic diagram of roof fracture structure of small coal pillar roadway
采用十字交叉布點(diǎn)法在13163 巷布置4 個(gè)巷道圍巖變形監(jiān)測(cè)站,記錄1313 工作面回采過(guò)程中的巷道頂?shù)装寮皟蓭褪諗课灰?。其? 號(hào)、3 號(hào)測(cè)站處圍巖變形曲線如圖16 所示。從圖中可以看出測(cè)站處圍巖變形速率呈現(xiàn)先增加、后減小的特征變化,在工作面推過(guò)150 m 后,巷道頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟口呌诜€(wěn)定,13163 巷頂?shù)装遄畲笠平繛?40 mm,兩幫最大移近量205 mm,有效抑制了巷道圍巖變形,且整條巷道并未發(fā)生片幫冒頂?shù)痊F(xiàn)象,達(dá)到了深淺孔組合爆破施工目的。
圖16 1 號(hào)和3 號(hào)監(jiān)測(cè)站圍巖變形數(shù)據(jù)Fig.16 Surrounding rock deformation data of No.1 and No.3 monitoring stations
1)緩解鄰空巷道圍巖變形的關(guān)鍵在于縮減采空區(qū)懸頂長(zhǎng)度,實(shí)現(xiàn)改善圍巖應(yīng)力環(huán)境。
2)深淺孔組合爆破做到了高-低雙層位頂板預(yù)裂,實(shí)現(xiàn)了淺孔護(hù)巷和深孔消沖的雙重作用;深淺孔組合借助導(dǎo)向孔作用機(jī)制,最大程度利用爆破能量預(yù)裂頂板。
3)微震能量對(duì)比云圖和煤柱應(yīng)力數(shù)據(jù)表明采取深淺孔組合爆破卸壓后,頂板儲(chǔ)能蓄力屬性弱化,積聚能量密度降低,降低了煤柱應(yīng)力集中程度。
4)通過(guò)鄰空巷道扇形窺視和圍巖變形分析可得深淺孔組合爆破措施能夠改善采空區(qū)頂板圍巖結(jié)構(gòu),減弱巖塊的回轉(zhuǎn)下沉作用,降低了13163 巷圍巖變形。