大采高回撤通道“高+低位”斷頂爆破實(shí)踐

白俊杰

(烏審旗蒙大礦業(yè)有限責(zé)任公司,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017300)

0 引言

蒙陜地區(qū)大采高沖擊地壓工作面在末采期間所形成的采動應(yīng)力與回撤通道孤立煤柱集中應(yīng)力相互疊加,造成大采高沖擊地壓工作面末采階段沖擊地壓防治的復(fù)雜性[1-2]。頂板爆破作為一種常用且非常重要的防沖技術(shù)手段,國內(nèi)已有較多研究成果。王慶雄等[3]在淺埋中厚煤層綜采工作面回撤通道切頂卸壓技術(shù),通過爆破形成切縫線,并結(jié)合強(qiáng)支護(hù)措施,解決回撤通道礦壓顯現(xiàn)問題;王雪龍[4]在馬脊梁礦綜采工作面回撤通道采用爆破預(yù)裂卸壓技術(shù),實(shí)現(xiàn)了末采階段采空區(qū)頂板的全部垮落,避免了應(yīng)力集中;劉慧潔等[5]在綜放工作面末采階段采用頂板預(yù)裂爆破技術(shù),實(shí)現(xiàn)了“分區(qū)域來壓”的控制,以及末采安全快速貫通;李志華等[6]認(rèn)為爆破起到改變應(yīng)力的分布,釋放堅(jiān)硬頂板中的彈性能,消除沖擊隱患;朱克仁[7]在貴州響水礦井的采煤工作面采用預(yù)裂切縫卸壓技術(shù)回收工作面,實(shí)現(xiàn)了采空區(qū)頂板沿空切頂,控制頂板的回轉(zhuǎn)和下沉,達(dá)到了卸壓效果。前述研究均集中在爆破對頂板巖石完整性致裂、改善垮落效果,降低頂板動載的問題。目前的研究大多集中在爆破對堅(jiān)硬頂板的切落,以及改善采掘空間的應(yīng)力集中、分布情況[8-10]。但納林河二號礦大采高工作面回撤通道末采階段沖擊地壓防治實(shí)踐證明,末采防沖頂板處置方案更應(yīng)注重對強(qiáng)沖擊性頂板巖層內(nèi)高應(yīng)力傳遞路徑的阻斷和對回撤通道的保護(hù)作用,“高+低位”爆破對上覆巖層的高應(yīng)力傳遞路徑進(jìn)行全面提前阻斷,能有效解決大采高回采通道的末采防沖難題,是一種值得參考的防沖技術(shù)設(shè)計(jì)思路。

1 工作面概況

1.1 地質(zhì)條件

納林河二號礦31120、31103-2工作面布置在3-1主采煤層,埋深約600 m,煤層厚度5.5～5.8 m,煤層傾角1°～3°,結(jié)構(gòu)簡單。煤層上方基本頂以細(xì)砂巖、粉砂巖為主,厚度10～13 m,各層位巖層致密、層面整合。

1.2 開采技術(shù)條件

2個工作面的長度均為300 m,按雙回撤通道的模式布置,主、輔回撤通道之間留設(shè)煤柱寬度25 m,均采用“錨網(wǎng)索”聯(lián)合支護(hù),如圖1所示。末采前在主回撤通道布置兩排ZZ18000/25/50垛式支架加強(qiáng)支護(hù)。

2 末采階段頂板沖擊問題原因分析

2.1 末采面臨的沖擊問題

3-1煤層的煤層和頂板巖層均具有強(qiáng)沖擊傾向性,末采階段沖擊危險(xiǎn)等級為強(qiáng)。因雙回撤通道內(nèi)煤柱的存在,導(dǎo)致工作面末采期間形成“孤立煤體”,變形破壞嚴(yán)重,且1×104J及以上的微震能量事件發(fā)生較頻繁,導(dǎo)致末采階段沖擊風(fēng)險(xiǎn)較高[11]。

圖1 工作面末采階段雙回撤通道布置示意Fig.1 Layout of double withdrawal channel in final mining period of working face

2.2 末采沖擊問題分析

末采階段工作面采動應(yīng)力經(jīng)上覆巖層向回撤通道煤柱傳遞,導(dǎo)致采動應(yīng)力與回撤通道煤柱集中應(yīng)力相互疊加,最終導(dǎo)致回撤通道煤柱應(yīng)力呈現(xiàn)高度集中,如圖2(a)所示。因此有必要采用爆破手段從應(yīng)力阻斷和正面保護(hù)回撤通道的角度,對上覆巖層介質(zhì)狀態(tài)和應(yīng)力環(huán)境進(jìn)行干預(yù),減緩末采階段剩余工作面及回撤通道煤柱上方的應(yīng)力集中問題,如圖2(b)所示。

圖2 末采階段壓力集中問題示意Fig.2 Pressure concentration issues in final mining period

2.3 爆破斷頂模型及方案設(shè)計(jì)

通過斷頂爆破手段,在末采階段的覆巖形成應(yīng)力傳遞阻隔帶,對采動壓力傳遞進(jìn)行阻斷,實(shí)現(xiàn)對回撤通道的卸壓保護(hù)功能,如圖3所示?！案?低位”爆破裝藥量按高位單孔爆破的1.8倍進(jìn)行設(shè)計(jì),爆破主要參數(shù)見表1。

圖3 末采爆破斷頂模型及方案設(shè)計(jì)Fig.3 Model and scheme design of broken roof blasting in final mining period

表1 主回撤通道頂板爆破孔主要參數(shù)

3 頂板爆破理論分析

3.1 巖石破碎的自相似問題

煤礦開采的煤系地層為沉積巖系,這造成煤、巖石的成分多變、結(jié)構(gòu)非均勻的介質(zhì)特性。已有的研究成果表明[12],巖石中存在著復(fù)雜的構(gòu)造層次系統(tǒng),這種層次中不同級別的塊體尺寸Δi(i=1,2,3,…),存在以下自相似關(guān)系,見式(1);同級塊體之間由張開度為δi的裂紋分開,這種裂紋的張開度δi與塊體尺寸Δi之間存在穩(wěn)定的統(tǒng)計(jì)關(guān)系,見式(2)。

Δi=2-i/2·Δ0

(1)

μΔ(δ)=δi·Δi=Θ×10-2

(2)

式中,μΔ(δ)稱為巖石力學(xué)不變量;Θ為系數(shù),在1/2～2之間取值。

在巖石爆破過程中,炸藥的爆炸加載具有較高的加載速率,這時(shí)不僅較大的塊體層次分隔裂紋起裂、擴(kuò)展,而且較小的塊體層次分隔裂紋也起裂、擴(kuò)展,因此巖石破碎成較小的破碎塊度,塊體數(shù)量也多。在巖石自相似關(guān)系方面,表現(xiàn)為工程干預(yù)措施的強(qiáng)弱直接決定了巖石破碎塊度的尺寸,因此“高+低位”爆破的爆破破碎效果大于高位單孔爆破。

3.2 單孔爆破致裂破碎范圍分析

根據(jù)現(xiàn)階段已有的經(jīng)典爆破理論[13],爆破后從爆破源向外依次形成壓碎區(qū)、破裂區(qū)和震動區(qū),爆破裂隙擴(kuò)展模型如圖4所示。由于爆破是在無自由面情況下進(jìn)行的,不耦合裝藥時(shí),可以按爆炸應(yīng)力波計(jì)算單孔爆破的破裂區(qū)范圍,裝藥爆破后作用于孔壁上徑向應(yīng)力峰值,即初始沖擊壓力Pr為

(3)

(4)

1-擴(kuò)大的空腔;2-壓碎區(qū);3-裂隙區(qū);4-震動區(qū);RK-空腔半徑;RC-壓碎區(qū)半徑;RP-裂隙區(qū)半徑圖4 爆破裂隙擴(kuò)展模型Fig.4 Model of blasting fissure expanding

將表2、表3中相關(guān)參數(shù)分別代入由公式(3)、公式(4)計(jì)算得出：R=4.38 m。綜合預(yù)裂增大系數(shù)K=1.3,則單孔爆破巖體的最遠(yuǎn)裂隙發(fā)育范圍R′=K·R=5.69 m。因此,爆破孔間距設(shè)計(jì)為10 m,能確保爆破后相鄰爆破孔之間裂隙貫通,起到爆破效果。

表2 爆破相關(guān)參數(shù)(一)

3.3 “高+低位”孔串聯(lián)一次起爆應(yīng)力波疊加效果

“高+低位”孔串聯(lián)一次起爆,產(chǎn)生的爆破應(yīng)力波相互疊加[14],對爆破影響區(qū)域巖體產(chǎn)生超強(qiáng)度壓力,應(yīng)力波經(jīng)反射作用,在極端的短時(shí)間內(nèi)對頂板巖體形成反復(fù)壓縮、拉伸作用,且瞬間最大拉應(yīng)力達(dá)到135.70MPa,如圖5所示。甚至在相鄰爆破孔區(qū)域會在局部出現(xiàn)剪切破壞,一定程度上對巖體致裂、破碎、粉碎起到增強(qiáng)作用,使得爆破區(qū)域的塊體破碎更充分。

表3 爆破相關(guān)參數(shù)(二)

圖5 “高+低位”爆破孔串聯(lián)一次起爆F(xiàn)ig.5 Series blasting of “high+low” blasting holes

3.4 爆破巖石破碎塊度尺寸分析

巖石爆破后,爆破區(qū)域巖石的破碎塊體尺寸受巖石力學(xué)性質(zhì)、炸藥性能和爆破參數(shù)等諸多方面因素的影響,會導(dǎo)致爆破巖石破碎塊度尺寸的控制變得極為復(fù)雜[15]。本文僅從巖石爆破破壞的物理本質(zhì)出發(fā),分析爆破裝藥量對巖石破碎塊體大小的影響。

單位體積炸藥消耗量是決定爆破后巖石破碎塊度的關(guān)鍵要素[16],現(xiàn)有的研究結(jié)果顯示,不同的爆破裝藥量使爆破影響的巖石受到不同的爆炸載荷值。炮孔裝藥量與巖石破碎塊度尺寸的關(guān)系見式(5)、(6)。

(5)

d∝q-2γ

(6)

式中,γ為爆炸產(chǎn)物壓力膨脹衰減指數(shù);q為裝藥量,kg;ρe為巖石密度,kg/m3;d為巖石爆破后的破碎塊度;Vc為裝藥體積,m3。

可知,爆破裝藥量即一次起爆藥量與爆破后巖石塊度尺寸呈現(xiàn)良好的負(fù)相關(guān)性。以高位單孔裝藥量為初始裝藥量起始值q1=93 kg,增大一次起爆藥量至q2=168 kg,一次起爆藥量增大系數(shù)為1.8;爆炸產(chǎn)物壓力膨脹衰減指數(shù)按孔內(nèi)壓力100 MPa為分界線,據(jù)此γ取2種典型值γ1=3,γ2=1.4。爆破裝藥量與巖石破碎塊度尺寸的負(fù)相關(guān)性變化關(guān)系如圖6所示。當(dāng)“高+低位”爆破一次起爆藥量增大1.8倍,巖石的破石的破碎、粉碎效果顯著增強(qiáng),爆破區(qū)域巖石的碎塊度尺寸縮小至原高位單孔爆破破碎塊度尺寸的20%以下,提高了“高+低位”爆破后對高應(yīng)力傳遞路徑的阻斷性能。

圖6 爆破裝藥量與巖石破碎塊度的相關(guān)性Fig.6 Relevance of explosive quantity and rock breaking degree

4 爆破效果分析

4.1 末采階段覆巖應(yīng)力等值線分布

高位單孔爆破后,末采階段覆巖應(yīng)力等值線水平一定程度上出現(xiàn)了降低的現(xiàn)象,爆破區(qū)域橫向應(yīng)力變化梯度Δσ為2～2.3 MPa/m,爆破區(qū)域縱向應(yīng)力變化梯度Δσ為1.3～1.7 MPa/m,如圖7(a)所示。頂板“高+低”位爆破后,末采階段覆巖應(yīng)力等值線水平大幅度降低,爆破孔橫向應(yīng)力變化梯度Δσ為1.3～1.4 MPa/m,爆破孔縱向應(yīng)力變化梯度Δσ為0.8～1.1 MPa/m,如圖7(b)所示。由圖7(a)和(b)對比可知,頂板“高+低位”單孔爆破后,覆巖應(yīng)力變化梯度明顯降低,橫向、縱向應(yīng)力變化梯度降低30%～40%,說明“高+低位”爆破孔的爆破裂破碎更充分。

4.2 末采階段工作面壓力分布情況

為了深入分析末采階段的壓力特殊分布情況,將末采階段0～60 m工作面液壓支架支撐壓力值進(jìn)行整理、數(shù)據(jù)處理。2種不同爆破方式末采階段壓力分布如圖8所示。由圖8(a)可知,單孔爆破后,末采15～50 m期間工作面中部壓力呈現(xiàn)最大值,壓力峰值分布于40～50 MPa;由圖8(b)可知,“高+低”位爆破后,末采至28～38 m工作面中部壓力呈現(xiàn)最大值,壓力峰值分布于30～40 MPa。

圖8 末采階段空間壓力分布變化Fig.8 Change of spatial stress distribution in final mining period

由圖8(a)和(b)對比可知,在回撤通道采取“高+低位”爆破后,較單孔爆破末采階段剩余工作面可采走向長度范圍內(nèi)的壓力分布狀況明顯改善,壓力峰值集中程度和分布范圍明顯縮小,證實(shí)“高+低位”爆破較單孔爆破方案對末采階段壓力分布環(huán)境的改善更為顯著,“高+低位”爆破對末采階段形成更有效的卸壓和應(yīng)力阻斷的保護(hù)作用。

4.3 末采階段液壓支架阻力概率正態(tài)分布情況

將末采階段工作面液壓支架支撐阻力數(shù)值按概率正態(tài)分布進(jìn)行處理,結(jié)果如圖9所示。由圖9(a)可知單孔爆破后,末采階段液壓支架支撐力均值為33.776 22,標(biāo)準(zhǔn)差為10.558 88;由圖9(b)可知“高+低”位爆破后,末采階段液壓支架支撐力均值為26.234 97,標(biāo)準(zhǔn)差為9.031 3。圖9(a)、(b)相比較,可得“高+低”位爆破后在末采階段液壓支架工作阻力指標(biāo)值降低22.23%、標(biāo)準(zhǔn)差指標(biāo)值從10.558 88縮小至9.031 3。

兩者相比較后,與井下現(xiàn)場對照可得：在回撤通道采取“高+低位”爆破后,末采階段工作面支架壓力明顯減輕,與此同時(shí)壓力值的離散程度也有一定程度的縮小,說明“高+低位”爆破后末采階段壓力分布環(huán)境得到改善,這有利于末采階段的沖擊地壓災(zāi)害治理。

4.4 末采階段回撤通道煤體應(yīng)力監(jiān)測結(jié)果

采取2種不同斷頂爆破方案后,主回撤通道煤體應(yīng)力變化差異較大。實(shí)施頂板“高+低”位爆破后,主回撤通道應(yīng)力計(jì)監(jiān)測值基本平穩(wěn),最大監(jiān)測應(yīng)力值為7.2 MPa,且淺孔(8 m)應(yīng)力測點(diǎn)10%、深孔(14 m)應(yīng)力測點(diǎn)37%的應(yīng)力監(jiān)測值處于卸荷狀態(tài),如圖10所示。實(shí)施頂板“單孔高位”爆破后,在末采階段主回撤通道出現(xiàn)2處黃色預(yù)警,煤體應(yīng)力計(jì)監(jiān)測值最大達(dá)到12.7 MPa,且淺孔(8 m)應(yīng)力測點(diǎn)54%、深孔(14 m)應(yīng)力測點(diǎn)57%的應(yīng)力監(jiān)測值處于預(yù)警狀態(tài),并且未出現(xiàn)卸荷狀態(tài)的應(yīng)力計(jì),如圖11所示。

圖9 末采階段液壓支架阻力的概率正態(tài)分布對比Fig.9 Comparison of probability normal distribution of hydraulic support resistance in final mining period

圖10 “高+低位”爆破回撤通道孤立煤柱應(yīng)力的正態(tài)概率分布對比Fig.10 Comparison of normal probability distribution of isolated coal pillar stress in “high+low” blasting withdrawal channel

圖11 單孔爆破回撤通道孤立煤柱應(yīng)力的正態(tài)概率分布對比Fig.11 Comparison of normal probability distribution of isolated coal pillar stress in single-hole blasting withdrawal channel

4.5 微震監(jiān)測結(jié)果

采取2種不同爆破設(shè)計(jì)方案后的效果對比,如圖12所示。可以看出回撤通道“高+低”位爆破后微震事件總頻次、總能量大幅度下降。

圖12 微震事件對比Fig.12 Comparison of micro-seismic events

5 結(jié)論

(1)大采高回采通道的末采防沖更注重對頂板動載因素的處理問題,“高+低位”斷頂爆破設(shè)計(jì)是一種成熟、可行的防沖技術(shù)手段。

(2)“高+低位”斷頂爆破破碎區(qū)域內(nèi)的塊度尺寸更小、應(yīng)力梯度大幅度降低,對頂板應(yīng)力傳遞的阻斷功能更強(qiáng)。具有尺度方面優(yōu)勢,實(shí)現(xiàn)了對近距離沖擊層位頂板巖層內(nèi)高應(yīng)力傳遞路徑的全面阻斷。

(3)已有的實(shí)踐證明,頂板末采防沖斷頂爆破側(cè)重于對應(yīng)力阻斷和保護(hù)作用,更注重對末采階段覆巖介質(zhì)狀態(tài)、應(yīng)力環(huán)境的干預(yù),應(yīng)與通常臨空側(cè)的切頂爆破區(qū)別對待。