工作面上覆煤柱載荷及煤柱爆破效果分析

毛金峰

(新疆工程學院礦業工程與地質學院，新疆 烏魯木齊 830023)

0 引 言

神府礦區煤層群埋藏較淺，由于技術條件和環境保護的限制在開采過程中遺留了較多煤柱，隨著該礦區部分煤礦淺部煤炭資源的枯竭，煤礦開采逐漸向煤層群的下部轉移[1]，受煤層群內上下煤層間距離較小等因素影響，下部煤層在煤柱下開采過程中極易產生冒頂、壓架等煤巖動力災害，給礦井安全生產帶來安全隱患[2-4]。國外眾多學者對殘留煤柱的穩定性進行了較為廣泛的研究，SALAMON等[5]關于殘留煤柱強度的研究成果對南非煤礦的安全生產起到了重要作用；兩切寬剁法(two-split wide-stall method)在淺埋煤層開采過程中提高了煤柱的穩定性和煤炭資源的回采率[6-7]；WILSON[8]提出的兩區約束理論(或漸進破壞理論)綜合考慮了煤柱兩側采空區的寬度、煤柱寬度、開采深度等因素，提出了不同條件下的煤柱載荷計算公式，該方法得到了廣泛應用；國內對于條帶開采的研究中，煤柱載荷計算多采用僅考慮覆巖自重應力場的有效面積法[9]，該方法認為各煤柱強度相等，承擔相同的載荷，煤柱載荷是在煤柱影響區域內的固定載荷[10]，提出了采空區矸石不承載條件下的煤柱載荷計算公式；當采空區冒落的矸石具有一定的承載能力時，則有計算采空區矸石承載能力的方法[9-10]。近年來，基于非線性理論的尖點突變模型提出了條帶煤柱破壞失穩的必要條件以及影響因素[11]。當前，針對上覆殘留煤柱的集中應力對下部煤層工作面回采的影響已經開展了較為深入的研究，并針對工作面過上覆煤柱時可能發生的圍巖動力災害提出了如煤柱爆破[12]、注漿注砂充填采空區[13]等防治措施。

本文對煤柱載荷進行了計算，應用彈性力學理論計算了煤柱載荷在下覆煤層中對應煤柱位置的應力大小，采用FLAC3D數值模擬技術和工作面支架阻力監測值對上覆煤柱爆破效果進行分析。

1 工作面概況

韓家灣煤礦屬于淺埋近距離煤層群生產礦井，主采2號煤層和3號煤層，兩煤層間距約30 m，工作面平面布置如圖1所示。2號煤層以長壁工作面回采為主，布置旺采工作面回收邊角煤及薄煤區的煤炭資源，當前2號煤層已回采完畢。3號煤層為近水平煤層，可將3302工作面上覆的2號煤層采空區簡化為圖2所示。3302工作面受2號煤層內兩條橫跨工作面傾斜方向的煤柱(煤柱一和煤柱二)影響較大，回采過程中易造成大面積壓架、冒頂和覆巖大面積沖擊式來壓等災難性事故。

圖1 2號煤層和3號煤層平面布置圖

圖2 3302工作面上覆采空區示意圖

2 理論計算

2.1 煤柱載荷的計算

煤柱一左側為長壁工作面，右側為旺采面；長壁工作面采用全部垮落法管理頂板，采空區冒落矸石直接頂；旺采面內巷硐之間均留設煤柱，采空區內冒落的矸石較少，一般不接頂。可將煤柱一簡化為右側未開采，左側無限開采的模型進行載荷計算；鄒友峰等[14]認為當煤體一側未開采，另一側無限開采時，采空區內距煤壁0.3 H處矸石承載的載荷為γH，且該處與煤壁間的應力按線性分布。據此假設，對有限采動情況進行疊加，可以得到采空區內矸石承載情況下條帶煤柱載荷P的計算公式見式(1)。

P=(a+b)γH/a-γb2/1.2a

(1)

式中：P為煤柱平均載荷，MPa；a、b分別為留設煤柱寬度和采出寬度，m；γ為覆巖平均密度，kg/m3；H為平均開采深度，m。

煤柱二兩側均為旺采工作面，巷硐間留設了大量煤柱，采空區內冒落的矸石一般不接頂，所以采空區內矸石不承受載荷。此時可認為采出寬度內上覆巖柱的重量全部轉移到殘留煤柱上，可以采用有效區域理論計算煤柱載荷[14]，煤柱載荷P的計算公式見式(2)。

P=(a+b)γH/a

(2)

2號煤層開采深度約90 m，覆巖平均密度為24 kg/m3，煤柱一和煤柱二的寬度分別為14 m和7 m，由式(1)計算出煤柱一的載荷為5.5 MPa，由式(2)計算出煤柱二的載荷為5.3 MPa。

2.2 均布條形載荷下底板巖層的應力分布

煤層開采后，殘留煤柱在采動應力和原巖應力的影響下向底板巖層傳遞載荷，底板巖層應力發生集中、傳遞。因此，殘留煤柱造成的集中載荷將對下層煤的回采產生重要影響。應用彈性力學理論，利用三維坐標系下的集中載荷布辛奈斯克解分析二維坐標問題[13,15]，將煤巖體視為均質彈性體，煤柱以集中載荷P在半無限平面體內任意點的應力模型如圖3所示。

圖3 煤柱集中載荷

在土力學中，當地基的長寬比大于或者等于10的時候可視為平面問題進行分析，此時按平面問題進行計算也能保證足夠的精度[16]。煤礦開采過程中，煤柱軸向長度遠大于其寬度，因此，可以把集中載荷表示煤柱載荷在底板中傳遞的模型轉化為均布條形載荷下的應力分布模型，模型如圖4所示。

圖4 煤柱分布載荷

假設在煤柱寬度x方向作用一豎向載荷q，沿x方向取一微元dx，此時可求得M點的微元應力dσx、dσy和dτxy，將其在煤柱寬度a上積分，即可求得在均布條形載荷下底板中任意點M的應力計算，具體見式(3)。

(3)

式中：σx、σy和τxy分別為煤柱底板巖層中水平附加應力、垂直附加應力和剪切附加應力，MPa；q為作用于煤柱上的豎向均布載荷，MPa；x和y為M點在X-Y坐標系中的坐標；a為煤柱的寬度，m。

將煤柱一和煤柱二的載荷帶入式(3)，可分別求得煤柱載荷底板應力在3號煤層中對應煤柱位置處的最大垂直附加應力為0.56 MPa和0.34 MPa。由計算結果可知，殘留煤柱在其底板巖層中形成的應力增高區已傳遞至3號煤層內相應區域。因此，當工作面回采至上覆煤柱附近時，易引發頂板動力災害。

3 煤柱預裂松動爆破施工

采用預裂松動爆破技術對可能引發工作面動壓災害的上覆煤柱進行預處理，破壞煤柱的整體性，釋放煤柱內部的彈性能，降低煤柱的支撐能力。松動爆破后，煤柱在上覆載荷作用下被進一步壓垮破壞，上覆巖體發生一定量的下沉，能夠減小下方工作面回采至煤柱附近時的頂板下沉量，并且破碎的煤柱能夠對跨落的上覆巖層起到墊層緩沖作用。

由于煤柱所在采區已完成回采，難以在采空區內對殘留煤柱進行鉆孔作業。因此在3301工作面設置鉆場，根據預先松動爆破的施工要求，精確計算鉆孔的孔深、仰角和方位角等參數，成孔后將爆破煤柱所需的炸藥送入指定位置。煤柱一和煤柱二所在范圍內共施工松動爆破鉆孔80個，煤柱內鉆孔平面布置示意圖和鉆孔布置剖面示意圖如圖5和圖6所示。

圖5 鉆孔平面布置示意圖

圖6 鉆孔剖面示意圖

4 爆破卸壓效果分析

4.1 數值模擬分析

采用FLAC3D數值模擬技術分析應力變化情況，分別選取煤柱爆破前3號煤層垂直應力分布和煤柱爆破后3號煤層垂直應力分布進行對比分析，重點分析3號煤層內對應上覆煤柱位置附近的應力變化情況。

圖7為煤柱爆破前和爆破后3號煤層內垂直應力分布圖。圖中方框位置分別為上覆煤柱一和煤柱二在3號煤層內對應的位置。對比圖7(a)和圖7(b)可知，上覆煤柱爆破前和爆破后3號煤層內應力發生明顯變化，3號煤層內對應煤柱一位置處的應力變化較為明顯，上覆煤柱爆破后煤層內垂直應力顯著降低；煤柱二位置處應力變化幅度較小，但部分區域內也有所降低；兩煤柱中間部分的垂直應力也有較為明顯的降低。由此可知，上覆煤柱爆破后，3號煤層內對應煤柱位置處的垂直應力得到了有效釋放，能夠顯著降低3號煤層內的應力集中。

圖7 3號煤層爆破前后垂直應力分布圖

4.2 礦壓實測分析

通過礦壓在線監測系統對液壓支架工作阻力跟蹤監測，進而分析3302工作面在不同頂板覆巖結構下的礦壓顯現規律。由于相鄰支架間數據的變化幅度較小，僅在工作面中上、中、下三個部位選取了如圖8所示的9臺液壓支架數據進行分析。

圖8 支架位置示意圖

3號煤層3302工作面回采之前，已對上覆煤柱一和煤柱二進行了爆破。圖9(a)和圖9(b)分別為液壓支架在不同上覆巖層結構下周期來壓期間和非周期來壓期間支架阻力的平均值。由圖9(a)可知，在周期來壓期間，支架阻力的平均值在不同的上覆巖層結構下差別較小，即工作面在不同上覆巖層結構下的過渡較為平穩；中間支架的阻力值略大于兩端支架，周期來壓期間均未發生大面積壓架、冒頂等頂板動力災害。由圖9(b)可知，非周期來壓期間支架阻力的平均值均較小，支架的承載能力有較大的剩余空間，回采過程中無明顯異?，F象發生。綜上所述，上覆煤柱爆破起到了良好的卸壓作用，煤柱爆破卸壓后可以保證工作面的安全生產。

圖9 支架工作阻力平均值

5 結 論

1) 理論計算了殘留煤柱在3302工作面對應煤柱位置的最大垂直附加應力，確定了殘留煤柱在底板巖層中形成的應力集中已經傳遞至下覆3302工作面對應位置。

2) 由FLAC3D數值模擬結果和液壓支架在周期來壓期間和非周期來壓期間支架阻力的平均值可知，煤柱爆破后3302工作面對應煤柱位置的垂直應力有明顯的降低。

3) 煤柱預裂松動爆破技術可以有效治理由于上覆煤柱而引起的工作面煤巖動力災害，能夠保證工作面的安全回采。