沖擊地壓深孔斷頂爆破鉆孔布置優化研究與應用

劉芬，曹棟，邢立杰,3，王帆，李帥

（1.江蘇能源股份有限公司陜甘分公司安全生產指揮中心 陜西 寶雞 720000；2.西安科技大學安全科學與工程學院 陜西 西安 710054；3.陜西郭家河煤業有限責任公司 陜西 寶雞 721500;4.靖遠煤電股份有限公司紅會一礦 甘肅 白銀 730614）

0 引言

目前影響我國煤炭安全的最主要災害形式之一就是沖擊地壓[1]。依據2020年國家煤礦安全監察局調研數據顯示，我國的沖擊地壓礦井大多分布在內蒙古、陜西、山東等13個省區，共統計138處[2]。改善頂板條件是解決沖擊地壓的關鍵，采用的核心理念是減少沖擊的頻數或者減弱沖擊的強度，采用的主要方法是人工注水抑或是人工爆破[3]，使得應力能夠得到有效釋放，緩解或抑制沖擊地壓所帶來的危害。人工爆破中，深孔斷頂爆破由于操作簡便、效果好等優勢，有較為廣泛的應用范圍。深空斷頂爆破的效度取決于爆破中鉆孔之間的距離[4]。

本文采用理論分析和現場工業試驗等方法，以某礦井西二采區待回采二片工作面為研究對象，開展爆破鉆孔間距優化相關研究，對該礦沖擊地壓防控有重要的實際意義，同時對通過斷頂爆破方式防治沖擊地壓災害的工作提供了重要的研究價值。

1 地質條件

2010年~2013年某煤礦深部西二采區顯現沖擊地壓40余次，共計損壞巷道1 600 m，已經對該礦的人員與安全生產工作造成嚴重威脅。礦井掘進采用綜合機械化采煤方式，其中9#煤層深度在650 m至700 m，礦井屬于單斜構造，其傾角為10°，管理頂板的方式主要為全垮落法。地質構造的復雜分布,加之擠壓應力較大，使之存在更高的沖擊地壓風險。該礦的西二采區域整體為單斜構造，仰斜開采時覆巖石的俯沖力不斷增強，煤層結構以波浪形勢變化，使得盈利疊加作用增強，煤層的勢能大大提升。與此同時，煤巖體結構的加速滑移有一部分原因是由于西二采區開采方式所導致，為沖擊地壓的形成提供了條件。此外西二采區二片工作面煤層頂板近30 m的范圍是由細砂巖、粉砂巖、中砂巖等較為堅硬的頂板構成，工作面的綜合柱狀圖詳見圖1。

圖1 工作面綜合柱狀圖

2 理論分析

2.1 深孔斷頂爆破基本原理

大部分能量在巖體爆破時釋放，由于受到大量的動載荷，巖體破碎時受到爆炸產生的應力波與沖擊波。分析巖體破碎問題時高壓受氣體與多種應力的共同作用，同時伴有瑞利波、地震波等多種波的協同等因素[2]。炸藥起爆后，在鉆孔近區形成沖擊波高壓超過巖體動態抗壓強度，形成破碎區，炸藥爆破后巖體形成裂紋在破碎的邊界面應力得以釋放產生。期間，消耗大部分能量，形成裂隙區，爆破使得巖體的承載力、構造等因素發生改變。應力與彈性勢能在巖體中重新分布或得到釋放，減弱了煤巖帶來沖擊性災害的危險性。

2.2 柱狀裝藥產生的爆炸載荷

爆破采用不耦合裝藥，可按聲學近似原理[3]，則柱狀炸藥包在巖體中爆炸后，沖擊波向外傳播透射進巖石能量不斷衰減，之后變為應力波，引起巖石中產生徑向與切向應力,如果將問題簡化為二維問題，則可一步求解得到：

式中：σθ，σr分別表示巖石中的切向與徑向應力，單位為MPa；μd表示煤巖體動態泊松比；b表示側向應力系數，b=μd∕(1-μd)。其中μd是與μ相關的，隨應變率的提高而減小。

2.3 爆炸載荷作用下巖石的破壞準則

巖石在工程爆破中受到拉壓混合的三向應力，研究表明[4]，破碎區巖石在爆破過程中主要受壓縮所致，而裂隙區則是受拉破壞的結果。巖石中任一點的應力強度σi為：

將（1）帶入，經整理得：

根據Mises準則，若巖石破壞，則σi滿足（4）、（5）。

式中：σ0表示巖石在單軸受力情況下的破壞強度，MPa；σtd、σcd表示巖石單軸動態情景下的抗壓程度與抗拉程度，MPa。

據文獻[4]可知，σc隨著σd的增大而增大對常見的爆破巖石，可近似用表達為：

式中：σc為巖石在靜態單軸情景下的抗壓程度，MPa；ε?為加載應變率，s-1。

加載應變率的巖石的動態抗拉強度時幾乎不受影響，則在加載應變的范圍內巖石工程爆破可以取為巖石靜態的單軸抗拉強度。

2.4 破碎區與裂隙區半徑計算

當采用不耦合裝藥且系數較小時，可求得巖石的破碎區半徑為Rc，在破碎區外即是裂隙區，根據式（1）~（5），在兩者分界面上，求出徑向應力σr，結合破碎區之外爆炸載荷以應力波衰減指數β，可得到巖石中裂隙區半徑Rp，進而利用公式可得裂隙區在不耦合裝藥狀態下半徑表達式為：

炮孔半徑與鉆機的爆破強度、鉆頭成孔強度有關，db=47 mm。爆破炸藥取ρ0=1.2 g/cm3的煤礦三級乳化炸藥，炸藥的總質量為1 kg，長度lc=500 mm，半徑dc=25 mm，質量，爆速Dv=2.8×103m/s。

根據已有研究[5]選取砂巖性能參數：取μ=0.25為靜態泊松比，單軸靜態抗壓強度σc、單軸靜態抗拉強度σt與加載應變率ε?分別為80 MPa、24 MPa與10 s-1。代入炮孔、炸藥及下料道頂板力學參數數據，依據裂隙區半徑與爆破破碎區公式，得到裂隙區半徑Rp、破碎區半徑Rc分別為2 400 mm和200 mm。故設定炮孔間距為4 800 mm。

3 工業實驗分析

3.1 鉆孔布置方式

將西二采區二片皮帶道作為基本頂預裂爆破工業性試驗的實驗地點，將235 m設置為切眼距離。爆破位置見圖2所示。

圖2 爆破位置圖

鉆孔方向與水平面夾角為10°，垂直頂板向上，取直徑為?=94 mm。采用藥卷長度與直徑分別為L=500 mm，?=50 mm，質量1 kg的煤礦三級乳化炸藥，利用水泥漿對炮孔進行封堵，待封堵凝固后鉆孔依次起爆。依據計算求得：巖石在爆炸后產生裂隙的發育范圍為4.8 m。鉆孔布置如圖3所示，三組鉆孔的孔間距分別為3 m、5 m、7 m，在巷道軸向共布置9個鉆孔點。其中2、5、8均為爆破鉆孔鉆孔間隔15 m，剩余都為檢驗鉆孔。

圖3 鉆孔布置方式側視圖

3.2 爆破效果分析

通過利用YTJ20型鉆孔窺視儀觀察檢驗孔兩側的裂隙發育狀況在爆破前后的變化從而進一步測定其爆破效果。

3.2.1 鉆孔間距3 m爆破效果分析

預裂爆破鉆孔藥量、裝藥長度、鉆孔深度與封孔長度分別為g=28.25 kg（2裝），L=13.9 m，H=31.8 m，L1=17.5 m，檢驗孔1與檢驗孔3深度分別為H1=31.2 m，H3=32.6 m。爆破前后對比中：距孔口16 m處、23.8 m處出現的新裂隙分別為5 mm與15 mm，且有向軸向延伸的趨勢。除此之外在距離孔口25.4 m、26.5 m、27.7 m、28.6 m、29.7 m、30.3 m和31.9 m處出現寬度為20 mm的裂隙。爆破前后部分對比如圖4所示。

圖4 爆破前后對比

3.2.2 鉆孔間距5 m爆破效果分析

預裂爆破鉆孔藥量、裝藥長度、鉆孔深度與封孔長度分別為g=28.85 kg（5裝），L=15.3 m，H=32.7 m,L1=17 m，檢驗孔4與檢驗孔6深度分別為H4=32.4 m，H6=32.9 m。爆破前后對比發現：距孔口分別為20.1 m處、23.8 m處孔壁發現了寬度為5 mm的新增裂隙，分別在25.2 m、26.7 m、27.1 m、28.8 m、29.3 m、和31 m處的孔壁新增寬度為10 mm的裂隙。爆破前后部分對比如圖5所示。

圖5 爆破前后對比

3.2.3鉆孔間距7 m爆破效果分析

預裂爆破鉆孔藥量、裝藥長度、鉆孔深度、封孔長度分別為g=27.5 kg（8裝），L=13.3 m，H=30.9 m，L1=16.1 m，檢驗孔7與檢驗孔9分別深H7=31.7 m，H9=32.3 m。爆破前后裂隙發展不明顯。爆破前后對比如圖6所示。

圖6 爆破前后對比

如表1裂隙參數統計所示，為孔間距為3 m、5 m、7 m時，孔壁裂隙發育長度、發育密度等參數通過窺視技術觀測的結果。

表1 裂隙參數統計表

由表1分析可知，在鉆孔間距不斷增大的過程中，裂隙的相關參數都會有所降低。延長爆破作用時間和充分利用爆破能量可通過提高炮孔間距密集程度實現，加強反射波作用，巖體內的應力波能量分布的更均勻且密度更高，理論的計算結果與最終工業實驗所呈現結果一致，進一步印證了結果的可靠性。

通過對西二采區二片皮帶道進行爆破泄壓措施后，對現場進行鉆孔，觀察其煤粉量，爆破間距為3 m、5 m時均低于臨界值，說明西二采區二片皮帶道通過爆破方式釋放了煤巖體中絕大部分彈性勢能，具有較好的卸壓效果。

3.3 爆破鉆孔間距的確定

綜上所述，結合爆破效果、炸藥消耗、鉆孔工程量應控制在5 m。根據理論分析與工業性實驗最終確定的鉆孔間距可很好地適用于該礦井西二采區二片工作面回采時的深孔斷頂爆破工作，可在有效防止沖擊地壓的同時減少人力物力消耗，保障回采的安全性，經濟性，對礦井的開發具有重要價值。

4 結論

（1）西二采區二片頂板裂隙區半徑與破碎區半徑分別為2 400 mm與200 mm，則理論炮孔間距可設定為4 800 mm。

（2）結合理論計算與利用鉆孔窺視技術現場的工業試驗，對比分析在不同間距條件下的孔壁裂隙情況可得，檢驗孔孔隙各項參數隨著爆破孔間距的增大，逐漸減小。

（3）綜合考量爆破效果、炸藥消耗、鉆孔工程量等參數，最終確定爆破鉆孔的間距應控制在5 m左右，為該礦后續工作面深孔斷頂爆破防治沖擊地壓工作提供了指導。