深孔聚能預裂爆破切頂卸壓機理與應用

段寶福,陳佳華,柴明星,魏玉冠,荊 哲,楊云倩

(1.山東科技大學 土木工程與建筑學院,山東 青島266590;2.山東省土木工程防災減災重點實驗室,山東 青島 266590)

在我國普遍采用的長壁體系開采條件下,隨著煤礦開采強度及深度的增加,地應力增大,采動應力影響范圍擴大,應力集中系數(shù)增大,加之巷道圍巖力學性質(zhì)的惡化,巷道變形愈發(fā)劇烈[1]。巷道在鄰近工作面動壓影響期間,容易出現(xiàn)兩幫強烈擠壓、頂板下沉和底鼓的全斷面變形,錨桿錨索經(jīng)常發(fā)生破斷[2-3]。動壓影響下巷道的維護已成為制約礦井安全高效開采的瓶頸。堅硬懸頂引起的側(cè)向支承壓力是巷道礦壓顯現(xiàn)的根本原因[4]。目前雖然已有長鉆孔水力壓裂側(cè)向切頂卸壓措施[5],但往往由于現(xiàn)場頂板巖層含泥量高且裂隙發(fā)育,導致鉆孔及分段水力壓裂等過程施工困難[6-7]。對此,諸多學者對堅硬懸頂難題進行了相關(guān)研究。蘇超等[8]通過分析巷道覆巖結(jié)構(gòu)及運移規(guī)律,采用人工切頂方式減弱懸頂疊加效應,進而改善煤柱受力狀態(tài),減小巷道變形。王濤等[9]分析了堅硬懸頂下煤柱受力狀態(tài),開展斷頂卸壓爆破,有效切斷了懸板對煤柱的應力傳遞。

部分學者對不同工況下的切頂技術(shù)進行了研究。吳學松等[10]構(gòu)建了側(cè)向懸頂臨空煤柱受力模型,提出分批次卸壓頂板預裂爆破方案。王福奇等[11]通過優(yōu)化鉆孔參數(shù)及數(shù)值模擬分析,提出適用于大采高強礦壓工作面的靜態(tài)脹裂切頂技術(shù)。張軍輝等[12]提出適用于急傾斜工作面堅硬頂板的超深孔預裂爆破方案。薛成春等[13]建立了傾斜懸頂結(jié)構(gòu)力學模型,確定工作面下部端頭、中上部為能量峰值點區(qū)域,制定了定向深孔爆破釋能方案。

上述切頂方案對于控制懸頂引起的巷道變形起到了重要的指導作用,但頂板深孔預裂爆破與聚能爆破相結(jié)合的切頂技術(shù)方案尚待完善,爆破參數(shù)的確定及卸壓效果有待研究。本研究以山西省王坡煤礦為工程背景,結(jié)合3號主采煤層頂板地質(zhì)條件,分析巷道變形原理及切頂卸壓機理,提出深孔聚能預裂爆破切頂卸壓專項方案,采用數(shù)值模擬及3308工作面現(xiàn)場試驗分析卸壓效果,為類似切頂工程提供借鑒。

1 深孔聚能預裂爆破切頂卸壓機理

1.1 巷道變形原理

王坡煤礦3號主采煤層埋深為500～700 m,發(fā)育有斷層及陷落柱構(gòu)造。工作面最高標高為+501 m,采用長壁放頂煤開采工藝,但由于采空區(qū)頂板沒有及時垮落,回柱后形成空頂區(qū)域。同時受工作面采動影響,運輸巷頂板下沉明顯,兩幫變形,底鼓嚴重,鼓起最高處距瓦斯管路不足1.0 m,影響行人及車輛正常通行,巷道存在嚴重安全隱患。如圖1巷道變形原理所示,在垂直剖面上,巖層較完整的塊體1與未斷裂塊體2構(gòu)成了懸臂結(jié)構(gòu),在煤柱處形成較大彎矩。在側(cè)向支承壓力作用下,橫向裂隙閉合,頂板下沉,支承壓力向工作面?zhèn)鬟f。此時,縱向裂隙開裂擴展,橫向上形成擴容效應,圍巖自軟弱底板擠出,巷道出現(xiàn)“底鼓”現(xiàn)象。強采動應力同時使運輸巷道礦壓顯現(xiàn),巷道維護困難。

圖1 切頂前巷道變形原理

1.2 切頂卸壓機理

由于端頭懸頂處于3號煤層上方基本頂范圍內(nèi),采用切頂卸壓方式使頂板及時垮落。切縫需貫穿直接頂和基本頂?shù)耐暾麍杂矌r層,考慮采用深孔爆破技術(shù)。同時,鑒于聚能爆破可定向引導裂隙擴展,減少裝藥量,提高爆破效率。因此,本研究采用深孔聚能預裂爆破技術(shù)進行切頂卸壓。

基于巷道變形特征及原理分析,深孔聚能預裂爆破可使頂板相鄰炮孔間形成定向貫通裂縫[14]。如圖2機理圖所示,塊體1、2沿預裂切頂面斷開,同時通過鉆孔角度控制切縫傾角,消除塊體1、2之間的鉸接作用,降低荷載傳導。此時,頂板垮落在采空區(qū),煤柱側(cè)向支承壓力減小,大幅降低縱向壓縮和橫向擴容,減輕了運輸巷道的礦壓顯現(xiàn)程度。

圖2 切頂卸壓圍巖控制技術(shù)機理

2 聚能爆破切頂卸壓方案

2.1 切頂高度

依據(jù)王坡煤礦的3號主采煤層頂板實際揭露巖性,確定鉆孔切縫設計參數(shù)如圖3所示。鉆孔位置距煤柱側(cè)巷幫為1.5 m,鉆孔與豎直方向的夾角為15°,與巷道軸向夾角為90°。

圖3 頂板巖層及鉆孔切縫設計圖

結(jié)合地質(zhì)條件,工作面切頂高度計算公式為:

(1)

其中:M為煤層厚度,取4.20 m;KP為頂板巖層碎脹系數(shù),通常取1.25～1.35;H為切頂高度,m。由式(1)可得切頂高度為12.0～16.8 m。而切縫需貫穿至煤層上方第4層5.14 m厚的石英砂巖層(見圖3),加上下部的2 m炭質(zhì)泥巖、9 m石英砂巖及7.5 m粉砂質(zhì)泥巖,總切頂高度H確定為23.64 m。

2.2 鉆孔深度

鉆孔深度可根據(jù)切頂高度和鉆孔方位角計算,如式(2)所示。

(2)

其中:L為鉆孔深度,m;θ為鉆孔與豎直方向夾角,取15°;δ為鉆孔與巷道軸向夾角,取90°。由式(2)可得L為24.473 m。為使頂板完全垮落采空區(qū),本方案確定鉆孔深度為25 m。選用直徑為58 mm的鉆頭及履帶式全液壓坑道鉆機,炮孔直徑確定為60 mm。

2.3 炮孔間距

鉆孔間距受炮孔半徑、壓碎圈及裂隙圈半徑的影響。在不耦合裝藥情況下,壓碎圈和裂隙圈半徑[15]由式(3)～(6)求得:

(3)

(4)

(5)

(6)

其中:Rc、RP分別為壓碎圈、裂隙圈半徑,m;ρ0為炸藥密度,kg/m3;Dv為炸藥爆速,m/s;σcd為巖石的動態(tài)抗壓強度,MPa;r為炮孔半徑,m;σR、σt和σc分別為兩區(qū)域間的徑向應力、巖石的動態(tài)抗拉強度和抗壓強度,MPa;α為壓碎區(qū)中沖擊波的衰減系數(shù);β為應力波載荷傳播衰減指數(shù);μd為巖石動態(tài)泊松比;b為切向應力系數(shù)。

本方案采用乳化炸藥進行爆破,炸藥密度為1 120 kg/m3,爆速為4 400 m/s。根據(jù)煤礦巖石物理性能,計算求得壓碎圈和裂隙圈半徑分別為0.21和1.12 m。炮孔單排布置,采用雙向聚能爆破,鉆孔間距為2×1.12=2.24 m,現(xiàn)場選取2 m作為炮孔間距。

根據(jù)爆破試驗,導向孔可引導裂隙擴展,提高爆破效率。因此,在2 m的炮孔間距中,增設1個不裝藥導向孔,形成1 m間隔布置的形式。其中,切縫總長為320 m(85#至91#回采點為構(gòu)造段,共60 m,未爆破),實際裝藥的爆破孔共79個,導向孔共35個。與鉆孔全裝藥方案相比,導向孔間隔爆破方案能夠節(jié)省大量的爆破器材,大幅提高作業(yè)效率。

2.4 裝藥方案

裝藥時,采用帶有雙向聚能槽的聚氯乙烯聚能管,如圖4所示。該聚能管外徑50 mm,內(nèi)徑45 mm,長度2 m。現(xiàn)場選用三級煤礦許用膠狀乳化炸藥,直徑35 mm,藥卷長270 mm,藥卷重量0.2 kg。采用不耦合間隔裝藥,單孔裝入藥卷50個,裝藥段長度為19.0 m。采用雙雷管、單導爆索引爆,炮孔間采用串聯(lián)方式連接爆破網(wǎng)路。

圖4 聚能裝藥方案

3 切頂卸壓數(shù)值模擬

3.1 模型尺寸及網(wǎng)格劃分

采用FLAC3D軟件進行數(shù)值模擬,考慮模型邊界效應,確定模型的長×寬×高為160 m×150 m×69.16 m。依據(jù)切頂卸壓方案,鉆孔切頂面距煤柱側(cè)巷幫1.5 m,向采空區(qū)方向傾斜25.0 m,與垂直面夾角15°。兩條巷道的長×高均為5 m×4 m,煤柱的長×高為35 m×4.2 m。共劃分網(wǎng)格408 905個,兩條巷道、煤柱及切頂區(qū)域網(wǎng)格適當加密,靠近模型邊界網(wǎng)格尺寸逐漸增大。數(shù)值模型如圖5所示。

圖5 三維數(shù)值計算模型

3.2 邊界條件及材料參數(shù)

模擬按照平均埋深600 m計算,模型頂面施加15 MPa的垂直壓力,底面固定Z軸方向位移,左右兩面固定X軸方向位移,前后兩面固定Y軸方向位移。為模擬巖層間的離層及錯動,巖層間設置層理面,層理面切向和法向剛度均設為2.0 GPa;切頂面兩側(cè)巖層間設置接觸面,切向和法向剛度均設為2.0 GPa。自模型底部至頂部共劃分13個巖層,均采用“摩爾-庫倫”模型,各巖層厚度及力學參數(shù)如表1所示。

表1 巖層厚度及力學參數(shù)

3.3 模擬結(jié)果分析

3.3.1 煤層底板垂直應力對比

截取煤層底板法向為Z軸的切面(見圖5),導出圖6所示煤層底板垂直應力分布云圖。切頂前煤層底板處垂直應力分布如圖6(a)所示,在靠近回風巷道轉(zhuǎn)角處出現(xiàn)應力集中,與實際生產(chǎn)中端頭位置礦壓顯現(xiàn)相一致。煤柱沿煤層傾向方向受到采動應力的影響,垂直應力普遍達到20 MPa以上,為應力增高區(qū)。該區(qū)域在滯后工作面的位置擴展到整個煤柱范圍,加上圍巖高應力狀態(tài)下隨時間的蠕變效應,造成運輸巷道在采動后礦壓顯現(xiàn)強烈。而采取切頂措施后,煤層底板垂直應力分布如圖6(b)所示,煤柱內(nèi)垂直應力增高區(qū)范圍及峰值均減小,工作面端頭與巷道交叉處的應力疊加現(xiàn)象減弱。對比分析發(fā)現(xiàn),預裂切頂措施可顯著減小煤柱應力,并減弱應力疊加。

圖6 煤層底板垂直應力分布

3.3.2 側(cè)向支承壓力對比

在煤層底板(Z軸方向長度為30 m)和煤層頂板(Z軸方向長度為38 m)的水平面內(nèi),沿煤層傾向分別設置距工作面45 m、長度為160 m的水平監(jiān)測線(見圖5),垂直應力分布曲線如圖7所示。在煤柱區(qū)域,垂直應力分布均呈現(xiàn)“左高右低”的單峰值特征;在底板巖層中,煤柱左側(cè)切頂前后的垂直應力峰值分別為30和24 MPa,減幅為20%。在頂板巖層中,煤柱左側(cè)垂直應力峰值分別為37和29 MPa,減幅為21.62%。巷道兩幫垂直應力逐漸升高,呈現(xiàn)“左高右低”的特點,這是采動應力作用下煤柱應力集中與巷道開挖引起的應力重分布疊加導致。可見預裂切頂措施可明顯降低煤柱及鄰近巷道圍巖應力水平。

圖7 切頂前后水平監(jiān)測線垂直應力分布

4 現(xiàn)場試驗及卸壓效果分析

4.1 鉆孔窺視結(jié)果分析

在爆破施工后,采用鉆孔成像儀對導向孔進行探測,截取100#導向孔的11.8～12.5 m段及21.3～22.0 m段。如圖8所示,孔壁存在兩條軸向延伸的平行裂隙,說明實施聚能爆破切頂后,孔內(nèi)軸向貫穿裂縫明顯,能夠在頂板巖層中形成切頂面,實現(xiàn)采空區(qū)頂板及時垮落。

圖8 鉆孔及采空區(qū)頂板探測

爆破后,施工人員發(fā)現(xiàn)導向孔內(nèi)冒出少量青煙且出現(xiàn)“哨聲”,分析其原因為爆破孔內(nèi)的炮煙由貫通裂隙進入導向孔,從而冒出青煙,同時氣流經(jīng)過狹小裂隙出現(xiàn)“哨聲”。通過鉆孔窺視及現(xiàn)場觀察分析,進一步驗證了切頂卸壓方案的有效性。

4.2 巷道表面位移分析

試驗選取運輸巷道上切頂前后的兩個表面位移監(jiān)測站,監(jiān)測起止時間為2022年7月至10月,測點布置采用十字布點法[16],分別采用鋼卷尺測量兩幫及頂?shù)装逡平俊Ｈ鐖D9對比結(jié)果所示,隨著工作面的推進,巷道兩幫及頂?shù)装遄冃吻€表現(xiàn)為初始快速增長,之后累計變形增速逐步變緩,最后切頂前后巷道累計變形均呈現(xiàn)漸近穩(wěn)定的趨勢。其中,頂?shù)装謇塾嬑灰屏孔畲?經(jīng)現(xiàn)場勘查,主要以底鼓為主。預裂切頂后累計位移量減幅最大可達到59.27%,說明實施深孔聚能爆破切頂后,巷道兩幫及頂?shù)装逡平冃慰傻玫接行Э刂啤?/p>

圖9 切頂前后巷道累計位移對比

4.3 垂直應力增量分析

試驗選取運輸巷道上切頂前后的兩個垂直應力監(jiān)測站,每2 m布置一個鉆孔應力計測點,安裝深度2～14 m共7個。將垂直應力相對于初始應力的增量按照監(jiān)測時間繪圖,監(jiān)測起止時間為2022年7月至10月。如圖10切頂前后煤柱垂直應力增量對比所示:隨著工作面的推進,未切頂區(qū)垂直應力增量呈初始劇烈增大,之后趨于平緩的趨勢。當工作面距監(jiān)測站12 m時,垂直應力增量最大,說明距工作面越近,對煤柱的應力擾動越大。而在鉆孔6和10 m深度時,切頂前后垂直應力增量的減幅最為明顯,其他深度處均有下降。說明預裂爆破切頂技術(shù)可顯著降低煤柱垂直應力變化,減小應力擾動。

圖10 切頂前后煤柱垂直應力增量對比

5 結(jié)論

以山西省王坡煤礦為工程背景,提出深孔聚能預裂爆破切頂卸壓方案,采用數(shù)值模擬及現(xiàn)場試驗分析卸壓效果,主要結(jié)論如下。

1) 煤柱區(qū)域垂直應力呈現(xiàn)“左高右低”的單峰值分布,煤層頂板在切頂后垂直應力峰值減幅為21.62%,預裂切頂措施可明顯降低煤柱及鄰近巷道圍巖應力水平。

2) 通過鉆孔窺視、巷道變形和應力變化監(jiān)測分析可知,炮孔內(nèi)軸向貫穿裂縫明顯,可使采空區(qū)頂板及時垮落。頂?shù)装逶谇许敽罄塾嬑灰屏繙p幅達59.27%,巷道兩幫及頂?shù)装逡平冃蔚玫接行Э刂?煤柱垂直應力增量顯著降低。

3) 現(xiàn)場試驗及監(jiān)測結(jié)果表明,采取1 m間隔布置導向孔的深孔聚能預裂爆破切頂方案,卸壓效果顯著,證明了切頂高度、鉆孔間距等參數(shù)的合理性,可大幅提高作業(yè)效率。