許 琳,張 磊
(山西大同大學 煤炭工程學院,山西 大同 037003)
由于煤礦安全生產需要,上部煤層開采中,必須留設各種用途的煤柱,待上覆煤層回采結束后,這些煤柱分別位于采空區的各個位置,在頂板的作用力下,部分煤柱遭到破壞,未破壞的煤柱會形成應力集中。尤其山西大同地區,是典型的“三硬”煤層礦區,在工作面回采后,頂板不易自然垮落,暴露在外,形成的集中應力區會對下部工作面的開采造成安全隱患[1-3]。由于深層煤的開采,煤礦的生產條件越來越復雜,沖擊地壓頻繁顯現,當開采近距離煤層時,上覆煤柱形成的集中應力會導致下伏煤層在高應力狀態下生產,容易發生片幫、冒頂、壓架等危險,形成極大的隱患,對煤礦的高效穩定生產有較大的影響[4]。
目前,國內外煤柱及底板弱化方法以高壓注水弱化法及預裂爆破弱化法為主,國內中小型礦井對煤柱及底板集中應力的弱化以預裂爆破法為主。為了減小因堅硬難垮落頂板和上覆煤柱在開采過程中導致的礦壓顯現的強度,通過采用鉆孔爆破技術,有效破壞煤巖體的結構,釋放煤柱中已聚集的能量,從而令其無法積聚過多的彈性能,以此縮減頂板的垮落面積,有效削弱支架在頂板垮落時受到的沖擊力,保證煤礦開采的安全,因此對上覆煤柱深孔爆破卸壓的機理及爆破參數進行深入研究。
針對山西大同礦區近距離開采煤層上覆煤柱及底板的特點,決定在大同礦區中煤塔山煤礦30515工作面,對應力集中區域的頂板實施深孔預裂卸壓爆破及對上覆煤柱實施深孔松動卸壓爆破,防止頂板壓力過大破壞支架或沖擊地壓等情況的發生。
30515工作面位于中煤大同塔山煤礦三盤區,目前所采煤層為石炭紀3-5號煤層,煤層標高1 008.5 m,平均厚15.56 m。上部為2號煤層,現已開采完畢,在開采期間留有寬度30 m的隔離煤柱,2號煤層與3-5號煤層平均間距5 m左右。現在,30515工作面布置在2號煤層采空區的下部,上部2號煤層的煤柱位于30515工作面內,水平方向上,該煤柱長度1 900 m,與30515工作面回風巷最小距離28 m,最大距離53 m,基本與回風巷處于平行狀態。
利用爆破方法對上覆煤柱及煤柱下部的底板進行卸壓,對爆破技術要求較高,須對爆破的位置、角度、間距等因素綜合分析,研究圍巖參數及卸載效果,同時還要注意煤柱所處采空區的瓦斯、煤柱下方巷道的安全情況等。采用爆破卸壓方法,多是由于煤層埋深較淺,垂直方向的壓力較小,頂板巖層硬度大,因此在工作面回采后,煤柱兩側容易出現較長的懸頂,讓煤柱與煤體受到很大的支承壓力,大量的勢能積存在煤層與頂底板中,因此極易發生礦壓顯現[5]。針對該類頂板特點,采用遠距離定向爆破破壞煤柱,深孔預裂爆破弱化堅硬頂板,從而達到卸壓的目的,以改善下部煤層的頂板應力狀態[6-7]。
巖石爆破破碎是一個極為迅速的過程,爆破對巖體產生兩種作用,即動壓作用和靜壓作用。認為炸藥是一個在自由空間內的球形炸點,爆炸后巖石破壞特征隨著與爆炸源距離的變化而發生明顯變化,可將拋空周圍的巖石分為粉碎區、裂隙區和彈性震動區3個區域[8],如圖1所示。

圖1 巖石爆破分區示意
在工作面上覆煤柱內部實施鉆孔爆破,當煤柱內形成粉碎區及裂隙區后,工作面上方巖層應力得到部分釋放,在軸向和縱向方向上應力梯度降低,表明鉆孔爆破可以令煤層內積聚的勢能得到釋放,因此可以達到降低或防止礦壓顯現的效果。
1) 爆破瞬時壓力控制分析。工作面上部煤柱的應力主要來自于煤柱上層頂板的直接壓力以及來自懸板傳導的壓力,頂板形成懸板的長度決定了煤柱受力的大小,煤柱的壓力與懸板長度成正比關系。由于上覆煤層頂板巖層硬度大且埋深較淺,因此當采空區塌陷后,煤柱受壓力變大并將傳導到下部底板上,在煤柱內部和底板中積累大量的勢能。在進行卸壓爆破后,一旦煤柱某部分被徹底損壞,那懸板的應力狀態隨即改變,僅在沿煤柱走向的懸板兩端形成支撐點,積聚在懸板內的勢能會馬上轉移到支撐點位置,所以會導致爆破段兩端的煤柱受力變大,進而導致煤柱下部的底板能量向煤柱兩端聚集,形成應力集中區,這種情況下很可能對下部巷道或支架造成破壞。當爆破后,煤柱兩側懸板逐漸塌落,煤柱兩端的應力集中區緩慢消失,則煤柱底部積累的大量能量也將得到釋放。
綜合以上論述,爆破后,煤柱所受壓力會逐漸產生變化。第一次爆破時,煤柱兩端受到的壓力肯定會變大,但是短時間內積聚大量能量的概率很低,因為煤層相對松軟,且煤柱的寬度為30 m,厚度較大,實際爆破產生的效果使煤柱受到大的破壞的可能性很低。為了預防第一次爆破后應力集中區的出現,把第一次爆破的炸點放置在煤柱上的巖層中,先對懸板進行破壞,懸板破壞后逐漸垮落,在一定時間內懸板中的勢能逐漸得到釋放,并且,在煤柱中設置合理距離的炮孔,使煤柱松散,逐漸減小煤柱內積聚的勢能,減弱煤柱的壓力,所以煤柱僅僅是被松動,沒有產生大的損壞,因此不會出現較大的應力集中區。
同時,為了保證在爆破時上部頂板正常下沉的同時不會影響到下部巷道頂板的穩定性,應綜合考慮工作面的回采進程及速度和頂板周期來壓的情況來決定每次的爆破長度。
2) 采空區及煤柱內瓦斯對爆破安全性影響分析。由于煤柱上部的頂板巖層較堅硬,在頂板垮落過程中與煤柱構成了T型梁,而且2號煤層形成采空區已久,煤柱兩側的空間中可能充滿了大量瓦斯,而且煤柱較長時間暴露在采空區,在煤柱的兩側一定范圍內由于上部壓力作用形成裂隙區中也可能含有瓦斯。所以,爆破前通過鉆孔對采空區及煤柱做氣體分析并采取相應措施。
3) 煤柱位置準確定位。精準定位煤柱所處的位置、長度與寬度、大致走向,是能否順利實施爆破方案的主要因素。在實施爆破之前,對巷道壓力進行測定,提前了解爆破前巷幫的應力狀態,并對照相關地質資料,初步掌握煤柱走向和基本位置。
為保證爆破方案實施的順利進行,根據分析計算所得的結果再采用物探和鉆探結合的方法對上覆煤柱進行精準定位,落實煤柱的走向和大小。
4) 爆破位置的確定。由于藥量集中,爆破威力大,破壞性強,防止對煤柱底板破壞,對下部回采工作面造成影響,因此選擇煤柱上半部作為爆破位置,與底板留有一定距離形成保護層,炮孔的裝藥段應距工作面煤壁留有一定長度的抵抗線,同時采用毫米微差爆破,減少爆破沖擊與震動。
30515工作面的上覆煤柱的位于采煤工作面實體煤的上部,與回風巷大致平行。距離回風巷最近處28 m,最遠處53 m,如圖2所示。根據以往研究,煤柱的下部壓力以中部軸線處為最大值,所以,煤柱的卸壓爆破的位置應該在煤柱下方的中部,考慮到如果從回風巷進行鉆孔,所需炮孔的長度大約50 m,鉆孔的工作量很大,且炮孔的位置不易控制,合理的爆破位置應該在工作面煤柱的下方,直接布置炮孔對煤柱實施爆破,無論是爆破效果還是施工安全都能得到有效控制。

圖2 上覆煤柱與巷位置
由于上覆煤柱的寬度為30 m,選擇布置兩排炮孔爆破,采用加大單孔裝藥量來改善爆炸威力不足的問題。炮孔布置見圖3。

圖3 炮孔布置
1) 炮孔長度和角度。炮孔長度由炮孔角度決定,一般條件下,卸壓爆破孔的角度控制在 45~60°。炮孔長度:L=(h+d+c)/sinθ(其中L為炮孔長度,h為支架上部煤層厚度,d為層間距,c為炮孔進入煤柱內的垂直高度,單位均為米;θ為鉆孔角度,本次爆破c取2 m)。當θ為45°時,炮孔長度為27 m;當θ為 60°時,炮孔長度為22 m。結合工作面實際情況,確定θ為50°,炮孔長度為25 m。
2) 炮孔間距的確定。利用爆破卸壓方法,當能量源(炸藥)釋放能量時,以能量源為中心向外依次形成擴腔區、粉碎區、裂隙區。通過數值模擬,確定煤柱爆破卸壓的有效范圍,合理布置炮孔間距。
根據礦井地質條件,建立長60 m、寬30 m、高30 m,如圖4所示的模型圖,采用MIDAS/GTS 有限元分析軟件進行計算,通過分析現場爆破參數可知炮孔間距保持在3~6 m卸壓效果較好。數值模擬結果如下:

圖4 爆破模型
模擬結果如圖4、圖5所示,發現兩種模擬方案的結果具有明顯的不同。當孔間距為3 m時,模擬效果良好,爆破范圍內煤巖體偏移度較高,粉碎區與裂隙區的形成較明顯,并且兩炮孔之間的裂隙區存在交叉重合;當孔間距為6 m時,爆破效果一般,爆破范圍內煤巖體偏移度較小,粉碎區與裂隙區發育較差,對卸壓效果不明顯。因此,根據實驗效果來看,兩炮孔之間的距離布置為4 m,以煤柱中心為對稱點布置在兩側。

圖5 不同炮孔間距模擬結果
3) 裝藥參數及炮孔直徑。爆破方案炮孔直徑確定為65 mm,選取規格為D50 mm×500 mm煤礦安全許用炸藥,同時需要在炮孔內放置PVC管,防止塌孔現象。煤柱的卸壓爆破屬于松動或拋擲爆破,藥量集中,瞬間釋放能量大,炮孔采用集中連續裝藥。根據以往相似條件的爆破,炸藥裝藥段為2.0~3.0 m,泡泥長度大于10 m,單孔藥量為4 kg,采用同一批次、同一型號的瞬發電雷管或毫秒電雷管,導爆索放在炮孔內大約50 cm處。
1) 通過對爆破瞬時壓力分析,選擇將第一次爆破安排在煤柱的頂板中實施,隨后在煤柱中進行爆破,可以防止在煤柱中的第一次爆破后應力集中區的出現;
2) 根據礦井地質條件建立模型,利用MIDAS/GTS 有限元分析軟件進行分析計算,結合工作面情況確定了炮孔角度為50°、炮孔長度為25 m、孔間距為4 m的雙排炮孔的爆破方案。