許 琳，張 磊

(山西大同大學(xué) 煤炭工程學(xué)院，山西 大同 037003)

由于煤礦安全生產(chǎn)需要，上部煤層開采中，必須留設(shè)各種用途的煤柱，待上覆煤層回采結(jié)束后，這些煤柱分別位于采空區(qū)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(yīng)力集中。尤其山西大同地區(qū)，是典型的“三硬”煤層礦區(qū)，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(yīng)力區(qū)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(chǎn)條件越來越復(fù)雜，沖擊地壓頻繁顯現(xiàn)，當(dāng)開采近距離煤層時，上覆煤柱形成的集中應(yīng)力會導(dǎo)致下伏煤層在高應(yīng)力狀態(tài)下生產(chǎn)，容易發(fā)生片幫、冒頂、壓架等危險，形成極大的隱患，對煤礦的高效穩(wěn)定生產(chǎn)有較大的影響[4]。

目前，國內(nèi)外煤柱及底板弱化方法以高壓注水弱化法及預(yù)裂爆破弱化法為主，國內(nèi)中小型礦井對煤柱及底板集中應(yīng)力的弱化以預(yù)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(dǎo)致的礦壓顯現(xiàn)的強(qiáng)度，通過采用鉆孔爆破技術(shù)，有效破壞煤巖體的結(jié)構(gòu)，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(jī)理及爆破參數(shù)進(jìn)行深入研究。

1 工作面概況

針對山西大同礦區(qū)近距離開采煤層上覆煤柱及底板的特點(diǎn)，決定在大同礦區(qū)中煤塔山煤礦30515工作面，對應(yīng)力集中區(qū)域的頂板實(shí)施深孔預(yù)裂卸壓爆破及對上覆煤柱實(shí)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(fā)生。

30515工作面位于中煤大同塔山煤礦三盤區(qū)，目前所采煤層為石炭紀(jì)3-5號煤層，煤層標(biāo)高1 008.5 m，平均厚15.56 m。上部為2號煤層，現(xiàn)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?，F(xiàn)在，30515工作面布置在2號煤層采空區(qū)的下部，上部2號煤層的煤柱位于30515工作面內(nèi)，水平方向上，該煤柱長度1 900 m，與30515工作面回風(fēng)巷最小距離28 m，最大距離53 m，基本與回風(fēng)巷處于平行狀態(tài)。

2 煤柱爆破卸壓技術(shù)原理

利用爆破方法對上覆煤柱及煤柱下部的底板進(jìn)行卸壓，對爆破技術(shù)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(shù)及卸載效果，同時還要注意煤柱所處采空區(qū)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(cè)容易出現(xiàn)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?shù)装逯?，因此極易發(fā)生礦壓顯現(xiàn)[5]。針對該類頂板特點(diǎn)，采用遠(yuǎn)距離定向爆破破壞煤柱，深孔預(yù)裂爆破弱化堅硬頂板，從而達(dá)到卸壓的目的，以改善下部煤層的頂板應(yīng)力狀態(tài)[6-7]。

巖石爆破破碎是一個極為迅速的過程，爆破對巖體產(chǎn)生兩種作用，即動壓作用和靜壓作用。認(rèn)為炸藥是一個在自由空間內(nèi)的球形炸點(diǎn)，爆炸后巖石破壞特征隨著與爆炸源距離的變化而發(fā)生明顯變化，可將拋空周圍的巖石分為粉碎區(qū)、裂隙區(qū)和彈性震動區(qū)3個區(qū)域[8]，如圖1所示。

圖1 巖石爆破分區(qū)示意

在工作面上覆煤柱內(nèi)部實(shí)施鉆孔爆破，當(dāng)煤柱內(nèi)形成粉碎區(qū)及裂隙區(qū)后，工作面上方巖層應(yīng)力得到部分釋放，在軸向和縱向方向上應(yīng)力梯度降低，表明鉆孔爆破可以令煤層內(nèi)積聚的勢能得到釋放，因此可以達(dá)到降低或防止礦壓顯現(xiàn)的效果。

3 爆破方案選擇

3.1 安全性分析

1) 爆破瞬時壓力控制分析。工作面上部煤柱的應(yīng)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(dǎo)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(guān)系。由于上覆煤層頂板巖層硬度大且埋深較淺，因此當(dāng)采空區(qū)塌陷后，煤柱受壓力變大并將傳導(dǎo)到下部底板上，在煤柱內(nèi)部和底板中積累大量的勢能。在進(jìn)行卸壓爆破后，一旦煤柱某部分被徹底損壞，那懸板的應(yīng)力狀態(tài)隨即改變，僅在沿煤柱走向的懸板兩端形成支撐點(diǎn)，積聚在懸板內(nèi)的勢能會馬上轉(zhuǎn)移到支撐點(diǎn)位置，所以會導(dǎo)致爆破段兩端的煤柱受力變大，進(jìn)而導(dǎo)致煤柱下部的底板能量向煤柱兩端聚集，形成應(yīng)力集中區(qū)，這種情況下很可能對下部巷道或支架造成破壞。當(dāng)爆破后，煤柱兩側(cè)懸板逐漸塌落，煤柱兩端的應(yīng)力集中區(qū)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(chǎn)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(nèi)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(shí)際爆破產(chǎn)生的效果使煤柱受到大的破壞的可能性很低。為了預(yù)防第一次爆破后應(yīng)力集中區(qū)的出現(xiàn)，把第一次爆破的炸點(diǎn)放置在煤柱上的巖層中，先對懸板進(jìn)行破壞，懸板破壞后逐漸垮落，在一定時間內(nèi)懸板中的勢能逐漸得到釋放，并且，在煤柱中設(shè)置合理距離的炮孔，使煤柱松散，逐漸減小煤柱內(nèi)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(chǎn)生大的損壞，因此不會出現(xiàn)較大的應(yīng)力集中區(qū)。

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(wěn)定性，應(yīng)綜合考慮工作面的回采進(jìn)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(qū)及煤柱內(nèi)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(gòu)成了T型梁，而且2號煤層形成采空區(qū)已久，煤柱兩側(cè)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(qū)，在煤柱的兩側(cè)一定范圍內(nèi)由于上部壓力作用形成裂隙區(qū)中也可能含有瓦斯。所以，爆破前通過鉆孔對采空區(qū)及煤柱做氣體分析并采取相應(yīng)措施。

3) 煤柱位置準(zhǔn)確定位。精準(zhǔn)定位煤柱所處的位置、長度與寬度、大致走向，是能否順利實(shí)施爆破方案的主要因素。在實(shí)施爆破之前，對巷道壓力進(jìn)行測定，提前了解爆破前巷幫的應(yīng)力狀態(tài)，并對照相關(guān)地質(zhì)資料，初步掌握煤柱走向和基本位置。

為保證爆破方案實(shí)施的順利進(jìn)行，根據(jù)分析計算所得的結(jié)果再采用物探和鉆探結(jié)合的方法對上覆煤柱進(jìn)行精準(zhǔn)定位，落實(shí)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(qiáng)，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(hù)層，炮孔的裝藥段應(yīng)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。

3.2 炮孔布置方案及爆破參數(shù)確定

30515工作面的上覆煤柱的位于采煤工作面實(shí)體煤的上部，與回風(fēng)巷大致平行。距離回風(fēng)巷最近處28 m，最遠(yuǎn)處53 m，如圖2所示。根據(jù)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(yīng)該在煤柱下方的中部，考慮到如果從回風(fēng)巷進(jìn)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(yīng)該在工作面煤柱的下方，直接布置炮孔對煤柱實(shí)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(jìn)入煤柱內(nèi)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(dāng)θ為45°時，炮孔長度為27 m；當(dāng)θ為 60°時，炮孔長度為22 m。結(jié)合工作面實(shí)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(dāng)能量源(炸藥)釋放能量時，以能量源為中心向外依次形成擴(kuò)腔區(qū)、粉碎區(qū)、裂隙區(qū)。通過數(shù)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(jù)礦井地質(zhì)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(jìn)行計算，通過分析現(xiàn)場爆破參數(shù)可知炮孔間距保持在3～6 m卸壓效果較好。數(shù)值模擬結(jié)果如下：

圖4 爆破模型

模擬結(jié)果如圖4、圖5所示，發(fā)現(xiàn)兩種模擬方案的結(jié)果具有明顯的不同。當(dāng)孔間距為3 m時，模擬效果良好，爆破范圍內(nèi)煤巖體偏移度較高，粉碎區(qū)與裂隙區(qū)的形成較明顯，并且兩炮孔之間的裂隙區(qū)存在交叉重合；當(dāng)孔間距為6 m時，爆破效果一般，爆破范圍內(nèi)煤巖體偏移度較小，粉碎區(qū)與裂隙區(qū)發(fā)育較差，對卸壓效果不明顯。因此，根據(jù)實(shí)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(diǎn)布置在兩側(cè)。

圖5 不同炮孔間距模擬結(jié)果

3) 裝藥參數(shù)及炮孔直徑。爆破方案炮孔直徑確定為65 mm，選取規(guī)格為D50 mm×500 mm煤礦安全許用炸藥，同時需要在炮孔內(nèi)放置PVC管，防止塌孔現(xiàn)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(xù)裝藥。根據(jù)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(fā)電雷管或毫秒電雷管，導(dǎo)爆索放在炮孔內(nèi)大約50 cm處。

4 結(jié) 語

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(shí)施，隨后在煤柱中進(jìn)行爆破，可以防止在煤柱中的第一次爆破后應(yīng)力集中區(qū)的出現(xiàn)；

2) 根據(jù)礦井地質(zhì)條件建立模型，利用MIDAS/GTS 有限元分析軟件進(jìn)行分析計算，結(jié)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。