畢慧杰，鄧志剛，李少剛，莫云龍，蘇振國

（1.煤炭科學(xué)技術(shù)研究院有限公司 安全分院，北京 100013；2.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室，北京 100013）

0 引 言

近年來煤礦沖擊地壓安全形勢愈加嚴(yán)峻。 影響沖擊地壓發(fā)生的因素主要有地質(zhì)因素、開采技術(shù)條件、現(xiàn)場安全管理等方面，而地質(zhì)因素中的堅硬頂板常被當(dāng)做沖擊地壓防治的源頭［1－2］。 上區(qū)段工作面回采后，堅硬頂板形成冒落性差的側(cè)向懸頂結(jié)構(gòu)，對下區(qū)段工作面回采巷道造成嚴(yán)重影響。 目前對煤層頂板的處理主要通過頂板水力壓裂和頂板爆破進(jìn)行。 在頂板水力壓裂方面：黃炳香等［3－4］通過真三軸試驗系統(tǒng)揭示水壓裂縫擴(kuò)展規(guī)律，提出水壓裂縫控制理論，并針對不同工程特點研發(fā)對應(yīng)成套技術(shù)；康紅普等［5］以王臺鋪礦為背景，通過研究水力壓裂前后鉆孔附近煤層應(yīng)力變化規(guī)律，揭示水力壓裂機(jī)理并評價壓裂效果；吳擁政等［6］通過定向水力壓裂削弱頂板懸頂效應(yīng)，達(dá)到留巷的目的；蔡峰等［7］利用水力壓裂技術(shù)弱化堅硬頂板，減小圍巖應(yīng)力，控制巷道變形；崔峰［8］利用水力壓裂技術(shù)實現(xiàn)對基本頂來壓步距的控制。 在頂板爆破方面：文獻(xiàn)［9－10］通過爆破切頂卸壓實現(xiàn)無煤柱開采，并對切頂機(jī)理和巷道圍巖變形規(guī)律進(jìn)行研究；郭德勇等［11］在分析深孔聚能爆破裂隙擴(kuò)展原理基礎(chǔ)上，設(shè)計頂板爆破方案，并進(jìn)行爆破參數(shù)優(yōu)化；朱志潔等［12］對特厚煤層堅硬頂板礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及圍巖變形進(jìn)行分析，提出利用爆破切頂卸壓加恒阻吸能錨桿的圍巖控制方案。 此外，相關(guān)學(xué)者通過高壓注水軟化治理堅硬頂板，但該方法受巖層礦物成分影響較大，常當(dāng)做輔助措施［13－14］；也有學(xué)者研究通過液態(tài)CO2相變致裂技術(shù)進(jìn)行工作面強(qiáng)制放頂或頂板卸壓，該方法相比炸藥爆破安全性高但威力不足，目前多用于煤層預(yù)裂卸壓或增透［15－17］。 以巴彥高勒煤礦311307 工作面為研究背景，對小煤柱巷道頂板結(jié)構(gòu)進(jìn)行分析，結(jié)合理論計算和現(xiàn)場試驗確定頂板爆破卸壓參數(shù)，并通過微震監(jiān)測、震動波層析成像、支架工作阻力分析和現(xiàn)場觀測多種方法進(jìn)行卸壓效果評價。

1 工程概況

巴彥高勒煤礦311307 工作面為13 盤區(qū)第2 個回采工作面，也是首個沿空回采工作面，位于13 盤區(qū)中北部，南部311306 工作面（13 盤區(qū)首采工作面）已回采完畢（圖1），兩工作面間留設(shè)寬6 m 小煤柱。 311307 工作面傾向長300 m，走向長2 470 m，平均埋深654.35 m，煤厚5.51～5.79 m，平均5.65 m，采用走向長壁綜采一次采全高采煤法。

圖1 工作面布置Fig.1 Layout of working face

311307 工作面所在地層構(gòu)造形態(tài)為單斜構(gòu)造，傾向300°～320°，傾角0°～3°，根據(jù)掘進(jìn)過程實際揭露情況和三維地震勘探資料分析，工作面無斷層構(gòu)造、巖漿巖侵入。 311307 回風(fēng)巷一側(cè)為小煤柱，頂板多為細(xì)砂巖、粉砂巖等硬巖層，受311306 工作面采空區(qū)未充分穩(wěn)沉及本工作面回采擾動影響，小煤柱巷道將面臨嚴(yán)峻的巷道維護(hù)問題，需對巷道頂板采取相應(yīng)的卸壓措施。

2 頂板弧形三角塊結(jié)構(gòu)分析

根據(jù)基本頂?shù)摹癤”型破斷機(jī)理，上區(qū)段工作面回采后，在側(cè)向與下區(qū)段工作面連接處，基本頂破斷形成弧形三角塊B，巖塊B 回轉(zhuǎn)下沉，一端在采空區(qū)觸矸，另一端在下區(qū)段實體煤內(nèi)斷裂，其斷裂位置主要受直接頂、基本頂?shù)暮穸取⑽锢砹W(xué)性質(zhì)及上覆巖層載荷等因素影響［18］。 巖塊A、B、C 相互咬合形成鉸接結(jié)構(gòu)，巖塊B 在巖塊A、C 的擠壓夾持作用及下部巖體、矸石的支撐作用下基本保持穩(wěn)定。 同時，巖塊B 在自身彎矩作用下仍具有回轉(zhuǎn)下沉的趨勢，將形成高靜載應(yīng)力，作用于下部圍巖支護(hù)體結(jié)構(gòu)。

隨著本區(qū)段工作面不斷回采，在超前支承應(yīng)力及回采擾動的影響下，可能導(dǎo)致巖塊B 發(fā)生進(jìn)一步回轉(zhuǎn)下沉，破壞由巷道圍巖及煤柱組成的支護(hù)結(jié)構(gòu)，引發(fā)沖擊地壓。 為避免該情況發(fā)生，需人為破斷頂板，控制巖塊B 在上區(qū)段采空區(qū)的懸伸長度，破壞基本頂鉸接結(jié)構(gòu)和巖塊B 的整體性，減弱巖塊B 的回轉(zhuǎn)下沉作用。 為避免斷頂后斷裂頂板與巷道頂板相互作用而對巷道頂板產(chǎn)生不同程度的變形擾動影響，結(jié)合煤柱寬度及頂板結(jié)構(gòu)，頂板斷裂線宜從煤柱外側(cè)向采空區(qū)偏轉(zhuǎn)一定角度，斷頂位置如圖2 所示。

圖2 頂板弧形三角塊結(jié)構(gòu)Fig.2 Arc triangle block structure of roof

3 深孔爆破方案設(shè)計

巴彥高勒煤礦現(xiàn)有2 種常用的頂板卸壓技術(shù)：定向水力壓裂技術(shù)和深孔爆破斷頂技術(shù)。 定向水力壓裂技術(shù)主要通過在頂板特定位置預(yù)制割縫，并用專用封孔器封孔后，注入高壓水壓裂頂板巖層，該技術(shù)要求頂板巖層具有較好的完整性。 由于上區(qū)段工作面回采影響，煤柱側(cè)頂板完整性遭到破壞，低位頂板巖層裂隙較發(fā)育，高位巖層局部也存在微裂隙，若高壓液體沿裂隙弱面與低位巖層貫通，將造成高壓液大量流失，無法達(dá)到預(yù)期的頂板壓裂效果，因此，煤柱側(cè)頂板卸壓治理優(yōu)先選用深孔爆破斷頂技術(shù)。

3.1 爆破孔單孔布置參數(shù)

爆破孔深度和角度的設(shè)計取決于頂板斷裂位置的選擇。 根據(jù)311307 回風(fēng)巷頂板巖層結(jié)構(gòu)，確定預(yù)卸壓巖層為頂板厚10.67 m 的粉砂巖。 根據(jù)煤柱側(cè)頂板弧形三角塊結(jié)構(gòu)原理，結(jié)合現(xiàn)場煤柱寬度為6 m，確定鉆孔爆破位置由煤柱縱向外邊緣開始，裝藥段深入目標(biāo)巖層。 考慮設(shè)備能力及施工便捷性，鉆孔仰角不宜過大，需與煤壁成一定角度施工。 最終確定鉆孔深度為35 m，傾角60°，方位角120°（與煤壁夾角30°）。 根據(jù)頂板爆破層位、厚度，結(jié)合礦井爆破經(jīng)驗，確定裝藥段長度為15 m。 炸藥選用二級乳化炸藥，單卷長度300 mm，直徑35 mm，質(zhì)量300 g。 現(xiàn)場爆破孔成孔直徑為75 mm，考慮裝藥不耦合系數(shù)一般不大于1.5［19］，采用2 卷并排裝藥，可得單孔裝藥量30 kg，裝藥線密度2 kg／m。 圖3a、圖3b 為爆破孔布置剖面圖及平面圖，其中爆破孔間距通過理論計算和現(xiàn)場試驗確定。

圖3 爆破孔布置Fig.3 Blast hole layout

3.2 爆破孔間距

3.2.1 理論計算

將井下煤巖體看做無限延伸介質(zhì)，炸藥在鉆孔中爆炸后，根據(jù)破壞作用形式不同，由爆源位置往外依次分為：壓縮空腔、粉碎區(qū)、裂隙區(qū)、彈性震動區(qū)。深孔爆破斷頂主要通過鉆孔爆破后孔間裂隙發(fā)育、交叉重疊或貫通作用達(dá)到頂板預(yù)卸壓的作用，根據(jù)相關(guān)爆破理論，柱狀不耦合裝藥條件下爆破裂隙區(qū)半徑R［20］為

式中：σcd、σtd分別為煤巖體的動態(tài)抗壓、抗拉強(qiáng)度，MPa；β為應(yīng)力波衰減指數(shù)；ρ0為炸藥密度，kg／m3；D為炸藥爆轟波速，m／s；n為孔壁壓力增大系數(shù)，一般取10；K為鉆孔裝藥徑向不耦合系數(shù)；γ為爆轟產(chǎn)物膨脹絕熱指數(shù)，通常為3；le為鉆孔裝藥軸向系數(shù)，采用軸向不留空氣柱裝藥時，le＝1；α為載荷傳播衰減指數(shù)，α＝2＋μd／（1－μd） ，其中μd為動態(tài)泊松比；B為側(cè)向應(yīng)力系數(shù)，其計算與動態(tài)泊松比μd有關(guān)；r為鉆孔半徑，mm。

采用ZQJC－1000／11.0S 氣動架柱式鉆機(jī)施工頂板爆破孔，鉆頭直徑75 mm，所選用炸藥爆速為3 600 m／s，密度1 100 kg／m3。 裝藥采用2 卷并排捆綁式，徑向不耦合系數(shù)等效處理為1.3，軸向不留空氣柱。 結(jié)合頂板巖層煤巖物理力學(xué)參數(shù)試驗結(jié)果，計算得到爆破裂隙區(qū)半徑為3.31 m。 式（1）僅考慮了自重應(yīng)力場，實際賦存環(huán)境中考慮構(gòu)造應(yīng)力場下巖體損傷作用，裂隙區(qū)應(yīng)發(fā)育得更大。

3.2.2 現(xiàn)場爆破試驗

為更有效地研究爆破裂隙發(fā)育半徑，指導(dǎo)爆破孔設(shè)計，在超前工作面300 m 范圍外回風(fēng)巷非生產(chǎn)幫布置2 個頂板爆破孔，仰角60°，間距30 m，在爆破孔兩側(cè)布置觀測孔，與爆破孔間距分別為2、4、6、8 m，仰角同樣為60°，如圖4 所示。

圖4 爆破試驗鉆孔布置Fig.4 Layout of borehole for blasting test

使用專用鉆孔窺視設(shè)備對觀測孔進(jìn)行探測，選取具有代表性的深孔段（探測深度30 m），對比高位巖層爆破裂隙發(fā)育效果（圖5）。

圖5 爆破觀測孔裂隙發(fā)育情況Fig.5 Fracture development of blasting observation hole

由圖5 可知，距離爆破孔2 m 時，裂隙明顯，且發(fā)育有一條較大的軸向裂隙；距離爆破孔4 m 時，孔內(nèi)環(huán)狀裂隙較發(fā)育；距爆破孔6 m 時，裂隙明顯減少，發(fā)育有一條環(huán)狀裂隙且裂隙較窄；距離爆破孔8 m時，孔壁完整，未見裂隙發(fā)育。 由此可知，高位巖層本身較完整，爆破裂隙可發(fā)育到6 m，現(xiàn)場試驗與理論分析具有較好的一致性。 為保證爆破孔間裂隙貫通效果，根據(jù)觀測孔對比效果，取爆破孔間距為10 m。 結(jié)合前文研究，在311307 工作面回風(fēng)巷布置頂板爆破孔進(jìn)行頂板預(yù)卸壓。

4 卸壓效果分析

4.1 微震活動監(jiān)測分析

2019 年5 月份311307 工作面共回采了211.2 m，平均回采速度6.8 m／d，累計回采1 450.8 m。 在7 月份工作面回采區(qū)域，由于之前受炸藥供應(yīng)及井下其他隊伍交叉施工等綜合因素影響，存在長達(dá)162 m的區(qū)域未施工斷頂爆破孔。 5 月份和7 月份311307工作面微震活動分布如圖6 所示，可以看出，工作面已回采區(qū)域微震事件在回風(fēng)巷一側(cè)分布相對集中（圖6 中圈定區(qū)域），分析相鄰311306 工作面采空區(qū)頂板未充分穩(wěn)沉，加之工作面回采速度較快，在高強(qiáng)度回采擾動下，導(dǎo)致回風(fēng)巷一側(cè)頂板活動頻繁。回采線前方約300 m 范圍，微震事件集中分布在回風(fēng)巷側(cè)（圖6 中框定區(qū)域），分析主要為爆破斷頂誘發(fā)的頂板活動所致。

圖6 工作面微震事件分布情況Fig.6 Distribution of microseismic events in working face

對比圖6a 和圖6b 可得，當(dāng)回采區(qū)域未進(jìn)行爆破斷頂卸壓時，工作面大能量微震事件較多，7 月份監(jiān)測到能級大于102J 的微震事件206 起，總能量1.6×106J，能量大于104J 的微震事件17 起，釋放能量1.1×106J，占總能量的69%，且大能量微震事件多集中在回風(fēng)巷一側(cè)。 當(dāng)回采區(qū)域正常采取爆破斷頂措施時，工作面監(jiān)測到能級大于102J 的微震事件336 起，總能量1.2×106J，能量大于104J 的微震事件5 起，釋放能量2.3×105J，占總能量的19%，且回風(fēng)巷一側(cè)大能量事件僅3 次，而能量較小的微震事件顯著增多。 在正常爆破斷頂區(qū)域，分析由于爆破斷頂?shù)念A(yù)卸壓作用，當(dāng)工作面推過時，加之超前支承應(yīng)力和采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力的影響，使得頂板積聚的能量以小能量微震事件的形式進(jìn)行及時有效的釋放，在未爆破斷頂區(qū)域，小煤柱巷道頂板弧形三角塊結(jié)構(gòu)未得到有效控制，在回采擾動影響下，頂板活動較為劇烈，大能量微震事件頻次增多，且能量釋放以大能量微震事件為主。

4.2 微震層析成像分析

相關(guān)試驗研究表明，震動波在煤巖體內(nèi)的傳播速度與其自身所受的應(yīng)力具有正相關(guān)關(guān)系，基于這個原理，震動波層析成像技術(shù)為礦井沖擊地壓危險性評價及預(yù)警提供了有力支持。 震動波層析成像根據(jù)震源的不同分為人工激發(fā)震源和礦井開采誘發(fā)震源兩種，人工激發(fā)震源施工勞動量大、監(jiān)測范圍小且不便于進(jìn)行動態(tài)監(jiān)測評價，適用于對特定小范圍區(qū)域進(jìn)行波速反演分析，而將震動波層析成像技術(shù)與微震監(jiān)測結(jié)合起來，既擴(kuò)大了監(jiān)測范圍，又便于長時間動態(tài)監(jiān)測分析。

以半個月為節(jié)點，對5 月份和7 月份的微震數(shù)據(jù)進(jìn)行波速反演分析，如圖7 所示。 5 月份回采區(qū)域已提前進(jìn)行了爆破斷頂卸壓，可以看到波速反演云圖中高波速區(qū)（高應(yīng)力區(qū)）距離311307 回風(fēng)巷較遠(yuǎn)，隨著工作面回采，高波速區(qū)范圍減小，回風(fēng)巷受高應(yīng)力區(qū)的影響也呈現(xiàn)減小的趨勢，分析由于爆破斷頂預(yù)卸壓的作用，煤巖體中高應(yīng)力區(qū)向遠(yuǎn)離巷道的深部轉(zhuǎn)移。 7 月份波速云圖中，雖然區(qū)域內(nèi)波速范圍有所降低，但高應(yīng)力區(qū)直接分布在311307 回風(fēng)巷及煤柱上方，分析由于7 月份回采區(qū)域大部分未采取爆破斷頂卸壓措施，高應(yīng)力區(qū)將直接對回采巷道和煤柱產(chǎn)生影響。

圖7 微震層析波速Fig.7 Microseismic tomographic velocity nephogram

4.3 支架工作阻力監(jiān)測分析

為進(jìn)一步分析深孔爆破斷頂對小煤柱巷道頂板控制的效果，對311307 工作面靠近回風(fēng)側(cè)綜采支架工作阻力進(jìn)行分析。 311307 工作面共安裝液壓支架176 架，自運輸巷一側(cè)開始，在2 號支架安設(shè)第1臺壓力監(jiān)測分機(jī)，之后每8 架布置1 臺壓力監(jiān)測分機(jī)，共安裝22 臺監(jiān)測分機(jī)。 圖8 為回風(fēng)側(cè)22 號監(jiān)測分站5 月份監(jiān)測數(shù)據(jù)曲線，圖中以支架平均工作壓力與支架工作壓力1 倍均方差之和作為周期來壓判據(jù)。 周期來壓統(tǒng)計結(jié)果見表1。

圖8 5 月份回風(fēng)側(cè)支架工作阻力Fig.8 Working resistance of support at tailentry in May

由圖8 和表1 可知，5 月份，311307 工作面回風(fēng)側(cè)共出現(xiàn)12 次周期來壓，來壓期間動載系數(shù)最大為1.33，最小為1.15，平均為1.20；來壓壓周期2 ～4 d，大多為2～3 d，平均為2.7 d；來壓步距最大23.8 m，最小14.8 m，平均來壓步距19.1 m。 分析由于5 月份工作面回采速度較快，加之煤柱頂板爆破卸壓的影響，回風(fēng)側(cè)來壓周期較短且較穩(wěn)定，來壓步距主要在20 m 左右，平均19.1 m，約為爆破孔設(shè)計間距的2 倍，說明深孔爆破卸壓促進(jìn)了頂板的斷裂，對頂板來壓起到了一定的控制作用。

表1 311307 工作面5 月份周期來壓步距統(tǒng)計Table 1 Statistics of periodic weighting steps in May of No.311307 working face

4.4 小煤柱巷道現(xiàn)場觀測

采用深孔爆破斷頂預(yù)卸壓措施對小煤柱巷道頂板進(jìn)行控制，主要是通過切斷煤柱側(cè)頂板側(cè)向懸頂，減弱頂板回轉(zhuǎn)下沉作用對小煤柱的損壞，同時促進(jìn)頂板能量釋放，對煤柱側(cè)頂板活動起到一定的控制作用，最終保障小煤柱巷道的穩(wěn)定性。

311307 工作面回風(fēng)巷每隔50 m 設(shè)置1 組巷道變形觀測點，在斷頂區(qū)域和未斷頂區(qū)域各選取1 組測點，采用十字交叉法對巷道收斂變形進(jìn)行觀測分析，因回風(fēng)巷浮煤堆積、巷道起底等影響，頂?shù)装逡平恐袃H對頂板下沉量進(jìn)行統(tǒng)計分析（圖9）。 由圖9 可知，未采取頂板爆破時，巷道兩幫變形最大為1 544 mm，頂板下沉量為920 mm，采取頂板爆破后，兩幫變形最大為335 mm，頂板下沉量僅為187 mm，分別較前者減少了78%和80%，巷道變形控制效果較為明顯。

圖9 巷道圍巖變形Fig.9 Deformation of roadway surrounding rock

經(jīng)現(xiàn)場考察，在正常爆破斷頂影響區(qū)域，回風(fēng)巷超前支護(hù)區(qū)域外頂板輕微下沉，僅煤柱側(cè)存在幫鼓現(xiàn)象，未出現(xiàn)支護(hù)失效，而7 月份在未爆破斷頂區(qū)域，回風(fēng)巷超前工作面65 m 范圍內(nèi)小煤柱一側(cè)煤體底角鼓幫現(xiàn)象較嚴(yán)重，局部位置煤體被壓出，小煤柱側(cè)和生產(chǎn)幫均出現(xiàn)不同程度的鋼帶變形、錨網(wǎng)斷裂失效現(xiàn)象（圖10）。 通過對比，驗證了深孔爆破斷頂對小煤柱巷道的保護(hù)作用。

圖10 巷道鼓幫及錨網(wǎng)斷裂現(xiàn)象Fig.10 Roadway side bulge and anchor mesh fracture

5 結(jié) 論

1）通過分析頂板弧形三角塊結(jié)構(gòu)，得知保證小煤柱巷道穩(wěn)定性的關(guān)鍵是控制頂板弧形三角塊的側(cè)向懸頂，減弱其回轉(zhuǎn)下沉作用。

2）在確定頂板預(yù)裂位置的基礎(chǔ)上，分析確定頂板爆破孔單孔施工參數(shù)及裝藥參數(shù)；通過理論計算和現(xiàn)場爆破試驗分析確定爆破孔間距為10 m。

3）通過微震活動、微震層析成像分析，采取深孔爆破預(yù)卸壓措施后，頂板能量通過密集小能量事件釋放，有效減少了大能量事件的發(fā)生；煤巖體中高應(yīng)力區(qū)向深部轉(zhuǎn)移，避免了對巷道的直接影響。

4）通過支架工作阻力分析及現(xiàn)場觀測，回風(fēng)側(cè)頂板平均來壓步距約為爆破孔間距的2 倍，爆破斷頂對回風(fēng)側(cè)頂板來壓起到了一定的控制作用；現(xiàn)場觀測對比表明，深孔爆破卸壓后，巷道圍巖變形得到了有效控制。