王永法
(鶴壁中泰礦業(yè)有限公司,河南 鶴壁 458010)
切頂卸壓是一種重要的煤礦災(zāi)害治理技術(shù),其中定向爆破是一種常用的方法[1]。近年來,許多學(xué)者對(duì)定向爆破的機(jī)理和技術(shù)進(jìn)行了深入研究。
何滿潮院士提出了一種能夠同時(shí)實(shí)現(xiàn)煤體斷層與頂板分離的新型聚能爆破技術(shù)[2],郭德勇等人研究了地應(yīng)力對(duì)煤層深孔聚能爆破致裂增透的作用機(jī)理[3],王凱飛等揭示了高地力環(huán)境下聚能爆破動(dòng)、靜作用對(duì)巖石內(nèi)裂紋起裂與擴(kuò)展的機(jī)理[4],呂鵬飛揭示了聚能爆破技術(shù)在煤體增透和裂隙形成中的作用機(jī)制[5]。此外,徐海平主要分析了工程爆破技術(shù)在礦山開采中的應(yīng)用現(xiàn)狀和存在的問題[6],楊仁樹等人主要研究了爆生裂紋在斷面的SEM試驗(yàn)表現(xiàn)[7],還探討了不耦合偏心裝藥結(jié)構(gòu)爆破損傷破壞的分形特征及其影響因素[8]。趙高明等研究了在不同側(cè)向結(jié)構(gòu)下的切頂卸壓角度變化規(guī)律[9]。陳立虎等通過深孔切頂卸壓和留窄煤柱來保護(hù)巷道的關(guān)鍵參數(shù)進(jìn)行研究和分析[10],何春光等利用切頂卸壓定向爆破技術(shù)來控制圍巖變形[11],劉乙霖等在大采高條件下,利用定向爆破切頂卸壓技術(shù)來研究厚堅(jiān)硬頂板巷道保護(hù)的技術(shù)[12],爆破切頂卸壓技術(shù)一般應(yīng)用于回采巷道超前段,并通過實(shí)驗(yàn)和數(shù)值模擬來獲得相關(guān)爆破參數(shù)[13,14]。經(jīng)過相關(guān)文獻(xiàn)整合,定向爆破切頂卸壓技術(shù)與防隔水煤柱結(jié)合方面的研究較少,其定向爆破相關(guān)參數(shù)和防隔水煤柱控制機(jī)理尚需系統(tǒng)性研究。
本研究以鶴壁中泰礦業(yè)有限公司3309工作面防隔水煤柱的保護(hù)為工程背景,通過切頂卸壓定向爆破技術(shù)切斷防隔水煤柱與3309工作面的聯(lián)系,改善應(yīng)力傳遞,從而提高防隔水煤柱穩(wěn)定性。
鶴壁中泰礦業(yè)有限公司3309工作面東以3309回風(fēng)巷道為界,緊鄰紅11斷層防隔水煤柱,其平面布置如圖1所示。
圖1 3309工作面平面布置圖Fig.1 Layout of 3309 working face
3309工作面采用走向長壁后退式采煤法,綜采放頂煤工藝。其中3309回風(fēng)巷道長565 m,采用錨網(wǎng)支護(hù),支護(hù)規(guī)格為寬×高=5.2 m×3.2 m。
3309工作面直接頂為砂質(zhì)泥巖,厚度為3.5 m,煤厚為8.1 m,中間夾矸0.2 m,直接底為砂質(zhì)泥巖,厚度為5 m,其煤層及頂?shù)装鍘r性如圖2所示。
圖2 煤層及頂?shù)装鍘r性Fig.2 Lithology histograms of the coal seam,roof and floor
3309回風(fēng)巷道掘進(jìn)相鄰紅11斷層88~110 m,紅11斷層走向194°、傾向284°、傾角70°、落差H=0~120 m。斷層與回風(fēng)巷道最小段空間關(guān)系如圖3所示,其中3309工作面回風(fēng)巷道距承壓水距離最小段距開切眼150 m內(nèi),空間位置如圖3所示。
圖3 回風(fēng)巷道與斷層、承壓水的空間位置Fig.3 Spatial position of the air return way,faults and confined water
為確?;夭善陂g防隔水煤柱的穩(wěn)定性,以防止底板承壓水對(duì)工作面造成透水危險(xiǎn),擬通過切頂卸壓的方法,即通過對(duì)回采回風(fēng)巷道進(jìn)行切頂作業(yè),切斷采空區(qū)上覆巖層與防隔水煤柱周邊巖層的聯(lián)系,促進(jìn)采空區(qū)頂板垮落,以減低采空區(qū)頂板對(duì)防隔水煤柱的影響,從而實(shí)現(xiàn)對(duì)防隔水煤柱的保護(hù),保證回采期間工作面的安全高效開采。
工作面煤層開采后引起上覆巖層周期性運(yùn)動(dòng),煤柱上方由于應(yīng)力集中可發(fā)生變形破壞,通過定向聚能爆破切頂卸壓可使煤柱上方應(yīng)力重新分布,下面將對(duì)切頂卸壓前后煤柱上方應(yīng)力變化情況進(jìn)行對(duì)比分析。
切頂卸壓前防隔水煤柱支撐壓力分布如圖4所示。工作面推進(jìn)后,采空區(qū)頂板周期性垮落,垮落矸石不斷填充采空區(qū),防隔水煤柱上部關(guān)鍵層形成的側(cè)向懸臂梁,此時(shí),長懸臂結(jié)構(gòu)斷裂后形成臺(tái)階巖梁塊體長度較大,其滑落失穩(wěn)或關(guān)鍵層失穩(wěn)均會(huì)造成較大壓力,該壓力作用在防隔水煤柱上并進(jìn)一步傳遞到防隔水煤柱深部,防隔水煤柱上方側(cè)向支撐壓力先快速上升然后延伸至深處緩慢下降到原巖應(yīng)力。
圖4 切頂卸壓前防隔水煤柱支撐壓力分布Fig.4 Support pressure distribution of waterproof coal pillar support before roof cutting pressure relief
切頂卸壓后防隔水煤柱支撐壓力分布如圖5所示。通過定向爆破可對(duì)巖層形成初始裂隙并擴(kuò)展延伸,延伸裂隙連貫起來形成爆破切頂線,切頂后,采空區(qū)頂板垮斷時(shí)大懸臂結(jié)構(gòu)被切斷進(jìn)而迅速垮落,垮落矸石迅速填充采空區(qū),減少向防隔水煤柱傳遞彎矩,防隔水煤柱上方側(cè)向支撐壓力緩慢上升然后延伸至深處緩慢下降到原巖應(yīng)力。
圖5 切頂卸壓后防隔水煤柱支撐壓力分布Fig.5 Support pressure distribution of waterproof coal pillar after roof cutting pressure relief
為了研究切頂和未切頂?shù)膽?yīng)力卸壓效果,以及對(duì)防隔水煤柱保護(hù)的效果與圍巖應(yīng)力變化規(guī)律,根據(jù)3309工作面的煤巖空間位置關(guān)系和綜合地質(zhì)柱狀圖,使用有限差分軟件FLAC3D建立數(shù)值計(jì)算模型,分別模擬切頂卸壓前后兩種工況,切頂卸壓前后數(shù)值計(jì)算模型如圖6所示。
圖6 切頂卸壓前后數(shù)值計(jì)算模型Fig.6 Numerical model before and after roof cutting pressure relief
數(shù)值模型尺寸為長×寬×高=180 m×80 m×60 m,工作面長度為120 m,模擬巷道尺寸為寬×高=5.2 m×3.2 m。按照原巖應(yīng)力場定義模型的邊界條件,在模型上方施加垂直應(yīng)力,垂直應(yīng)力的大小為σz=γH,在模型的兩邊施加水平應(yīng)力,水平應(yīng)力的大小為σx=σy=1.2γH。采用摩爾庫侖模型,設(shè)定切頂角度為15°且偏向防隔水煤柱,切頂深度為15 m,煤巖力學(xué)參數(shù)見表1。采用開挖切縫的方法來模擬現(xiàn)場的爆破切縫情況,并觀測切頂對(duì)于防隔水煤柱穩(wěn)定性以及頂板垮落情況的影響。
表1 煤巖體力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal rock body
選取切頂卸壓前后核心位置的超前垂直應(yīng)力云圖進(jìn)行分析,如圖7所示。
圖7 切頂卸壓前后工作面前方應(yīng)力分布(Pa)Fig.7 Stress distribution in front of the working face before and after roof cutting pressure relief
圖8 切頂卸壓前后防隔水煤柱應(yīng)力分布Fig.8 Stress distribution of waterproof coal pillar before and after roof cutting pressure relief
切頂卸壓前,巷道圍巖為一個(gè)整體,在3309工作面回采的采動(dòng)影響下,3309回風(fēng)巷道右側(cè)防隔水煤柱內(nèi)部出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū),應(yīng)力峰值達(dá)到24.89 MPa,此時(shí)峰值位置距3309回風(fēng)巷道較近,約為3 m。此時(shí)3309回風(fēng)巷道附近區(qū)域整體處于高應(yīng)力環(huán)境下,對(duì)回采過程中巷道的安全高效運(yùn)行造成了較高的威脅。
切頂卸壓后,巷道圍巖的整體性被破壞,影響到應(yīng)力的傳遞,防隔水煤柱的應(yīng)力集中區(qū)范圍減小,應(yīng)力峰值也降低至17.97 MPa,較未切頂時(shí)降低了約27.8%。切頂卸壓后3309回風(fēng)巷道側(cè)煤體處于卸壓區(qū),此時(shí)峰值位置距3309煤柱幫的距離相對(duì)較遠(yuǎn),約為20 m。此時(shí)3309回風(fēng)巷道附近區(qū)域應(yīng)力環(huán)境得到明顯改善。
由分析可知,切頂卸壓的方式可有效降低3309工作面回風(fēng)巷道側(cè)方近處煤體應(yīng)力集中程度,減小應(yīng)力集中的影響范圍,有效優(yōu)化了3309回風(fēng)巷道附近的受力環(huán)境,有利于工作面的安全高效開采。
為了最大限度保證防隔水煤柱的完整性,減少承壓水以及斷層的影響,提高工作面開采時(shí)的安全性,基于FLAC3D數(shù)值分析結(jié)果和斷層分布情況對(duì)3309回風(fēng)巷道進(jìn)行系統(tǒng)性差異化爆破參數(shù)設(shè)計(jì)。
選擇適合爆破分析的非線性動(dòng)力分析軟件ANSYS/LS-DYNA,對(duì)不同裝藥參數(shù)時(shí)定向爆破效果進(jìn)行數(shù)值模擬,以確定合理的裝藥結(jié)構(gòu)和參數(shù),確保頂板的斷裂效果[15]。
3.1.1 模型構(gòu)建及裝藥方案
采用ALE方法及多物質(zhì)流固耦合方法建立如圖9所示的數(shù)值模型,在模擬過程中,建立了一個(gè)尺寸為1 m×1 m×1.5 m的模型,其中包括長度為1 m的聚能管,聚能管外徑為41 mm,內(nèi)徑為38 mm,切縫寬度為4 mm,并沿軸向方向開設(shè)了2條縫,同時(shí)使用200 mm的封堵物封堵,考慮了炸藥、聚能管和空氣3種物質(zhì)。爆破模型如圖9所示。
圖9 定向爆破模型Fig.9 Directional blasting model
參數(shù)量為m-kg-s,為減少運(yùn)算時(shí)長,增加計(jì)算效率,建立二分之一模型后對(duì)稱獲得整體模型,計(jì)算過程中炸藥采用孔口起爆,空氣和巖石邊界設(shè)置無反射邊界。
為說明裝藥結(jié)構(gòu)變化與定向爆破兩者之間的匹配關(guān)系,用不耦合系數(shù)γ衡量炸藥長度的增減變化。裝藥方案見表2。
表2 裝藥方案Table 2 Charging scheme
γ=L/Le
(1)
式中,γ為不耦合裝藥系數(shù),無量綱常數(shù);L為炮孔長度,m;Le為藥柱長度,m。
3.1.2 模型材料及本構(gòu)方程
用于巖石的材料模型為HJC。巖石的相關(guān)參數(shù)見表3。
表3 巖石力學(xué)參數(shù)Table 3 Rock mechanical parameters
MAT_PLASTIC_KINETIC模型被用于材料的封堵,該模型使用Cowper-Symonds本構(gòu)方程來考慮應(yīng)變率對(duì)材料強(qiáng)度的影響。封堵材料的相關(guān)參數(shù)見表4。
表4 封堵材料力學(xué)參數(shù)Table 4 Mechanical parameters of blocking materials
炸藥為三級(jí)礦用乳化炸藥,采用MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN模型,此外采用JWL狀態(tài)方程描述炸藥爆轟產(chǎn)物壓力-體積關(guān)系,JWL狀態(tài)方程為:
式中,P為炸藥的爆轟速度,m/s;V為相對(duì)體積,m2,E0為初始比內(nèi)能,J;參數(shù)A、B、R1、R2、ω為實(shí)驗(yàn)確定常數(shù)。炸藥參數(shù)及JWL狀態(tài)方程參數(shù)見表5。
表5 炸藥主要力學(xué)參數(shù)Table 5 Main mechanical parameters of explosives
本研究采用流固耦合算法,空氣部分選用EOS_LINEAR_POLYNOMIAL作為空氣壓力變化線性多項(xiàng)式狀態(tài)方程:
P=C0+C1μ+C2μ2+C3μ3+(C4+C5+C6μ2)E0
(3)
式中,C0~C6為常數(shù);μ為泊松比,無量綱常數(shù);E0為空氣內(nèi)能和初始體積比,GPa。狀態(tài)方程相關(guān)參數(shù)見表6。
表6 空氣材料參數(shù)Table 6 Parameters of air material
聚能管選用PVC材料,其最主要作用是在切口方向?qū)r石產(chǎn)生張拉效應(yīng),由于爆破過程比較短暫,為考慮溫度對(duì)材料的影響,具體材料參數(shù)見表7。
表7 聚能管材料力學(xué)參數(shù)Table 7 Mechanical parameters of polytube materials
表8 裝藥方式及參數(shù)Table 8 Charging methods and parameters
3.1.3 定向爆破效果模擬結(jié)果分析
炸藥起爆后在聚能管的聚能作用下,會(huì)在瞬間產(chǎn)生高溫、高壓的聚能流,因?yàn)榫勰芄艿拿芏雀哂谡ㄋ幍拿芏?,在爆轟產(chǎn)物的氣楔作用下,聚能流沿聚能管沖擊切縫口處的巖體,孔壁在切縫方向率先形成應(yīng)力集中,從而形成缺陷,沿切縫口方向形成初始裂紋。在炸藥爆炸過程中,孔壁承受著來自爆炸的應(yīng)力,其中包括徑向壓應(yīng)力和切向壓應(yīng)力。這些應(yīng)力對(duì)孔壁產(chǎn)生了影響,特別是切向拉應(yīng)力。切向拉應(yīng)力在徑向裂縫尖端引起應(yīng)力集中,并受到爆轟氣體準(zhǔn)動(dòng)態(tài)膨脹和侵徹作用的共同影響,從而推動(dòng)初始的徑向裂縫進(jìn)一步擴(kuò)展[19]。
聚能管與孔壁之間的空氣緩沖作用使切縫管不斷向外膨脹,切縫寬度膨脹,氣體射流強(qiáng)度不斷增加,導(dǎo)致切縫方向孔壁受應(yīng)力沖擊越大,形成了連續(xù)而均勻的切縫面,定向裂紋形態(tài)沿鉆孔方向?qū)ΨQ分布。模擬結(jié)果如圖10所示。
圖10 定向爆破模擬結(jié)果(Pa)Fig.10 Directional blasting simulation results
對(duì)上述模擬結(jié)果進(jìn)行分析可知,不耦合系數(shù)γ=1~1.7,3種裝藥方案鉆孔中部切縫距離大致相同均在300 mm以上,切縫面形態(tài)平整光滑;不耦合系數(shù)γ=2.0時(shí),徑向切縫長度約為260 mm,切縫距離較短不滿足該礦實(shí)際工程需求。根據(jù)切縫效果與提高炸藥利用率可知,采用不耦合系數(shù)為1.7作為正常段的裝藥結(jié)構(gòu),此時(shí)鉆孔中部切縫距離為324 mm,其徑向切縫距離和軸向切縫距離較長可以作為正常段最主要的裝藥結(jié)構(gòu)。
3.2.1 切頂卸壓定向爆破孔角度確定
切頂卸壓角度是確保定向爆破效果的重要參數(shù)[20]。傾角α是指在巷道斷面圖中,定向爆破孔與3309回風(fēng)巷道偏向防隔水煤柱方向夾角。鉆孔傾角β是指在巷道中線剖面圖中,定向爆破孔與3309回風(fēng)巷道軸向方向所成夾角。定向爆破孔傾角α、β的確定需要綜合考慮現(xiàn)場施工、爆破裝藥、保證切縫效果、減少裝藥量等影響因素。結(jié)合3309回風(fēng)巷道頂板巖性分層及現(xiàn)場鉆機(jī)施工情況,確定α=15°,β=75°。
3.2.2 切頂卸壓定向爆破孔深度確定
影響切頂卸壓后巷道穩(wěn)定效果的主要因素為采空區(qū)內(nèi)3309回風(fēng)巷道的頂板殘留邊界,位于煤層上方的基本頂中粒砂巖內(nèi)。因此確定頂板定向爆破切縫高度H0為煤層頂板基本頂中砂質(zhì)泥巖的上邊界。根據(jù)工作面綜合柱狀圖,煤層頂板至中粒砂巖依次為3.5 m的砂質(zhì)泥巖、7.2 m的中粒砂巖、3.6 m的細(xì)砂質(zhì)泥巖,即切頂高度為:
式中,a為定向爆破孔穿透直接頂中粒砂巖厚度,m,取0.1 m。
經(jīng)計(jì)算得:頂板巖層預(yù)裂爆破深度約為14.4 m,由于3309回風(fēng)巷道距開切眼150 m內(nèi)離底板承壓水較近,為加強(qiáng)頂板巖層的爆破效果和保護(hù)防隔水煤柱的完整性,3309回風(fēng)巷道距開切眼150 m內(nèi)的爆破孔深度設(shè)計(jì)為16 m,距開切眼150 m以外的爆破孔深度設(shè)計(jì)為15 m。
3.2.3 切頂卸壓定向爆破裝藥量確定
根據(jù)相關(guān)經(jīng)驗(yàn)公式,單個(gè)預(yù)裂爆破鉆孔裝藥量按下式確定:
W=L×p
(5)
式中,W為單孔裝藥量,kg;L為爆破孔深,m,取16 m/15 m;ρ為裝藥密度,kg/(孔·m),取0.62 kg/(孔·m)、0.58 kg/(孔·m)。
經(jīng)上式計(jì)算得,本工程施工中,16 m深預(yù)裂切縫鉆孔單孔裝藥量為5.6 kg;15 m深預(yù)裂切縫鉆孔單孔裝藥量為5.2 kg,炸藥選用煤礦3級(jí)許用乳化炸藥。
3.2.4 切頂卸壓定向爆破裝藥結(jié)構(gòu)確定
考慮到煤層厚度的變化,根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際情況,兩種深度下均為(爆破孔底至孔口方向)不耦合、正向裝藥,裝藥過程在巷道內(nèi)進(jìn)行,裝藥結(jié)束后把上述聚能管裝進(jìn)孔內(nèi)。
爆破孔為15 m深的孔底為加強(qiáng)裝藥段,保證藥量為1 kg/m,中部為正常裝藥段,不耦合裝藥每段保證0.47 kg/m,每段裝藥間隔500 mm,尾部為減弱裝藥段,不耦合裝藥每段保證0.5 kg/m,每段裝藥間隔500 mm,在黏土封孔段放置一個(gè)雷管,1根安全導(dǎo)爆索進(jìn)行起爆,裝藥結(jié)構(gòu)如圖11(a)所示。
爆破孔為16 m深的孔底為加強(qiáng)裝藥段,保證藥量為1 kg/m,中部為正常裝藥段,不耦合裝藥每段保證0.47 kg/m,每段裝藥間隔500 mm,尾部為減弱裝藥段,不耦合裝藥每段保證0.46 kg/m,每段裝藥間隔500 mm,在黏土封孔段放置一個(gè)雷管,1根安全導(dǎo)爆索進(jìn)行起爆,裝藥結(jié)構(gòu)如圖11(b)所示。
3.2.5 切頂卸壓定向爆破封孔結(jié)構(gòu)確定
影響封孔長度的因素包括裝藥量、孔內(nèi)成孔狀況以及封孔材料等。為了有效應(yīng)對(duì)和減緩深孔爆破過程中產(chǎn)生的應(yīng)力波,減少爆炸能量的損失,并充分利用炸藥能量來提高預(yù)裂爆破效果,我們針對(duì)本次深孔預(yù)裂爆破采用了全新的封孔方式。即利用黏土炮泥和水泡泥來封堵孔道,其中黏土炮泥的封孔段長度為1.5 m,水泡泥的封孔段長度為0.5 m。必須確保封堵的密實(shí)性以確保其有效性,通過采用這種封孔方式和確定的封孔長度,能夠更好地抵御和減緩深孔爆破時(shí)產(chǎn)生的應(yīng)力波,并最大程度利用炸藥的能量,提高預(yù)裂爆破效果。同時(shí),為了降低同時(shí)起爆多個(gè)鉆孔引起的共振對(duì)巷道頂板的影響,每段爆破不超過3個(gè)孔。
為探測鉆孔深部定向爆破效果,在已進(jìn)行爆破孔周圍附近重新鉆孔,以窺視爆破效果,窺視孔方向與爆破孔平行,深度相當(dāng)。窺視孔位于爆破孔前方0.5 m位置。窺視結(jié)果如圖12所示。
圖12 窺視孔采集的視頻圖像Fig.12 Video image captured by peephole
從窺視孔的視頻圖像可以看出,鉆孔的不同深部位置均有不同程度的豎向裂紋產(chǎn)生,且爆破裂縫具有明顯的連續(xù)性,切頂卸壓爆破后孔壁形成有效連續(xù)裂縫,裂縫長度從6.27 m至15.01 m,總裂縫長度達(dá)8.74 m,且鉆孔內(nèi)裂紋已經(jīng)相交,能夠形成沿炮孔連線的裂縫,從而形成切縫面,考慮到存在約5 m頂煤,故定向爆破實(shí)際巖層深度約為10 m,說明切頂卸壓定向爆破效果良好,定向爆破設(shè)計(jì)方案能夠滿足實(shí)際工程要求。
1)針對(duì)該礦為保護(hù)紅11斷層防隔水煤柱,保證回采期間工作面的安全高效開采的問題。根據(jù)現(xiàn)場開采現(xiàn)狀,提出通過切斷防隔水煤柱與3309工作面聯(lián)系,改善應(yīng)力的傳遞,加速3309回風(fēng)巷道頂板的垮斷,從而提高防隔水煤柱穩(wěn)定性控制的思路。
2)基于FLAC3D軟件分別建立了切頂卸壓前后的數(shù)值模型,數(shù)值模擬結(jié)果表明,切頂卸壓后,巷道圍巖的整體性被破壞,影響到應(yīng)力的傳遞,防隔水煤柱的應(yīng)力集中區(qū)范圍減小,應(yīng)力峰值也有效降低,優(yōu)化了應(yīng)力環(huán)境,說明切頂卸壓對(duì)防隔水煤柱的保護(hù)是有效的。
3)采用ANSYS/LS-DYNA數(shù)值模擬軟件,對(duì)不同裝藥參數(shù)時(shí)定向爆破效果進(jìn)行數(shù)值模擬,根據(jù)模擬結(jié)果和現(xiàn)場實(shí)際需要選定不耦合系數(shù)為1.7,并確定了定向爆破其他基本參數(shù)。窺視結(jié)果表明鉆孔的不同深部位置均有不同程度的豎向裂紋產(chǎn)生,切頂卸壓定向爆破效果良好,能夠滿足實(shí)際工程需求。