防隔水煤柱切顶卸压定向爆破参数设计及工程应用

王永法

(鹤壁中泰矿业有限公司，河南 鹤壁 458010)

切顶卸压是一种重要的煤矿灾害治理技术，其中定向爆破是一种常用的方法[1]。近年来，许多学者对定向爆破的机理和技术进行了深入研究。

何满潮院士提出了一种能够同时实现煤体断层与顶板分离的新型聚能爆破技术[2]，郭德勇等人研究了地应力对煤层深孔聚能爆破致裂增透的作用机理[3]，王凯飞等揭示了高地力环境下聚能爆破动、静作用对岩石内裂纹起裂与扩展的机理[4]，吕鹏飞揭示了聚能爆破技术在煤体增透和裂隙形成中的作用机制[5]。此外，徐海平主要分析了工程爆破技术在矿山开采中的应用现状和存在的问题[6]，杨仁树等人主要研究了爆生裂纹在断面的SEM试验表现[7]，还探讨了不耦合偏心装药结构爆破损伤破坏的分形特征及其影响因素[8]。赵高明等研究了在不同侧向结构下的切顶卸压角度变化规律[9]。陈立虎等通过深孔切顶卸压和留窄煤柱来保护巷道的关键参数进行研究和分析[10]，何春光等利用切顶卸压定向爆破技术来控制围岩变形[11]，刘乙霖等在大采高条件下，利用定向爆破切顶卸压技术来研究厚坚硬顶板巷道保护的技术[12]，爆破切顶卸压技术一般应用于回采巷道超前段，并通过实验和数值模拟来获得相关爆破参数[13，14]。经过相关文献整合，定向爆破切顶卸压技术与防隔水煤柱结合方面的研究较少，其定向爆破相关参数和防隔水煤柱控制机理尚需系统性研究。

本研究以鹤壁中泰矿业有限公司3309工作面防隔水煤柱的保护为工程背景，通过切顶卸压定向爆破技术切断防隔水煤柱与3309工作面的联系，改善应力传递，从而提高防隔水煤柱稳定性。

1 工程概况

鹤壁中泰矿业有限公司3309工作面东以3309回风巷道为界，紧邻红11断层防隔水煤柱，其平面布置如图1所示。

图1 3309工作面平面布置图Fig.1 Layout of 3309 working face

3309工作面采用走向长壁后退式采煤法，综采放顶煤工艺。其中3309回风巷道长565 m，采用锚网支护，支护规格为宽×高=5.2 m×3.2 m。

3309工作面直接顶为砂质泥岩，厚度为3.5 m，煤厚为8.1 m，中间夹矸0.2 m，直接底为砂质泥岩，厚度为5 m，其煤层及顶底板岩性如图2所示。

图2 煤层及顶底板岩性Fig.2 Lithology histograms of the coal seam，roof and floor

3309回风巷道掘进相邻红11断层88～110 m，红11断层走向194°、倾向284°、倾角70°、落差H=0～120 m。断层与回风巷道最小段空间关系如图3所示，其中3309工作面回风巷道距承压水距离最小段距开切眼150 m内，空间位置如图3所示。

图3 回风巷道与断层、承压水的空间位置Fig.3 Spatial position of the air return way，faults and confined water

为确保回采期间防隔水煤柱的稳定性，以防止底板承压水对工作面造成透水危险，拟通过切顶卸压的方法，即通过对回采回风巷道进行切顶作业，切断采空区上覆岩层与防隔水煤柱周边岩层的联系，促进采空区顶板垮落，以减低采空区顶板对防隔水煤柱的影响，从而实现对防隔水煤柱的保护，保证回采期间工作面的安全高效开采。

2 切顶卸压保护防隔水煤柱有效性验证

2.1 切顶卸压定向爆破作用机理

工作面煤层开采后引起上覆岩层周期性运动，煤柱上方由于应力集中可发生变形破坏，通过定向聚能爆破切顶卸压可使煤柱上方应力重新分布，下面将对切顶卸压前后煤柱上方应力变化情况进行对比分析。

切顶卸压前防隔水煤柱支撑压力分布如图4所示。工作面推进后，采空区顶板周期性垮落，垮落矸石不断填充采空区，防隔水煤柱上部关键层形成的侧向悬臂梁，此时，长悬臂结构断裂后形成台阶岩梁块体长度较大，其滑落失稳或关键层失稳均会造成较大压力，该压力作用在防隔水煤柱上并进一步传递到防隔水煤柱深部，防隔水煤柱上方侧向支撑压力先快速上升然后延伸至深处缓慢下降到原岩应力。

图4 切顶卸压前防隔水煤柱支撑压力分布Fig.4 Support pressure distribution of waterproof coal pillar support before roof cutting pressure relief

切顶卸压后防隔水煤柱支撑压力分布如图5所示。通过定向爆破可对岩层形成初始裂隙并扩展延伸，延伸裂隙连贯起来形成爆破切顶线，切顶后，采空区顶板垮断时大悬臂结构被切断进而迅速垮落，垮落矸石迅速填充采空区，减少向防隔水煤柱传递弯矩，防隔水煤柱上方侧向支撑压力缓慢上升然后延伸至深处缓慢下降到原岩应力。

图5 切顶卸压后防隔水煤柱支撑压力分布Fig.5 Support pressure distribution of waterproof coal pillar after roof cutting pressure relief

2.2 模型参数设置

为了研究切顶和未切顶的应力卸压效果，以及对防隔水煤柱保护的效果与围岩应力变化规律，根据3309工作面的煤岩空间位置关系和综合地质柱状图，使用有限差分软件FLAC3D建立数值计算模型，分别模拟切顶卸压前后两种工况，切顶卸压前后数值计算模型如图6所示。

图6 切顶卸压前后数值计算模型Fig.6 Numerical model before and after roof cutting pressure relief

数值模型尺寸为长×宽×高=180 m×80 m×60 m，工作面长度为120 m，模拟巷道尺寸为宽×高=5.2 m×3.2 m。按照原岩应力场定义模型的边界条件，在模型上方施加垂直应力，垂直应力的大小为σz=γH，在模型的两边施加水平应力，水平应力的大小为σx=σy=1.2γH。采用摩尔库仑模型，设定切顶角度为15°且偏向防隔水煤柱，切顶深度为15 m，煤岩力学参数见表1。采用开挖切缝的方法来模拟现场的爆破切缝情况，并观测切顶对于防隔水煤柱稳定性以及顶板垮落情况的影响。

表1 煤岩体力学参数Table 1 Mechanical parameters of coal rock body

2.3 FLAC3D模拟结果分析

选取切顶卸压前后核心位置的超前垂直应力云图进行分析，如图7所示。

图7 切顶卸压前后工作面前方应力分布(Pa)Fig.7 Stress distribution in front of the working face before and after roof cutting pressure relief

图8 切顶卸压前后防隔水煤柱应力分布Fig.8 Stress distribution of waterproof coal pillar before and after roof cutting pressure relief

切顶卸压前，巷道围岩为一个整体，在3309工作面回采的采动影响下，3309回风巷道右侧防隔水煤柱内部出现应力集中区，应力峰值达到24.89 MPa，此时峰值位置距3309回风巷道较近，约为3 m。此时3309回风巷道附近区域整体处于高应力环境下，对回采过程中巷道的安全高效运行造成了较高的威胁。

切顶卸压后，巷道围岩的整体性被破坏，影响到应力的传递，防隔水煤柱的应力集中区范围减小，应力峰值也降低至17.97 MPa，较未切顶时降低了约27.8%。切顶卸压后3309回风巷道侧煤体处于卸压区，此时峰值位置距3309煤柱帮的距离相对较远，约为20 m。此时3309回风巷道附近区域应力环境得到明显改善。

由分析可知，切顶卸压的方式可有效降低3309工作面回风巷道侧方近处煤体应力集中程度，减小应力集中的影响范围，有效优化了3309回风巷道附近的受力环境，有利于工作面的安全高效开采。

3 防隔水煤柱定向切顶爆破参数分析与确定

为了最大限度保证防隔水煤柱的完整性，减少承压水以及断层的影响，提高工作面开采时的安全性，基于FLAC3D数值分析结果和断层分布情况对3309回风巷道进行系统性差异化爆破参数设计。

3.1 切顶卸压定向爆破孔间距确定

选择适合爆破分析的非线性动力分析软件ANSYS/LS-DYNA，对不同装药参数时定向爆破效果进行数值模拟，以确定合理的装药结构和参数，确保顶板的断裂效果[15]。

3.1.1 模型构建及装药方案

采用ALE方法及多物质流固耦合方法建立如图9所示的数值模型，在模拟过程中，建立了一个尺寸为1 m×1 m×1.5 m的模型，其中包括长度为1 m的聚能管，聚能管外径为41 mm，内径为38 mm，切缝宽度为4 mm，并沿轴向方向开设了2条缝，同时使用200 mm的封堵物封堵，考虑了炸药、聚能管和空气3种物质。爆破模型如图9所示。

图9 定向爆破模型Fig.9 Directional blasting model

参数量为m-kg-s，为减少运算时长，增加计算效率，建立二分之一模型后对称获得整体模型，计算过程中炸药采用孔口起爆，空气和岩石边界设置无反射边界。

为说明装药结构变化与定向爆破两者之间的匹配关系，用不耦合系数γ衡量炸药长度的增减变化。装药方案见表2。

表2 装药方案Table 2 Charging scheme

γ=L/Le

(1)

式中，γ为不耦合装药系数，无量纲常数；L为炮孔长度，m；Le为药柱长度，m。

3.1.2 模型材料及本构方程

用于岩石的材料模型为HJC。岩石的相关参数见表3。

表3 岩石力学参数Table 3 Rock mechanical parameters

MAT_PLASTIC_KINETIC模型被用于材料的封堵，该模型使用Cowper-Symonds本构方程来考虑应变率对材料强度的影响。封堵材料的相关参数见表4。

表4 封堵材料力学参数Table 4 Mechanical parameters of blocking materials

炸药为三级矿用乳化炸药，采用MAT_HIGH_EXPLOSIVE_BURN模型，此外采用JWL状态方程描述炸药爆轰产物压力-体积关系，JWL状态方程为：

式中，P为炸药的爆轰速度，m/s；V为相对体积，m2，E0为初始比内能，J；参数A、B、R1、R2、ω为实验确定常数。炸药参数及JWL状态方程参数见表5。

表5 炸药主要力学参数Table 5 Main mechanical parameters of explosives

本研究采用流固耦合算法，空气部分选用EOS_LINEAR_POLYNOMIAL作为空气压力变化线性多项式状态方程：

P=C0+C1μ+C2μ2+C3μ3+(C4+C5+C6μ2)E0

(3)

式中，C0～C6为常数；μ为泊松比，无量纲常数；E0为空气内能和初始体积比，GPa。状态方程相关参数见表6。

表6 空气材料参数Table 6 Parameters of air material

聚能管选用PVC材料，其最主要作用是在切口方向对岩石产生张拉效应，由于爆破过程比较短暂，为考虑温度对材料的影响，具体材料参数见表7。

表7 聚能管材料力学参数Table 7 Mechanical parameters of polytube materials

表8 装药方式及参数Table 8 Charging methods and parameters

3.1.3 定向爆破效果模拟结果分析

炸药起爆后在聚能管的聚能作用下，会在瞬间产生高温、高压的聚能流，因为聚能管的密度高于炸药的密度，在爆轰产物的气楔作用下，聚能流沿聚能管冲击切缝口处的岩体，孔壁在切缝方向率先形成应力集中，从而形成缺陷，沿切缝口方向形成初始裂纹。在炸药爆炸过程中，孔壁承受着来自爆炸的应力，其中包括径向压应力和切向压应力。这些应力对孔壁产生了影响，特别是切向拉应力。切向拉应力在径向裂缝尖端引起应力集中，并受到爆轰气体准动态膨胀和侵彻作用的共同影响，从而推动初始的径向裂缝进一步扩展[19]。

聚能管与孔壁之间的空气缓冲作用使切缝管不断向外膨胀，切缝宽度膨胀，气体射流强度不断增加，导致切缝方向孔壁受应力冲击越大，形成了连续而均匀的切缝面，定向裂纹形态沿钻孔方向对称分布。模拟结果如图10所示。

图10 定向爆破模拟结果(Pa)Fig.10 Directional blasting simulation results

对上述模拟结果进行分析可知，不耦合系数γ=1～1.7，3种装药方案钻孔中部切缝距离大致相同均在300 mm以上，切缝面形态平整光滑；不耦合系数γ=2.0时，径向切缝长度约为260 mm，切缝距离较短不满足该矿实际工程需求。根据切缝效果与提高炸药利用率可知，采用不耦合系数为1.7作为正常段的装药结构，此时钻孔中部切缝距离为324 mm，其径向切缝距离和轴向切缝距离较长可以作为正常段最主要的装药结构。

3.2 定向爆破基本参数的确定

3.2.1 切顶卸压定向爆破孔角度确定

切顶卸压角度是确保定向爆破效果的重要参数[20]。倾角α是指在巷道断面图中，定向爆破孔与3309回风巷道偏向防隔水煤柱方向夹角。钻孔倾角β是指在巷道中线剖面图中，定向爆破孔与3309回风巷道轴向方向所成夹角。定向爆破孔倾角α、β的确定需要综合考虑现场施工、爆破装药、保证切缝效果、减少装药量等影响因素。结合3309回风巷道顶板岩性分层及现场钻机施工情况，确定α=15°，β=75°。

3.2.2 切顶卸压定向爆破孔深度确定

影响切顶卸压后巷道稳定效果的主要因素为采空区内3309回风巷道的顶板残留边界，位于煤层上方的基本顶中粒砂岩内。因此确定顶板定向爆破切缝高度H0为煤层顶板基本顶中砂质泥岩的上边界。根据工作面综合柱状图，煤层顶板至中粒砂岩依次为3.5 m的砂质泥岩、7.2 m的中粒砂岩、3.6 m的细砂质泥岩，即切顶高度为：

式中，a为定向爆破孔穿透直接顶中粒砂岩厚度，m，取0.1 m。

经计算得：顶板岩层预裂爆破深度约为14.4 m，由于3309回风巷道距开切眼150 m内离底板承压水较近，为加强顶板岩层的爆破效果和保护防隔水煤柱的完整性，3309回风巷道距开切眼150 m内的爆破孔深度设计为16 m，距开切眼150 m以外的爆破孔深度设计为15 m。

3.2.3 切顶卸压定向爆破装药量确定

根据相关经验公式，单个预裂爆破钻孔装药量按下式确定：

W=L×p

(5)

式中，W为单孔装药量，kg；L为爆破孔深，m，取16 m/15 m；ρ为装药密度，kg/(孔·m)，取0.62 kg/(孔·m)、0.58 kg/(孔·m)。

经上式计算得，本工程施工中，16 m深预裂切缝钻孔单孔装药量为5.6 kg；15 m深预裂切缝钻孔单孔装药量为5.2 kg，炸药选用煤矿3级许用乳化炸药。

3.2.4 切顶卸压定向爆破装药结构确定

考虑到煤层厚度的变化，根据现场实际情况，两种深度下均为(爆破孔底至孔口方向)不耦合、正向装药，装药过程在巷道内进行，装药结束后把上述聚能管装进孔内。

爆破孔为15 m深的孔底为加强装药段，保证药量为1 kg/m，中部为正常装药段，不耦合装药每段保证0.47 kg/m，每段装药间隔500 mm，尾部为减弱装药段，不耦合装药每段保证0.5 kg/m，每段装药间隔500 mm，在黏土封孔段放置一个雷管，1根安全导爆索进行起爆，装药结构如图11(a)所示。

爆破孔为16 m深的孔底为加强装药段，保证药量为1 kg/m，中部为正常装药段，不耦合装药每段保证0.47 kg/m，每段装药间隔500 mm，尾部为减弱装药段，不耦合装药每段保证0.46 kg/m，每段装药间隔500 mm，在黏土封孔段放置一个雷管，1根安全导爆索进行起爆，装药结构如图11(b)所示。

3.2.5 切顶卸压定向爆破封孔结构确定

影响封孔长度的因素包括装药量、孔内成孔状况以及封孔材料等。为了有效应对和减缓深孔爆破过程中产生的应力波，减少爆炸能量的损失，并充分利用炸药能量来提高预裂爆破效果，我们针对本次深孔预裂爆破采用了全新的封孔方式。即利用黏土炮泥和水泡泥来封堵孔道，其中黏土炮泥的封孔段长度为1.5 m，水泡泥的封孔段长度为0.5 m。必须确保封堵的密实性以确保其有效性，通过采用这种封孔方式和确定的封孔长度，能够更好地抵御和减缓深孔爆破时产生的应力波，并最大程度利用炸药的能量，提高预裂爆破效果。同时，为了降低同时起爆多个钻孔引起的共振对巷道顶板的影响，每段爆破不超过3个孔。

4 定向爆破效果

为探测钻孔深部定向爆破效果，在已进行爆破孔周围附近重新钻孔，以窥视爆破效果，窥视孔方向与爆破孔平行，深度相当。窥视孔位于爆破孔前方0.5 m位置。窥视结果如图12所示。

图12 窥视孔采集的视频图像Fig.12 Video image captured by peephole

从窥视孔的视频图像可以看出，钻孔的不同深部位置均有不同程度的竖向裂纹产生，且爆破裂缝具有明显的连续性，切顶卸压爆破后孔壁形成有效连续裂缝，裂缝长度从6.27 m至15.01 m，总裂缝长度达8.74 m，且钻孔内裂纹已经相交，能够形成沿炮孔连线的裂缝，从而形成切缝面，考虑到存在约5 m顶煤，故定向爆破实际岩层深度约为10 m，说明切顶卸压定向爆破效果良好，定向爆破设计方案能够满足实际工程要求。

5 结 论

1)针对该矿为保护红11断层防隔水煤柱，保证回采期间工作面的安全高效开采的问题。根据现场开采现状，提出通过切断防隔水煤柱与3309工作面联系，改善应力的传递，加速3309回风巷道顶板的垮断，从而提高防隔水煤柱稳定性控制的思路。

2)基于FLAC3D软件分别建立了切顶卸压前后的数值模型，数值模拟结果表明，切顶卸压后，巷道围岩的整体性被破坏，影响到应力的传递，防隔水煤柱的应力集中区范围减小，应力峰值也有效降低，优化了应力环境，说明切顶卸压对防隔水煤柱的保护是有效的。

3)采用ANSYS/LS-DYNA数值模拟软件，对不同装药参数时定向爆破效果进行数值模拟，根据模拟结果和现场实际需要选定不耦合系数为1.7，并确定了定向爆破其他基本参数。窥视结果表明钻孔的不同深部位置均有不同程度的竖向裂纹产生，切顶卸压定向爆破效果良好，能够满足实际工程需求。