礦井沿空掘巷巷旁爆破切頂卸壓研究

李鐵良

(潞安集團 安全儀器測試中心，長治 襄垣 046204)

1 工程概況

1902 N回風巷處在9號煤層，煤層厚度2.7～4.5 m. 9煤中有一層夾矸，平均厚度為0.18 m. 9煤頂板為致密淺灰色砂巖，厚度為2.0 m，灰砂巖上層為黑色砂質泥巖，斜層理構造，厚0～7.09 m；9煤底板為砂質泥巖，平均厚度3.8 m.

1902 N回風巷在巷道施工過程中，煤層傾角小于25°時采用梯形斷面，煤層傾角大于25°時采用切圓拱斷面。頂板及巷道兩幫采用錨網帶支護，采用d20 mm×2 000 mm的全螺紋鋼等強錨桿配“W”鋼帶支護，錨桿間排距1 100 mm×1 200 mm；兩幫錨桿間排距為1 200 mm×1 200 mm，塑鋼復合網規格為50 mm×50 mm.

巷道頂板破碎時，每隔3 m在巷道頂板正中施工1根錨索加強支護，錨索規格為d17.8 mm×6 200 mm，錨索打在頂板兩鋼帶中間。

1903 N回風巷在掘進期間出現嚴重變形，多處地段鋼帶出現嚴重折彎變形，頂板有泥巖處出現較大的泥巖網兜。工作面回采期間，巷道變形加劇，由于頂板厚而堅，具有頂板沖擊垮落傾向，據現場觀測，頂底板移近量最大達1 200 mm，影響范圍達到工作面前方300 m. 受采空區動壓影響的1902 N回風巷典型變形圖見圖1.

圖1 受采空區動壓影響的1902 N回風巷典型變形圖

2 切頂卸壓爆破參數的確定

切頂卸壓爆破屬于深孔爆破，對于深孔爆破，需確定的爆破參數主要有：鉆孔深度、裝藥量、炮孔間距、裝藥結構和炮孔阻塞長度等。

2.1 孔深的確定

切頂卸壓爆破鉆孔垂深應根據工作面頂板垮落帶高度確定，一般條件下等于垮落帶高度。為了便于裝藥，炮眼垂深17 m時，按照22 m、28 m、34 m深炮眼為一組循環布置。

2.2 鉆孔裝藥量的確定

炮孔內的炸藥量是確保炮孔產生裂隙貫通的重要條件，炸藥量太多，對巷道圍巖影響較大，頂板破碎嚴重，不利于支護；炸藥量太少，不足以保證炮孔間裂隙的貫通。炮孔炸藥量可按下式算得：

(1)

(2)

式中：

KB—在體積應力下巖石的抗壓強度系數，取10；

RC—巖石的單軸抗壓強度，MPa；

ρ0—鉆孔裝藥密度，kg·m-3；

D—炸藥的爆速，m·s1；

db—鉆孔直徑，m；

dc—裝藥直徑，m；

l—鉆孔深度，m：

le—鉆孔裝藥系數。

2.3 炮孔間距

炮眼間距關系到切頂時爆生裂隙是否能夠貫穿，直接影響巷道的卸壓效果。目前，深孔爆破炮眼間距的計算方法是從斷裂力學的角度進行考慮，可求得卸壓爆破的炮孔間距的近似表達式：

a=Kr0f1/3

(3)

式中：

f—巖石的普氏系數；

r0—炮孔半徑，mm；

K—調整參數，一般取值范圍為10～15，f越大，K的值越大。

2.4 合理的阻塞長度

由于采用正向起爆方式，堵塞處于爆轟傳播的反方向，所受的壓力遠小于爆轟波的峰值壓力，堵塞所受到的壓力近似的計算可以采用炸藥爆轟的準靜壓。準靜壓對堵塞產生一個向外的推力F：

(4)

式中：

d0—炮孔直徑，mm，取89；

Pt—爆轟峰值壓力，GPa.

堵塞在爆轟氣體的準靜態壓力下產生的摩擦力可用下式表達：

(5)

其中，f(l)為堵塞和孔壁之間單位面積上的摩擦力，等效于抗剪強度。由于爆轟作用，在靠近雷管的堵塞端的摩擦力最大，最大值為f0，在自由面初的摩擦力最小，最小為0. 對f(l)進行線性擬合可得圖2.

圖2 卸壓爆破堵塞摩擦力f(l)示意圖

由圖2可知：f(l)近似的等于f0/2，那么堵塞在爆轟氣體的準靜壓下產生的摩擦力可用下式表達：

(6)

式中，L為封孔長度。為了防止堵塞被爆轟波推出，爆轟產生的推力要小于堵塞與孔壁間的總摩擦力。將公式(5)和(6)聯立，可知：

(7)

此時是堵塞長度的臨界值，根據公式(7)，可知L為：

(8)

在不耦合條件下，由于炸藥間間隙的存在，能量耗散較大，此時爆生氣體壓力峰值為Pn:

(9)

式中：

d—藥卷的直徑，mm：

v0—藥卷體積，mm3；

va—炮孔體積，mm3；

聯立公式(8)和(9)，可得不耦合裝藥時堵塞長度為：

(10)

3 實施方案

3.1 炮眼垂深

通過現場工作面采空區頂板實際垮落高度并結合論計算的頂板垮落高度，布置最大炮眼垂深17 m.

3.2 炮眼布置

炮眼布置在1902 N運輸巷頂板，超前工作面30 m進行炮眼的布置和裝藥工作，切頂卸壓試驗長度80 m. 炮眼呈“一”字型分布，距1902 N運輸巷實體煤幫l m，炮眼直徑89 mm，炮眼間距4 000 mm，炮眼朝采空區方向并與水平方向成30°夾角，炮眼數量21個。炮眼垂深17 m時，按照22 m、28 m、34 m深炮眼為一組循環布置。炮眼布置見圖3.

圖3 炮眼布置示意圖

3.3 巷旁切頂卸壓實施時間

切頂工作可超前工作面或者待炮眼進入采空區后進行，若巷道頂板完整性較好，可提前進行放炮工作，若頂板爆破后容易垮落，應在炮眼進入采空區后起爆。

4 切頂卸壓效果分析

對1903 N切頂卸壓試驗段進行切頂卸壓效果觀測，主要觀測內容有錨桿受力觀測、巷道圍巖位移觀測和巷道宏觀礦壓顯現3項內容。

4.1 錨桿受力

1903 N回風巷切頂卸壓試驗段共布置1個測站2個斷面。觀測118 d錨桿受力(錨固力)變化情況，見圖4和圖5.

圖4 1903 N回風巷斷面1錨桿錨固力變化情況圖

圖5 1903 N回風巷斷面2錨桿錨固力變化情況圖

1) 斷面1.

a) 沿空幫錨桿：初始錨固力4.3 kN. 錨固力基本呈逐漸上升的趨勢，至觀測結束錨桿錨固力上升至138.3 kN.

b) 頂板西錨桿：初始錨固力0.9 kN. 錨桿錨固力基本呈現上升的趨勢，錨桿錨固力最大142.1 kN.

c) 頂板東錨桿：初始錨固力46.3 kN, 之后錨固力逐漸下降，于9～10日降為0 kN，12～16日錨桿錨固力開始逐漸上升，但錨固力較低。

d) 實體煤幫錨桿：初始錨固力0.9 kN. 正常生產期間錨固力基本穩定在20 kN左右。

2) 斷面2.

a) 沿空幫錨桿：初始錨固力19.1 kN. 正常生產期間錨固力基本穩定在27.7 kN左右。

b) 頂板西錨桿：初始錨固力15.6 kN. 正常生產期間錨固力基本穩定在12 kN左右。

c) 頂板東錨桿：初始錨固力19.1 kN. 錨固力于9～27日出現一次峰值，之后逐漸下降，最后錨固力穩定在15.8 kN左右。

d) 實體煤幫錨桿：初始錨固力15.6 kN. 正常生產期間錨固力基本穩定在10 kN左右。

4.2 圍巖位移

2個觀測斷面鉆孔基點位移變化見圖6，7.

圖6 1903 N回風巷斷面1巷道圍巖位移情況圖

圖7 1903 N回風巷斷面2巷道圍巖位移情況圖

1) 斷面1.

位移監測儀深基點深7 m，淺基點深2 m，自9月9日開始觀測至12月23日共觀測108 d. 深基點相對孔口(巷幫表面)位移12 mm，淺基點相對位移2 mm(深基點值小于淺基點值為允許誤差)。由此知，圍巖位移主要發生在淺層2～7 m，圍巖位移為10 mm.

2) 斷面2.

位移監測儀深基點深7 m，淺基點深2 m. 8月29日—12月26日觀測共119 d. 深基點相對位移7 mm，淺層相對位移3 mm. 測站二圍巖位移量相對較小。

4.3 宏觀礦壓顯現

由于1903 N工作面與1902 N工作面之間留設10 m煤柱(1902 N回風巷此前留設6 m煤柱)，1903 N回風巷整體變形量較1902 N回風巷有所變小。1903 N回風巷沒有進行切頂卸壓試驗段巷道變形量較試驗段變形量大，巷道平均頂底板移近量129 mm，兩幫移近量133 mm，頂板多處地段出現冒頂。通過巷旁切頂卸壓，1903 N回風巷位于試驗段的巷道整體無明顯變形，巷道頂底板移近量40 mm，減少68.9%，兩幫移近量55 mm，減少58.6%，沒有出現1902 N回風巷巷幫整體向巷道方向位移的現象。

5 結 論

根據深孔爆破已取得的相關研究成果，并結合1903 N巷道布置的具體情況，可得以下主要結論：

1) 對1902 N運輸巷開展切頂卸壓技術研究，切頂卸壓炮孔垂深17 m. 切頂工作可超前工作面或者待炮眼進入采空區滯后進行，若巷道頂板完整性較好，可提前進行放炮工作，若頂板爆破后容易垮落，應在炮眼進入采空區后起爆。

2) 與受動壓影響的1902 N回風巷相比，1903 N回風巷在切頂卸壓后錨桿支護效果明顯改善。與未切頂段巷道平均頂底板移近量129 mm，兩幫移近量133 mm相比，切頂試驗段頂底板移近量40 mm，兩幫移近量55 mm，相對減少了68.9%和58.6%.

3) 通過對與1903 N回風巷相對應的1902 N運輸巷進行巷旁切頂卸壓試驗，1903 N回風巷切頂試驗處巷道變形量明顯減小。錨桿工作時錨固力基本穩定，沒有出現大幅度減小和增大的情況。