切頂卸壓在預防巷道變形中的應用

鄭志新，張振龍

(山西蘭花科技創業股份有限公司 大陽煤礦分公司，山西 晉城 048003)

近年來，隨著工程施工技術不斷革新，在礦壓防治中常利用切頂爆破技術治理礦壓動力顯現。劉衍利等[1]針對柏林煤礦薄煤層沿空留巷圍巖變形嚴重，在0456(K24)工作面機巷采用切頂卸壓爆破沿空留巷技術，效果明顯，沿空留巷頂板變形量較小。湯建泉等[2]以趙固一礦16011工作面為工程背景,對頂板預裂切縫高度、角度以及鉆孔間距等主要指標進行研究。張書軍等[3]為了解決九里山礦采掘接替緊張導致的沿空掘進的巷道變形嚴重的問題，對15071工作面運輸巷進行了深孔定向爆破卸壓的研究與實踐工作，深孔爆破切頂措施對相鄰的15091沿空掘進的巷道起到了良好的卸壓效果。陳上元等[4]以城郊煤礦21304工作面采用切頂卸壓沿空留巷無煤柱開采技術為工程背景，對雙向聚能拉伸爆破參數進行了研究。結果表明：4+3+2+0裝藥方式下，孔內裂縫明顯、充分，裂縫率達到了86%，且工作面回采后頂板沿裂縫面及時垮落，現場應用效果良好。

1 工作面概況

1.1 工作面順槽布置

蘭花集團大陽分公司3404、3405兩個相鄰工作面均采用綜采放頂煤的開采方式，工作面布置圖見圖1. 3405工作面位于四采區中部，西部為車山井田，北部為3405準備工作面(實體煤)，南部為3404回采工作面運輸順槽。3405運輸順槽以20 m的保安煤柱與3404運輸順槽平行布置，3405運輸順槽擔負3405工作面原煤運輸任務，同時作為進風巷道。3405運輸順槽沿3#煤層頂板掘進(開口前70 m沿3#煤底板掘進)，該運輸順槽設計長度為1 325 m.

1.2 煤(巖)層賦存特征

3#煤層節理發育、煤質普遍松軟，構造頗多，含有夾矸1～2層，硬度平均f=3，煤層傾角平均在0～10%，為緩傾斜煤層，通過KT2地質鉆孔資料顯示，煤層厚度平均在5.6～6 m. 3405運輸順槽地面位于上河掌村西北部，地表以山梁和山谷居多，溝壑發育。地面標高為+1 102.21～+1 173.39 m，井下標高為+655～+705 m，埋深為+447.21～+468.39 m，平均為+457.8 m.

3404工作面煤層偽頂為灰黑色泥巖，厚度0～0.5 m；直接頂為砂質泥巖，平均厚度為3.2 m；基本頂為中砂巖或粗砂巖，厚度平均為8.5 m. 直接底為砂質泥巖或細砂巖，厚度平均為8.5 m. 3404工作面頂板柱狀圖見圖2.

圖1 工作面布置圖

圖2 3404工作面頂板柱狀圖

2 切頂卸壓設計

2.1 爆破準備和實施

1) 煤礦許用炸藥。

品種：三級乳化炸藥，規格：d60 mm×480 mm，密度：1 180 kg/m3，炸藥爆速：3 500 m/s，單卷藥量：1.5±0.1 kg/卷，雷管：煤礦許用8#普通瞬發電雷管(或同段位毫秒延期電雷管)，導爆索：使用專用導爆索，規格為d5.2～5.5 mm(或d6.5±0.3 mm)，爆速≥6 000 m/s.

2) 鉆孔施工機具。

鉆機采用ZLJ-350煤礦用坑道鉆機1臺(也可用該礦已有鉆機，不管何種型號完成炮孔即可)，并配備d63.5 mm鉆桿，金剛石鉆頭，鉆頭d70～75 mm. 炮泥規格d60 mm×200 mm，炮泥采用沙子與黃土制作。

2.2 孔網參數

1) 布孔方式。

沿膠帶巷回采側肩角布一排平行孔，d75 mm，傾角β=75°，見圖3.

圖3 預裂爆破炮孔布置方式圖

2) 炮孔長度計算。

a) 切頂高度計算。

為使工作面上隅角垮落后，完全充填采空區，則切頂高度Mz依據式(1)計算：

C=(1-η)TKm

(1)

式中：

Mz—切頂高度，m；

KA—冒落巖石的破碎脹大系數，取1.35；

H—割煤高度，m，取2.7；

T—頂煤厚度，m，取3.3；

SA—基本頂下位巖梁觸矸處的沉降值，m，在一般采場SA=0.2H；

C—殘煤厚度，m；

η—放出率，取0.85；

Km—頂板垮落碎脹系數，取1.2.

經計算，得：MZ=14 m.

b) 炮孔長度計算。

由式(1)切頂高度分析，可以得出巷道上方垂直距離14 m為爆破對象。為了取得較好爆破效果，取切頂高度的1.1倍作為炮孔深度，結合現場施工條件，確定炮孔長度取L=15 m.

3) 炮孔間距計算。

a) 按應力波疊加作用計算(采用不耦合裝藥)。

a=2(b·p2/σt)1/α·rb

(2)

(3)

式中：

a—炮孔間距，m；

σt—巖石的抗拉強度，MPa，取3.9；

p2—炮孔壁開始時候的最大受力，MPa，取3 940.36；

ρ0—炸藥密度，kg/m3，取1 005；

D—爆炸速度，m/s，取3 500；

α—應力波峰值在巖體內的衰減指數，α=2-b，此處取1.67.

b—側應力系數，b=μ/(1-μ)，取b=0.25/(1-0.25)=0.33；

rb—炮孔半徑，m，取0.037 5；

n—壓力增倍數，取5；

dc—炸藥直徑，mm，取60；

db—炮孔直徑，mm，取75；

由式(3)計算，得：

p2=3 940.36 MPa

由式(2)計算：

a1=2.42 m

b) 從爆生氣體準靜壓和受到的應力波同時作用于炮孔壁分析，在炮孔內的爆生氣體以密封的狀態存在，以準靜壓的方式作用在炮孔壁，其應力分布狀態等同于均勻內壓的厚壁筒。根據彈性力學的厚壁圓筒理論及巖石中的抗拉強度準則，有

a=2(p0/σt)1/2·rb

(4)

式中：

p0—作用于炮孔壁的準靜態壓力，當采用不耦合裝藥時，有：

(5)

由式(4)計算：

a2=2(p0/σt)1/2·rb=0.76 m

爆生氣體準靜壓和受到的應力波同時作用炮孔布置的間距取a=a1+a2=3.18 m.

因為P2和P0均遠大于頂板抗壓強度，所以會造成孔壁嚴重破碎，使能量損失，為了爆破后裂隙可靠延伸，a暫取3 m. 最終炮孔間距須根據頂板巖性、巖層結構和切縫效果對炮孔間距進行動態調整。

2.3 裝藥參數

采用孔底不耦合連續裝藥，裝藥長度9 m. 單孔裝藥量：

Q=q×l

(6)

式中：

q—每米裝藥量，kg/m，取3；

l—裝藥長度，m.

由式(6)計算，得：Q=27 kg(18卷)

2.4 裝藥結構

由切縫鉆機完成炮眼孔，總深度為15 m，其中炸藥安裝長度取9 m，炮泥封孔長度取6 m. 將許用雷管塞入最外端藥卷端頭，采用正向起爆裝藥方式，2根腳線引入孔外。將1根導爆索與炸藥捆扎，導爆索總長度取9.5 m，裝藥結構見圖4.

圖4 炮孔裝藥結構圖

2.5 爆破網絡與起爆方式

試炮時，采用煤礦許用瞬發電雷管，串聯接法，正向起爆，考慮到保持巷道頂板的穩定性，單次最多起爆取3個炮孔。視炮孔變形情況，確定爆破參數后，采用毫秒延時爆破，但總延時不超過120 ms.

2.6 切縫試驗

1) 初始裝藥炮孔間距確定為3 m，為了便于觀測切縫效果，在兩個裝藥炮孔之間增加空孔。炮孔布置圖見圖5.

2) 首先根據試驗方案進行單孔試驗，確定合理的裝藥量和封孔長度。當頂板巖性或巖層結構變化較大時必須重新進行單孔爆破試驗，確定合理的裝藥量和封孔長度。

3) 分別實施間隔爆破，對預留空孔進行窺視察看，確定爆破效果。

4) 若在放炮眼中間的空眼中煤巖未產生縫隙，必須重新開始放炮，從效果來決定采用的爆破方式和孔眼數量。

3 切頂效果

爆破完成后，利用鉆孔窺視儀對預留空孔觀察(切頂效果見圖6)，孔內裂隙明顯，起到了切頂爆破的效果，有效地降低了側向頂板懸臂梁上覆荷載以及旋轉變形壓力，改善了巷道應力環境。

圖6 切頂效果圖

通過對3405膠帶順槽安設的頂板在線監測儀和巷道收斂儀數據比對分析可知，頂板離層量和巷道收斂量均控制在30 mm之內，有效減小了運輸順槽頂底板移近量和巷道收斂量。

4 結 語

通過在鄰近3405運輸順槽的3404運輸順槽實施爆破切割頂板，降低了傳導至3405運輸順槽的圍巖壓力，改善了巷道所承受的力學環境，保證了3405運輸順槽滿足工作面回采時的巷道屬性要求。