同忻煤礦大采高綜放工作面小煤柱巷道爆破切頂技術研究

童 榮，柴澤宇，孟德祺，白文杰

(晉能控股煤業集團 同忻煤礦山西有限公司，山西 大同 037000)

隨著煤礦開采深度不斷增加，要求的煤柱寬度越來越大，顯著影響煤炭資源回收率；另外，不合理的煤柱會引起應力集中，導致巷道大變形，出現沖擊地壓等災害，威脅煤礦安全生產。常用的卸壓法主要有兩大類：水壓致裂法和爆破法。水壓致裂法是通過施工鉆孔至特定的目標層區域，通過水壓在目標層內創造出新的裂隙，從而達到弱化巖層卸壓的目的。而爆破法在煤礦井下圍巖卸壓中應用更廣，按爆破深度可分為淺孔、中深孔及深孔爆破，按爆破方式分為普通爆破和定向爆破，后者主要基于雙向聚能爆破原理，采用雙向聚能裝置在設定斷裂方向產生拉應力集中，使圍巖沿該方向斷裂[1-2]。按照鉆孔方位可分為沿工作面傾向方向鉆孔爆破[3]，減小工作面來壓強度與步距；沿工作面走向方向鉆孔爆破，人為控制堅硬頂板巖層破斷結構[4-5]；沿上述兩個角度之間的方向鉆孔爆破，兼有兩者的作用[6-7]。

同忻煤礦采用小煤柱沿空掘巷后，小煤柱巷道回采期間仍然伴隨強礦壓顯現，巷道超前影響范圍大，巷道圍巖變形大，不易維護等問題。因此，針對同忻煤礦大采高綜放工作面小煤柱巷道回采期間存在的問題，形成適合于大采高綜放工作面小煤柱巷道爆破切頂理論與技術，對實現煤礦安全生產具有重要意義。

1 工程概況

5210巷位于一水平二盤區西部，開采3～5號煤層，煤層厚度5.59～15.88 m，平均煤厚12.54 m，煤層傾角0～3°，平均1.5°.5210巷全長867 m，巷道采用矩形斷面，規格5.2 m×4.2 m.巷道對應地面標高+1 384.9～+1 340.9 m，煤層底板標高+838～+848 m，平均埋深519.9 m.5210巷為沿空掘巷如圖1所示，位于8305工作面(已回采)東南部，與8305工作面煤柱寬度5 m.

圖1 5210巷布置示意

2 5210巷切頂卸壓技術

2.1 目標切頂高度的確定

根據頂板巖層確定，工作面內701地質鉆孔頂板柱狀圖如圖2所示。

圖2 701鉆孔頂板巖層柱狀圖

目標切頂高度為目標切頂巖層距巷道頂板的距離，根據柱狀圖確定目標切頂高度為5210巷頂板至山4煤上方6.6 m厚細粒砂巖范圍內的巖層。根據臨近8305工作面2305巷頂板探測情況，煤層平均厚度14.2 m，考慮4.2 m巷道高度，則巷道頂板煤層平均厚度10 m，根據圖2確定巖層厚度25.71 m，即目標切頂高度H0=35.71 m.由于具切眼78～176 m范圍煤層厚度降低，最低為6.62 m，因此該范圍內目標切頂高度降低4 m，即目標切頂高度H0=31.71 m.切頂范圍為切眼至停采線外15 m，為保證安全，至少超前工作面100 m完成。由于采高較大，目標切頂高度較高，封孔長度較長，為保證淺部煤巖同樣能切頂，因此本次切頂卸壓采用“深孔+淺孔”的方式。

2.2 爆破鉆孔間距計算

1) 理論計算。徑向裂隙是由切向拉應力引起的忽略沖擊波的壓碎效應，當巖石中的切向拉應力大于巖石的抗拉強度時，產生徑向裂隙，見公式(1)[1]：

(1)

其中：

式中：μ為巖石的泊松比，取0.2(砂巖泊松比)。

代入計算得：b=0.25.

式中：ρ0為炸藥的密度，根據礦方提供的炸藥說明書，取1 070 kg/m3；D為炸藥的爆速，炸藥說明書中爆速>3 000 m/s，根據以往炸藥檢測結果，取4 500 m/s；dc為炸藥直徑，0.035 m；db為鉆孔直徑，取0.065 m；lc為炸藥長度，m；lb為裝藥段長度，m(采用連續裝藥，等于裝藥段長度)；n為壓力增大倍數，一般為8～11，此處取11.

代入計算得：

=726 172 218.1 Pa

將上述各計算結果代入破裂區半徑計算公式得：

=0.43 m

結合現場實際情況，及以往工程經驗，采用D型聚能管，且相鄰鉆孔同時起爆，考慮聚能管聚能作用，及相鄰爆破鉆孔應力波疊加作用，爆破破裂區范圍適當增加，取1.5倍系數，則破裂區半徑為0.645 m，即炮孔實際間距應小于1.29 m.

2) 數值模擬。采用數值模擬法模擬爆炸過程，模擬結果如下：

當藥卷直徑為48 mm，炮孔直徑為70 mm時，炸藥起爆后炮孔周圍的破壞情況如圖3和圖4所示。雙炮孔間距按1.5 m進行模擬。

圖3 單個炮孔周圍出現徑向主裂紋

圖4 兩個爆破孔裂縫疊加狀態

通過以上數值模擬分析可知，炸藥起爆后100 μs時炮孔周圍開始出現大范圍破壞，350 μs時炮孔周圍開始出現徑向主裂紋，主裂紋條數為4條。隨后主裂紋和次裂紋繼續擴展，次裂紋擴展方向具有一定的隨機性，主裂紋擴展的主方向為沿徑向向外擴展，但在局部表現為一定的隨機性。對于雙炮孔時主裂紋條數有所增加。裂紋擴展終止后向上下主裂紋的擴展長度分別為0.74 m、0.77 m，平均長度0.755 m.左右間距1.51 m時炮孔間裂縫可接近溝通，可考慮按1.5 m間距設計炮孔。

綜上所述，結合理論計算及數值模擬，最終確定5210巷爆破切頂孔間距為1.5 m.

2.3 爆破鉆孔參數

通過現場監測及理論計算得出鉆孔參數見表1。切頂鉆孔布置方案如圖5所示。

表1 鉆孔參數

圖5 爆破鉆孔布置示意

2.4 裝藥及封孔結構

聚能爆破切頂選用三級煤礦許用乳化炸藥，炸藥規格：直徑為35 mm，長為300 mm，重量為300 g，深孔、淺孔均采用48 mm直徑聚能管作為載體，裝藥結構見表2.

表2 5210巷深孔裝藥及封孔長度

孔內分為裝藥段和封孔段；裝藥段采用聚能管裝藥，炸藥間隔安裝，每6卷炸藥采用水炮泥分隔；封孔段采用注漿封孔；孔內并聯、孔間串聯連接。

炸藥引爆采用“礦用電雷管+礦用導爆索”引爆，導爆索沿聚能管布置，布置在聚能管內，在聚能管最下部采用兩發雷管引爆，一起爆破的炮眼雷管段別相同。

2.5 注漿封孔工藝

1) 工藝流程。將兩種料分別加入攪拌桶內，分別按照水灰比1∶1攪拌成漿；把封孔囊袋送入孔內，兩個封孔囊袋之間距離，可根據封孔長度調整；連接管路，開動氣動泵，開始注漿，漿液經三通混合后送入鉆孔，返漿管返漿，可結束注漿；注漿過程注意氣動注漿泵工作狀態，確保兩種漿液吸料均勻。注漿結束后，連接爆破線路，凝固60 min，即可起爆。

2) 主要器材。①爆破封孔材料。爆破封孔材料為無機雙組份材料，分為A、B兩種組分，呈干粉狀，使用時按1∶1水灰比各自加水攪拌，單一組分性能穩定，兩種漿液混合之后，能夠快速凝固，并且強度增長迅速，凝固60 min即可達到爆破要求；材料為純無機材料，完全阻燃，無有毒有害氣體產生，反應溫度不超過60 ℃，安全環保。②封孔囊袋(圖6).封孔囊袋為雙囊袋結構，配1根注漿管和1根返漿管；注漿過程中，兩端的兩個囊袋首先膨脹，堵住兩端，隔離裝藥段，堵住孔口，壓力達到一定程度后，中間段的爆破閥打開，向封孔段注漿，中間段的空氣通過返漿管排出，漿液達到最上部后，從返漿管返漿，即可結束注漿。③連體氣動注漿泵(圖7).該氣動注漿泵有2個氣動攪拌桶，1個氣動注漿泵組成，集攪拌、注漿為一體，設備以氣源為動力，輕便、靈活，較為適合注漿封孔作業。

圖6 封孔囊袋示意(mm)

圖7 注漿封孔設備

3) 技術優勢(圖8).①封孔方法簡便安全，只用將封孔裝置送入孔內，直接灌注，一次成型，快速凝固，完成封孔，比搗炮泥方式更加安全；②封孔方法速度快，單個鉆孔灌注時間3～5 min，凝固60 min即可起爆；③該封孔方法實現了封孔段和裝藥段的隔離，防止封孔漿液對炸藥產生影響，使用更加安全可靠；④可實現涌水鉆孔的封孔，采用雙囊袋結構，兩端頭囊袋首先脹起，堵住鉆孔涌水，然后向灌注段灌漿。

3 工業性實驗

為了驗證小煤柱巷爆破切頂設計的合理性，對同忻礦5210巷進行巷道表面位移觀測，回采期間分別在該巷采位250 m、350 m、50 m、550 m、650 m處布置5組測點。由于數據規律基本一致，由采位350 m處測點3數據進行說明，如圖9所示。

圖8 封孔系統示意

圖9 現場聚能爆破及巷道圍巖變形

在切頂結束10 d后，巷道頂底板移近量為48 mm，兩幫移近量為49 mm，在此期間內，頂底板及兩幫的變形速率分別為4.8 mm/d和4.9 mm/d，巷道初期變形速率較大，兩幫變形速率高于頂底板；在切頂結束10～20 d 期間，巷道頂底板下沉量為36 mm，兩幫移近量為25 mm，在此期間內，巷道頂底板及兩幫的變形速率分別為3.6 mm/d和2.5 mm/d，10～20 d期間巷道變形速率相比于10 d內的變形速率呈下降趨勢；在停采后15 d 左右，巷道圍巖變形逐漸趨于穩定。

通過對回采巷道的監測數據分析可知，在停采后15 d左右，巷道變形基本達到穩定，采準巷道兩幫移近量基本穩定在89 mm左右，巷道頂底板移近量基本穩定在110 mm左右。以上數據表明，巷道基本可以保持穩定，滿足巷道正常維護的要求，說明綜放工作面實施切頂技術后，有效地保護了巷道圍巖的穩定性。

4 結 語

1) 分析了同忻礦大采高綜放工作面小煤柱巷道存在的問題，提出了以聚能爆破切頂為核心的小煤柱巷道維護技術。

2) 根據實際情況確定了小煤柱巷道爆破切頂采用“深孔+淺孔”的鉆孔布置形式。

3) 通過理論分析及數值模擬計算得出了聚能爆破孔間距為1.5 m.

4) 在傳統黃泥漿封孔工藝的基礎上提出了安全高效的注漿封孔工藝。

5) 在同忻煤礦5210巷進行工業性試驗，對5210巷圍巖表面位移進行監測，監測數據表明，5210巷采用爆破切頂技術與方法，較好地控制了同忻煤礦5210巷圍巖變形破壞，實現了大采高綜放工作面小煤柱巷道穩定的目的。