切頂爆破卸壓技術研究

周俊謙,趙麗娟,王佳豪

(1.山西大同大學 煤炭工程學院, 山西 大同 037003;2.深圳大學 土木與交通工程學院, 廣東 深圳 518086)

我國煤礦90%為長臂開采,常規留煤柱開采在工作面回采期間,由于兩邊采空,煤柱上部形成應力集中,易造成周邊巷道大變形、冒頂,且煤柱的留設造成煤炭資源丟失。為有效防范安全事故、提高煤炭資源回收率,沿空留巷無煤柱開采技術應運而生[1]. 沿空留巷無煤柱開采技術主要是隨工作面回采推進,利用爆破切頂技術在巷道上方和煤柱幫上方基本頂之間形成切縫,阻斷基本頂之間的聯系,消除采空區基本頂回轉、斷裂、垮落對煤柱的影響,從而取消護巷煤柱,作為工作面沿空回采巷道使用[2-3]. 學者們針對該技術進行大量的理論與實踐研究,在沿空留巷圍巖活動規律及頂板控制[4-6]、巷旁支護技術[7-9]等方面都取得大量成果。在上述研究的基礎上,以某煤礦1208采區的切頂卸壓成巷技術試驗作為研究背景,對沿空巷道頂板與工作面頂板破斷特征等進行系統研究,以進一步完善沿空留巷技術理論,同時對類似地質條件下的工程應用提供一定參考。

1 地質概況

1208工作面位于2采區南翼西部采區邊界,采15#煤層,走向可采長度740 m,傾向長度146 m,可采面積108 040 m2. 該工作面位于井下主系統大巷南翼,其西部為采區邊界,南部為礦井邊界,東部為1206工作面采空區。1208工作面標高910～960 m,埋深490～530 m,煤厚4.9～6.4 m,平均煤厚5.7 m,煤層傾角0～4°,平均傾角3°. 1208工作面巷道布置見圖1. 工作面綜合柱狀圖見圖2.

圖1 1208工作面巷道布置

圖2 1208工作面綜合柱狀圖

2 切頂爆破卸壓技術

2.1 工作面頂板破斷特征

長壁式開采過程中,頂板的中心和兩側的中間,會有兩條斷裂線Ⅰ1、Ⅰ2,如圖3所示的基本頂的“O-X”破斷模型。頂板的邊緣會形成一條斷裂線Ⅱ,與頂板的Ⅰ1、Ⅰ2斷裂線連接,形成一條“O”型的斷裂線Ⅲ[10]. 最終,頂板上的巖層會沿斷裂線分裂,形成“X”型的斷裂帶,并最終形成1塊體和2塊體。采場基本頂碰到掉落的矸石后,運動會慢慢變得平緩,基本頂在初次破斷后形似橢圓形。

圖3 基本頂的“O-X”破斷模型[11]

在開采持續進行時,頂板破斷可能會出現周期性的崩塌,從而出現斷裂線Ⅰ1和Ⅱ.在斷層周圍將形成周期性的頂板垮落,最終頂部形成了一個新的結構部分1和3[11].

頂板在斷裂過程中,工作面的后方形成一個弧形三角板。這個弧形三角板由“O”型破斷引起,由“O”形裂縫、煤壁側頂板、工作面以及前方頂板共同構成。隨著工作面的推進,弧形三角板會在“X”型破斷的影響下演變成結構塊1和結構塊3,如圖4所示的弧形三角板結構示意圖。

圖4 弧形三角板結構示意

2.2 采空區殘留邊界特征

每經歷1個崩塌周期,崩塌厚度都會逐漸增大,且受“支撐效應”作用的影響,在采空區的固定邊界線之上,會產生不規則的殘留頂板邊界線,這些殘余的懸掛頂板將在下一次崩塌時產生第二次坍塌。采空區殘留邊界示意圖見圖5.

圖5 采空區殘留邊界示意

3 爆破切頂技術方案

1) 根據工作面綜合柱狀圖,1208工作面15#煤層的直接頂是10.9 m的泥巖,基本頂是6.7 m的K2石灰巖。因此,6.7 m厚的K2石灰巖是本次切頂和卸壓的目標。使用頂部切割和卸壓技術,確定爆破后的鉆孔距離為200 mm. 結合回風順槽頂板及鉆機施工情況,得出鉆孔傾角α向工作面后方傾斜90°,鉆孔仰角β垂直頂板85°. 鉆孔位置S和傾角α示意圖見圖6. 鉆孔仰角示意圖見圖7.

圖6 鉆孔位置S和傾角α示意

圖7 仰角示意

2) 確定沿空掘巷頂板預裂切縫高度H0是煤層頂板K2石灰巖的上邊界。結合柱狀圖,確定切縫高度為21.6 m.

鉆孔深度H1可通過經驗公式計算:

(1)

式中:H0為巷道頂板K2上邊界高度,m,取21.6;α為鉆孔與水平方向的傾角,(°),取90;β為鉆孔與水平方向的仰角,(°),取85.

經計算,取整后預裂切縫鉆孔深度H1為23 m.

3) 根據該礦頂板情況,選擇直徑55 mm的鉆孔,并將鉆孔間距維持在800 mm. 為實施卸壓作業,選用適合該作業的特殊頂板鉆機,配套直徑55 mm的鉆頭及直徑42 mm的鉆桿。

鉆孔設計參數見表1.

表1 鉆孔設計參數

4) 選用礦用三級乳化炸藥,長200 mm,重0.2 kg,直徑32 mm. 根據工程經驗,不耦合系數K的合理范圍為1.30

5) 根據地下工程爆破經驗公式,單孔裝藥量:

Q=k×H×q

(2)

式中:Q為單孔裝藥量,kg/孔;H為鉆孔深度,m,取23;k為裝藥系數,取2/3;q為裝藥集中度,kg/m,因1208運輸順槽上方基本頂為泥巖,堅硬頂板,故裝藥集中度取 0.7.

代入式(2)得,單孔裝藥量為10.7 kg,換算成藥卷數量N=10.7/0.2=54卷(取整)。現場試驗過程中,根據爆破效果及時調整裝藥量。

裝藥段長度L裝=2H/3=15 m,封孔段長度L封=H-L裝=8 m.

爆炸段內鉆孔長度為15 m,使用的是三級水膠炸藥,并配以毫秒延時的電雷管炸藥,每個孔54卷炸藥。鉆孔采用D型聚能管裝藥進料,異形管外徑48 mm,分為6根2 m和1根1 m. 自上而下的裝藥結構為“7+7+7+7+7+7+7+5”,每部分有2個發電雷管。封孔長8 m,并用注漿將孔洞封閉起來。全部裝藥都是正向裝藥,孔內電雷管并聯,孔間串聯。每次起爆使用相同的段別雷管,每次炸孔5～10個。裝藥及封孔示意圖見圖8.

圖8 裝藥及封孔示意

6) 將A、B料加入攪拌桶中,按照1∶1的比例將水灰攪拌成漿狀物;再將封孔囊袋放入孔內。連接管路后,啟動氣動泵,開始注入漿液。漿液會經過三通混合后送入鉆孔。注漿完成后,連接爆破線路,等待30 min凝固,即可進行起爆。封孔系統示意圖見圖9.

圖9 封孔系統示意

4 爆破效果檢驗

1) 礦壓分析。

1208工作面采用爆破切頂卸壓后,基本頂初次來壓各項參數比卸壓前有明顯減小。卸壓前后基本頂來壓情況見表2.

表2 卸壓前后基本頂來壓情況

由表2分析可知,通過對1208工作面進行爆破切頂卸壓,可使初次來壓步距減少13.9 m,動載系數下降0.5. 同時,頂煤的大面積垮落步距縮短28 m,使初次來壓、初次放煤時間變短,來壓強度減小,防止大范圍懸頂垮塌的發生。

2) 爆破鉆孔窺視。

為檢驗爆破切縫效果,對爆破鉆孔進行窺視。通過窺視結果可以看出,采用設計方案預裂爆破后,切頂孔內可以明顯觀察到聚能爆破后產生的縱向裂紋,越往深部裂縫縫隙越大,且出現塌落的巖塊,說明切頂爆破成縫效果良好。根據鉆孔窺探結果可知,1208工作面采用爆破切頂后,距終孔8 m,鉆孔的孔壁上有明顯的裂縫,這些裂縫是由工作面采動所致,彼此貫通。采空區內的頂煤懸掛在這些貫通的裂隙中,并隨斷層一起垮落,提高了煤層的回收率。窺視結果見圖10.

圖10 窺視結果

3) 切頂效果分析。

分段爆破,根據測點數據分析巷道收斂變形效果,該測點位于407#墻體處,距巷口約100 m,變化規律見圖11、12.

圖11 測點頂底板移近規律

圖12 測點兩幫移近規律

通過對圖11、12的分析可以看出,在切頂過程中,頂底位移和兩幫位移分別為190 mm和50 mm,切頂后頂底位移與兩幫位移分別降低71.2%和64.3%,由此可以看出,預裂爆破的效果是顯著的。該爆破方案的合理選擇,不僅解決了采空區頂板壓力較大,巷道變形較大的問題,而且有效地提高了煤炭回采率。

5 結 語

1) 針對1208采區沿空留巷存在的頂板壓力大、礦壓顯現強烈、巷道變形大等問題,通過理論分析和實驗分析,確定切頂爆破的關鍵參數,在此過程中對1208運輸巷進行恒阻錨索加強支護和爆破切縫。為保障煤礦的安全生產,必須采取對留巷段和回撤巷道穩定性區域的支護,并對采空區的側面巷幫進行噴漿治理。

2) 根據理論分析,得出炮孔長度、炮孔間距和單孔裝藥量等爆破參數,對1208工作面進行爆破切頂卸壓后,可使初次來壓步距減少13.9 m,動載系數下降0.5,頂煤的大面積垮落步距也減少28 m,使初次來壓、初次放煤時間變短,來壓強度減小,防止大范圍懸頂垮塌的發生,避免了支柱在大面積懸頂垮落時的沖倒風險。

3) 通過對鉆孔的考察,發現在爆破切頂后8 m左右的范圍內,鉆孔的孔壁上有明顯的裂縫;這些裂縫是由工作面的采動所致,彼此貫通。采空區內的頂煤懸掛在這些貫通的裂隙中,并隨斷層一起垮落,從而提高了煤層的回采率。

Research on Pressure Relief Technology of Cutting Top Blasting

ZHOU Junqian, ZHAO Lijuan, WANG Jiahao

AbstractAiming at the problems of high roof pressure, strong mining pressure manifestation, and large roadway deformation in 1208 mining area of a coal mine along the hollow stay lane,the characteristics of roof fracture during the advancement of the 1208 working face were analyzed, and the key parameters of roof cutting blasting were determined; After blasting and cutting the roof to relieve pressure in the 1208 working face, the initial pressure step distance can be reduced by 13.9 m, the dynamic load coefficient can be reduced by 0.5, and at the same time the large-scale collapse of the top coal can be reduced by 28 m. This shortens the time for the initial pressure and coal release, reduces the strength of the pressure, prevents the occurrence of large-scale collapse of the suspended roof, and avoids the risk of pillar collapse during large-scale collapse of the suspended roof. During the investigation of drilling, within the range of about 8 meters after the top cutting of the blasting, there were obvious cracks on the borehole wall; These cracks are caused by mining on the working face and are interconnected with each other. The top coal in the goaf is suspended in these interconnected cracks and collapses along with the faults, thereby improving the recovery rate of the coal seam.

KeywordsTop cutting blasting; Borehole inspection; Mine pressure detection; Crack