煤礦爆破切頂卸壓沿空留巷開采技術應用

武康康

摘? 要：該文以某煤礦的回采工作面為例，探究爆破切頂卸壓沿空留巷開采技術的應用策略。采用雙向聚能爆破技術進行頂板預裂，通過合理設計切頂高度、切頂角度以及炮孔間距等關鍵參數，提高爆破預裂效果，保證巷道圍巖的穩定性。在完成爆破后進行煤層開采，使用錨索支護和U型鋼支護，提高巷內支護效果；使用工字鋼和U型鋼檔矸支護，防止矸石對圍巖的側向沖擊，為煤礦安全作業創造有利環境。

關鍵詞：雙向聚能爆破；檔矸支護；錨索加強支護；切頂高度；切頂卸壓

中圖分類號：TD353? ? ? 文獻標志碼：A? ? ? ? ? 文章編號：2095-2945（2024）10-0169-04

Abstract： Taking the mining face of a coal mine as an example， this paper probes into the application strategy of blasting roof cutting and pressure relief and retaining roadway along goaf. The roof pre-splitting is carried out by using two-way concentrated blasting technology. Through the reasonable design of key parameters such as roof cutting height， top cutting angle and hole spacing， the blasting pre-splitting effect is improved and the stability of roadway surrounding rock is ensured. After the completion of blasting， coal seam mining is carried out， anchor cable support and U-shaped steel support are used to improve the support effect in the roadway， and I-beam and U-shaped steel support are used to prevent the lateral impact of gangue on the surrounding rock， which creates a favorable environment for coal mine safety operation.

Keywords： two-way energy-concentrated blasting; gangue support; anchor cable reinforced support; roof cutting height; cutting top pressure relief

在煤礦開采作業中，為了達到不留煤柱開采的效果，通常選擇在巷道旁布置充填墻體支撐頂板，然后再開采煤柱的方案。但是煤柱回采后充填墻體仍然留在巷道內，影響巷道通風效果，不利于礦石的運輸。近年來，爆破切頂卸壓沿空留巷技術在煤礦開采中得到了應用，布置檔矸支護體防止矸石涌入巷道，再利用矸石代替充填墻體支撐頂板。該技術既可以提高巷道穩定性，又能提高煤礦開采率，具有廣泛的應用前景。

1? 工作面概況

某煤礦的113回采工作面埋深218 m，開切眼凈寬度161.6 m，有效回采長度849 m。該工作面的煤層最大傾角7.7°，煤層采高2.9 m，節理較為發育；局部存在較薄的夾矸層，煤層整體穩定性好。煤層頂板是厚度7.2 m的黑色泥巖層，底板是厚度為3.6 m的煤層。結合地質勘察資料，該煤層瓦斯含量在6.5～8.1 m3/t，無瓦斯突出危險，可采取爆破方式切頂。在開采方式上，采用了切頂卸壓沿空留巷開采技術，提前完成頂板預裂以改善巷道圍巖應力環境，在保證巷道穩定、安全的前提下實現煤柱的全部回收，提高了煤炭資源回收率，兼顧了經濟效益、社會效益。

2? 煤礦爆破切頂卸壓沿空留巷開采的關鍵技術

2.1? 雙向聚能爆破技術

采用爆破切頂卸壓沿空留巷開采技術時，必須最大程度上控制爆破能量對巷道頂板與兩側圍巖產生的破壞，為沿空留巷創造良好環境。如果采用傳統的不耦合爆破技術，在起爆之后形成的爆破能量對孔壁環向的作用基本一致，使得炮孔圍巖裂隙向四周擴展，不利于維持圍巖的完整性和穩定性。針對這一問題，本工程中采取了雙向聚能爆破技術，其原理是在聚能管上布置一排對稱分布的微孔，使得爆破能量從聚能孔傳出、形成對稱的能量束，并且沿著與巷道平行的方向傳遞，達到了對稱、定向的預裂效果[1]。雙向聚能爆破的原理如圖1所示。

圖1? 聚能爆破環向切面圖

采用雙向聚能爆破技術，除了能夠減小圍巖擾動、提高爆破效果，還能進一步加大裂縫擴展深度，在平行于巷道方向的頂板上形成連續斷面。這樣可以適當增加炮孔間距或者減小裝藥密度，在達到爆破效果的前提下降低了切頂成本。

2.2? 巷內加強支護技術

采用爆破切頂沿空留巷開采技術，巷道圍巖不僅受到了爆破能量產生的沖擊，還要面臨爆破切頂擾動、工作面后方頂板垮落擾動，對巷道內部的支護條件提出了更加嚴格的要求。為了切實保障巷道圍巖的安全，本工程采取了巷內加強支護技術，具體又分為以下2種支護形式。

一種是常規的錨索支護。使用長度在5 m以上的加強錨索，利用錨索的懸吊作用、圍巖補強作用和擠壓聯結作用，提高圍巖的穩定性[2]，如圖2所示。

另一種是U型鋼支護，作為一種被動支護方式，U型鋼雖然不能直接在巷道頂板上施加預緊力，但是能保證支護阻力不變的情況下隨著頂板的運動而收縮，起到了提前釋放頂板壓力的作用，從而實現了對巷道頂板的有效支撐。在本工程中，采取了“U型鋼+鋼筋網”組合支護方式，有效地隔離了采空區的矸石，形成了較為穩定的巷旁支護體，對提高巷道圍巖的穩定性有良好作用。

圖2? 巷道加強支護示意圖

2.3? 檔矸支護技術

在工作面回采后，形成的采空區直接頂出現垮落情況并產生大量散裝堆積的矸石。其中，部分位于采空區邊緣的矸石在受到擾動后有可能滑落進巷道內。如果沒有及時采取有效的阻擋措施，越來越多的矸石堆積在巷道內，占用了巷內空間并影響作業安全。根據以往的工作經驗，檔矸支護體主要受到采空區的側向作用力，這個側向力一部分來自矸石自重，另一部分來自覆頂巖板的自重。結合其受力特點，在設計檔矸支護體時應當優先提高其側向抗沖擊能力[3]?，F階段符合上述要求的檔矸支護體有2種類型，分別是工字鋼支護體、U型鋼支護體，具體支護形式如圖3所示。本工程中選用了具有良好伸縮性能的U型鋼支護體，能夠適應巷道變形提高支護效果。

2.4? 臨時加強支護技術

對于普通巷道，通常會在工作面前20～30 m處，選擇超前支架或者密集單體支柱等方式完成支護，支護完畢后再繼續掘進，從而保證巷道圍巖不會因為擾動而發生失穩情況。對于沿空巷道，受到的擾動來自兩方面，既有工作面前方巷道回采產生的擾動，也有工作面后方頂板周期來壓產生的擾動。此時巷道最容易發生變形，為了應對這一情況需要以工作面為基準點，在前后各采取臨時加強支護措施[4]。本工程中共設計了2種支護方案：對于應力較小、圍巖條件較好的部分，采用U型鋼支護，利用U型鋼可在一定范圍內伸縮的特性，當受到壓力后保證U型鋼的收縮與巷道的變形具有一致性，從而達到卸壓、維穩的效果；對于應力較大、圍巖條件較差的部分，采用U型鋼已經不能保證支護效果，需要替換為支護能力更強的護幫支架。

3? 煤礦爆破切頂卸壓沿空留巷開采參數設計

3.1? 頂板預裂切縫高度的計算

切頂作為爆破切頂卸壓沿空留巷開采作業的第一道工序，其參數設計是否合理將會直接決定沿空留巷效果。結合切頂作業的內容與特點，需要重點關注的核心參數有切頂高度、切頂角度等幾項。本文以切頂高度為例簡述其計算方式。根據工作經驗，切頂高度與采空區頂板有密切關系，如圖4所示。

圖4? 切頂高度示意圖

采空區垮落的頂板產生矸石，并進入到已經采空的煤層空間內。鑒于巖石的碎脹性特點，當一塊完整的巖石被破碎成若干塊后，堆積體積會成倍增加。此時垮落巖層的高度滿足以下公式

Ha=β1H1+β2H2+…+βmHm+Δ，? （1）

式中：H1～Hm分別表示頂板自下而上從第1層到第m層巖層的高度，β1～βm表示對應巖層的碎脹系數，Δ表示未接頂高度。當Δ=0時，說明巷道內堆積的矸石能夠接觸上部覆巖的底部，從而對覆巖提供一定的支撐作用。當覆巖回轉下沉時，在矸石的支撐作用下能夠減小覆巖的變形量。此時采高（M）與切落巖層的高度之間存在以下關系

M=（β1H1-H1）+（β2H2-H2）+…+（βmHm-Hm） 。? （2）

切頂垂直高度（h）的計算公式為

h=H1+H2…+Hm 。? （3）

根據地質勘察結果，統計各巖層厚度與對應碎脹系數見表1。

表1? 巖層類型及參數

結合現場情況，要想將采空區完全填滿，必須切斷泥巖層和石英砂巖層。已知工作面采高為3 m，將表1各項數據帶入式（2）后，可以求得切頂垂直高度h的值為11.35 m。

3.2? 爆破炮孔間距的計算

為了使爆破后頂板裂隙能夠貫通整條巷道，需要對雙向聚能爆破中的關鍵參數進行優化設計。結合工作經驗可知，影響雙向聚能爆破效果的關鍵因素有裝藥密度、炮孔間距等，本文以炮孔間距為例簡述其計算方法。在爆破作業中，相鄰2個炮孔的間隔距離太遠，會導致爆破能量的傳導阻力較大，相應的爆破能力的聚能導向作用越弱，無法達到裂縫貫通的效果；反之，如果炮孔的間隔距離太遠，又會導致非聚能方向的圍巖受到較大的擾動進而發生破碎，有可能發生圍巖變形、巷道頂板垮落等問題[5]?？紤]到爆破孔為細長筒形，存在“L（長度）>d（孔徑）”的關系，因此可以將三維爆破模型簡化為關于炮孔徑向斷面的二維力學結構模型，如圖5所示。

圖5中，lp1表示應力波裂縫擴展長度，lp2表示氣體作用下裂縫擴展長度。

3.2.1? 應力波裂縫擴展長度的計算方法

聚能管的結構決定了其可以在實行爆破以后將爆破能量集聚疊加，然后從聚能孔中發射出去。在起爆后，產生的平均爆轟壓力（P1），以及作用在炮孔壁上的應力（P2）的計算公式為

P1=■？籽v2 ，? ?（4）

式中：ρ表示炸藥密度，kg/m3；v表示炸藥爆速，m/s；

式中：θ表示聚能管的切縫張角，°；B表示聚能管切縫的寬度，m；r1、r2和r3分別表示炮孔、聚能管與炸藥的半徑，m；l5和l6分別表示裝藥長度和聚能管藥管長度，m；n表示圍巖壓力增大系數。在起爆之后，爆炸釋放出的巨大能量作用于炮孔圍巖并使其產生裂縫。形成裂縫后圍巖的抗拉強度也會隨之發生變化。如果巖石實際受到的拉應力超過了巖石的抗拉強度，那么將會產生新的裂縫，即應力波裂縫。應力波裂縫的長度可通過式（6）求得

式中：μ表示巖石的泊松比；σ表示圍巖的抗拉強度，MPa；K表示應力波的衰減指數，與泊松比有關，K值可通過式（7）求得

K=2-■ 。? ?（7）

3.2.2? 氣體作用下裂縫擴展長度的計算方法

應力波沖擊炮孔圍巖并使其形成裂隙后，爆炸產生的氣體也會涌入裂隙中，在氣體作用下裂縫進一步擴展。此時氣體對炮孔孔壁產生的壓力（P3）可通過式（8）求得

式中：V表示裝入炸藥的體積，m3；V1表示炮孔體積，m3；r1表示絕熱指數，取1.4；P4表示臨界爆炸壓力，MPa。隨著裂隙擴展長度的增加，氣體的能量會不斷衰減，并且在爆炸氣體壓力低于圍巖斷裂臨界壓力時，裂隙不再擴展。此時可以求得氣體作用下裂縫擴展長度（lp2），計算公式為

式中：F表示裂縫末端應力強度因子修正系數，A表示巖石斷裂韌性系數。

由圖5可知，聚能爆破總長度（L）為

L=lp1+lp2 。? （10）

帶入數據后求得L值為0.56 m，即炮孔間距不得小于0.56 m。

4? 結束語

在煤礦開采中運用爆破切頂卸壓沿空留巷技術，一方面可以通過設置檔矸支護體的方式避免頂板垮落矸石掉入巷道，在頂板穩定后利用矸石支撐頂板，提高了巷道圍巖的穩定性；另一方面還可以實現煤柱的全部回收，提高了煤炭資源利用率和煤礦開采效益。在應用爆破切頂卸壓沿空留巷技術時，除了要做好切頂高度、炮孔間距等關鍵參數的設計，還要采取巷內加強支護和檔矸支護等技術，保證巷道圍巖的穩定，為工作面回采創造安全作業環境。

參考文獻：

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