臨巷爆破預切頂卸壓參數優化

彭世龍，孫利輝，熊懷鑫，丁 斌

（河北工程大學礦業與測繪工程學院，河北 邯鄲 056038）

0 引 言

傳統沿空掘巷的護巷煤柱較寬，導致煤炭損失量巨大。損失量可達到礦井煤炭資源的2/5[1-2]。護巷煤柱的寬度隨開采深度增加而增大，護巷煤柱所處環境會隨開采深度增加變的復雜，大部分礦井放棄對寬煤柱二次回收[3-6]。為降低護巷煤柱造成的煤炭損失，無煤柱技術（沿空留巷技術和沿空掘巷技術） 由此產生。沿空留巷圍巖因受兩次工作面擾動，圍巖支護強度大且穩定性不易控制。沿空掘巷布置在已垮落的采空區邊緣，圍巖只受本工作面開采擾動，支護強度較沿空留巷相比低且穩定性易控制，實際工程采用沿空掘巷比較普遍。但是在堅硬頂板條件下實施窄煤柱沿空掘巷時，容易出現圍巖破壞，巷道大變形問題[7-8]。對于堅硬懸頂問題的解決方法前人做了大量研究，但是對地質條件復雜且堅硬頂板的工程條件，成功解決懸頂垮落沿空掘巷鮮有研究。本文以云駕嶺煤礦的預切頂沿空掘巷為研究對象，運用UEDC 模擬不同高度、角度工況下頂板最大變形量，分析沿空掘巷圍巖穩定性及覆巖運動規律。

1 概 況

云駕嶺礦井19101 工作面開采9 號煤層，煤層平均2.81 m。9 號煤層直接頂板為石灰巖。石灰巖厚4.85～6.07 m，深灰色，致密堅硬。在厚硬頂板實施窄煤柱沿空掘巷易造成巷道大變形，導致沿空掘巷失敗。臨巷預切頂卸壓使巷道頂板形成短懸臂梁，減小了頂板壓力，達到頂板主動卸壓目的。切頂參數是影響厚硬頂板條件沿空掘巷成功的關鍵?，F場計劃19101 工作面運巷實施超前預切頂卸壓，后19103 副巷實施窄煤柱沿空掘巷。本文通過數值模擬方法優化切頂鉆孔布置參數、現場爆破優化裝藥參數，以此獲得最優的切頂卸壓參數。工作面和巷道布置如圖1 所示。

圖1 工作面和巷道布置Fig.1 Layout of face and roadway

2 切頂參數對留巷圍巖穩定性影響數值模擬分析

2.1 數值模擬構建

根據云駕嶺煤礦19101 工作面工程地質條件，采用UDEC 模擬軟件建立模型，巖層共分15 層，模型尺寸為250 m×63.94 m，模型如圖2 所示。巖層力學參數見表1。

表1 煤巖體力學特性參數Table 1 Mechanical characteristic parameters of coal and rock mass

圖2 UDEC 數值模擬模型Fig.2 UDEC numerical simulation model

2.2 數值模擬方案

本文采用控制變量法作為沿空掘巷切頂方案。切頂高度為11m，設置未切頂為參照，切頂角度為5°、10°、15°、20°四種方案對巷道圍巖的影響；設置切頂角度為10°，切頂高度為5、9、11、13 m 四種方案對巷道圍巖的影響。

2.3 模擬結果分析

2.3.1 切頂角度對巷道圍巖穩定性影響

圖3為不同切頂角度巷道側向頂板破斷形態。

圖3 不同切頂角度巷道側向頂板破斷形態Fig.3 Fracture pattern of lateral roof of roadway under different angles

頂板不切頂時，當工作面采出后，采空區頂板失去下方支撐，頂板旋轉下沉，并呈一定角度橫跨在巷道與采空區上方，懸頂結構明顯。大面積的懸頂結構壓力會使煤柱及巷道圍巖大變形。當切頂角為5°時，頂板預裂縫兩側巖體結構面摩擦阻力大于下滑力，破斷體未能順利垮落，上方覆巖未受到向上的支撐力，導致巷道頂板應力集中，不利于巷道圍巖穩定。切頂角為10°時，垮落體充填采空區后和煤柱形成的承載結構支撐上方荷載。保護了巷道的圍巖穩定性。切頂角度為15°和20°時，切縫線兩側的巖體破斷范圍擴大，巷道頂板荷載隨之增大，垮落體不能及時垮落，對巷道圍巖穩定性不利。

探究不同切頂角度對巷道頂板下沉量變化的規律，揭示了不同角度對頂板下沉量影響的機理（圖4）。

圖4 切頂角度變化與頂板下沉量變化的關系Fig.4 Relationship between the change of cutting angle and the change of roof subsidence

圖4分析可知，切頂角度變化導致頂板下沉量不一樣，曲線形成的規律差異很大。當頂板還沒有切頂時，曲線隨著計算時間增加曲線斜率慢慢放緩變形量最大為162.4 mm。切頂角度為5°時，最大下沉量為97.2 mm，跟未切頂的最大下沉量相比減少了39.9%。當切頂角度為10°時，切頂曲線為所有曲線位置最低，頂板最大變形量的最低值在這條曲線上，曲線上頂板變形量最大為85.3 mm，跟未切頂的最大下沉量相比減少了45%。當切頂角度為15°時，最大下沉量為124.19 mm，當切頂角度為20°時，最大下沉量為143.15 mm。跟未切頂最大變形量相比，減少的變形量幅度較小，說明切頂卸壓的效果減弱。最終結論，10°為切頂的效果最好。

2.3.2 切頂高度對巷道圍巖穩定性影響

圖5為不同切頂高度巷道側向頂板破斷形態。切頂高度為5 m 時，垮落體少，采空區未得到充分填充，不能形成有效的承載體，頂板會繼續向下旋轉下沉。且頂板和采空區垮落體之間有很大的空隙。切頂高度為9 m 時，垮落下來的巖體比5 m 時多，采空區填充率比5 m 的充填率高，但采空區垮落的巖體和上覆巖層間仍有空隙。切頂高度增加到11 m，隨切頂高度增加垮落體隨之增多，垮落的巖體進一步充填采空區，采空區得到了充分填充，垮落的巖體和煤柱給上覆巖層一個向上的支撐力，上覆巖層得到下方支撐力后，破斷的巖層會停止向下旋轉和下沉。當切頂高度上升到13 m 時，頂板巖層切落的巖體更多，因采空區已被填充充分，破斷巖體和上覆巖層的空隙進一步縮小，但切頂高度增加會使巖體損傷范圍增加，煤柱側懸頂頂板荷載加大，不利于沿空巷道圍巖穩定。

圖5 不同切頂高度巷道側向頂板破斷形態Fig.5 Fracture pattern of lateral roof in roadway with different height of cutting roof

不同切頂高度對巷道頂板下沉量變化的規律，揭示不同高度對頂板下沉量影響的機理，如圖6所示。

圖6 切頂高度變化與頂板下沉量變化的關系Fig.6 Relationship between the change of cutting top height and the change of roof subsidence

切頂高度為5 m 時，隨計算時間的增加，曲線放緩，頂板下沉量增加幅度減小，最大下沉量為115.5 mm。切頂高度增加到9 m 時，曲線隨計算時間的增加，曲線放緩，斜率小于5 m 曲線，最大下沉量為101.5 mm。比切頂高度為5 m 的最大頂板下沉量減少12.1%。切頂高度增加到11 m 時，頂板下沉量繼續下降，最大頂板下沉量85.3 mm，比切頂高度為5 m 的最大頂板下沉量減少25.7%。當切頂高度為13 m 時，最大頂板下沉量81.4 mm，比切頂高度為5 m 的最大頂板下沉量減少29%。巷道頂板下沉量下降幅度明顯減弱，頂板卸壓程度減弱。結果表明11 m 為最適合的切頂高度。

3 工程應用

3.1 爆破試驗

通過現場爆破試驗，確定爆破方案為聯孔連爆，最佳炮孔的間距為600 mm，裝藥量為4+3+3+3+3+2。2、4、7、9 號孔為觀察孔，其它孔均為爆破孔。

圖7可知，2、4、7、9 號孔內圍巖受兩側炮孔爆破擾動作用，圍巖發生了明顯的破裂，主要體現在3 個方面。一是在窺視過程中發現孔內存在炮煙，說明相鄰鉆孔爆破后，孔間圍巖裂隙已經貫通，炮煙流動到2、4、7、9 號孔中；二是對比2、4、7、9 號孔爆破前后發現孔內圍巖裂隙數量明顯增多，原生裂隙進一步擴展，擾動次生裂隙大幅度增加；發現孔內擾動次生裂縫在完整圍巖處發育比較明顯，相反在原來較破碎的區域沿巷道軸向方向的裂縫發育不明顯，但圍巖的破碎程度大。

圖7 炮孔內裂縫發育規律Fig.7 Regularities of fracture development in borehole

3.2 掘巷效果

圖8（a） 可知，巷道變形量大小排序為頂板、煤柱側、實體煤側、底板，對應的最大變形量依次為171、107、73 和28 mm。圖8（b） 在工作面回采期間圍巖變形量比開挖時期增加了很多，距離工作面0～40 m 變形量隨距工作面的距離增加快速下降，40 m 后變形量減小，曲線放緩。距離工作面最近的變形量從高到底排序為頂板、煤柱側、實體煤側和底板，變形量從大到小為253、133、106 和43 mm。切頂后的19103 副巷板頂板、煤柱側、實體煤側、底板變形量等圍巖變形均得到有效控制。

圖8 巷道開挖及工作面回采期間圍巖位移變化規律Fig.8 Variation law of surrounding rock displacement during roadway excavation and face mining

19103 工作面副巷長度為185 m，采用預切頂爆破卸壓技術后窄煤柱寬度僅為2 m，煤柱寬度較原留設6 m 的窄煤柱縮小了4 m。

4 結 論

（1） 通過UDEC 分析不同角度、高度預裂切頂卸壓沿空掘巷參數，獲得了切頂卸壓最優參數。切頂角度為10°，切頂高度為11 m。

（2） 通過現場爆破試驗，確定了最佳爆破方案為聯孔連爆，最佳炮孔間距為600 mm，最佳裝藥量為4+3+3+3+3+2。

（3） 19103 副巷掘進成巷后，巷道圍巖變形較小，說明實施預切頂卸壓后，頂板弧形三角板結構轉變為短懸臂梁結構，保障了沿空掘巷的穩定。