運輸順槽深孔爆破斷頂卸壓護巷技術研究

張 杰 李開賢 陳 勇

（兗礦能源集團股份有限公司濟寧二號煤礦，山東 濟寧 272000）

隨著煤炭開采的深入，深部巷道周圍的原位應力一般都非常大且復雜[1-3]。究其原因，不僅是高垂直應力的影響，水平應力也會影響巷道的穩定性。巷道支護非常關鍵，但不是確保安全的長期策略，因為采礦應力不斷增加且復雜。隨著卸壓要求和安全標準的提高，注水、鉆孔、水力壓裂和開挖卸壓巷道等傳統卸壓技術通常會帶來繁重的工作量和高昂的成本。由于深部開采環境應力較大，巖石具有整體性好、強度高的特點，在煤層頂部會形成又厚又硬的頂板。在煤礦開采過程中，巷道和工作面的高強度礦壓一直是影響平均煤炭產量的關鍵因素[4]。切頂卸壓技術可有效控制巷道頂板巖層的連續性和穩定性，降低動壓影響范圍。該文針對濟寧二號煤礦93下11-2 工作面運輸順槽在采動影響下巷道圍巖變形較大、影響正常安全使用的現狀，提出了采用深孔爆破斷頂卸壓護巷技術進行側向預裂，以確保93下11-2 運輸順槽的穩定性，研究成果為類似條件下的巷道變形控制提供了科學依據。

1 工程概況

93下11-2 工作面位于九采區西部，北側距九采西部探煤巷約251 m，南側東部為沖刷無煤變薄區，南側西部為93下11-1 工作面，南側上方為93上13、93上15 工作面采空區，西側為設計的93下12、93下13 工作面，東側為93下09 工作面采空區，工作面上方有93上13 原運輸順槽和九采西部3上探煤巷。工作面標高-701.9～-748.3 m，地面標高+33.34～+42.80 m。工作面回采前期隨采隨加支架進行擴面生產，后期軌、運順設備互換隨采隨減支架進行縮面生產。工作面長94.3～370.8 m，推進長度975～977 m。煤3下內生裂隙發育，煤層傾角1°～6°，工作面煤厚2.4～4.9 m，平均3.3 m，普氏系數f一般在1.91 左右，為軟～中等硬度煤層。93下11-2 工作面位置關系如圖1。

圖1 93下11-2 工作面位置關系圖

93下11-2 工作面運輸順槽沿煤層底板掘進，由于受93下11-2 工作面采動影響，93下11-2 運輸順槽頂底板和兩幫出現嚴重的變形，巷道頂底板最大移近量達750 mm，同時巷道頂板錨索支護材料出現破斷的現象。

2 深孔爆破切頂卸壓技術原理與方案

2.1 切頂卸壓技術原理

當堅硬頂板懸露的面積較大，難以發生垮落時，采用爆破的方法可以致使頂板巖層破斷，讓頂板一部分巖層先垮落到采空區。該部分巖層的垮落并不能形成較大的沖擊，同時可在采空區內形成具有一定厚度的墊層，既可以減小頂板的懸露面積，還可以避免頂板在短時間大范圍出現垮落造成強大沖擊，有效防治煤礦煤巖動力災害[5-7]。

深孔預裂爆破切頂卸壓是在鉆孔底部集中裝藥爆破，釋放煤巖積聚的彈性能量，還可以產生松動區，緩解巷道附近的應力集中。合理的爆破參數可促進煤巖破碎程度和范圍，加強卸壓程度和調峰深度，適用于較寬的應力邊界。

工作面開采時，工作面開采影響范圍內的巷道斷面變形速度快，控制難度大。為了盡可能減小開采應力對周圍巷道的影響，設計了深孔爆破切頂作業。通過提前切割頂板，工作面與巷道頂板之間的連續結構被切斷，從而阻礙了采礦引起的應力傳遞，巷道圍巖應力環境得到了改善，保證巷道的穩定性[8-9]。

2.2 深孔爆破斷頂卸壓方案

2.2.1 爆破切頂高度

根據93下11-2 工作面頂板巖層情況，上覆巖層從下至上分別為泥巖（平均厚度為13.04 m）、中細砂巖互層（平均厚度為15.16 m）、粉砂巖（平均厚度為1.75 m）、煤層（平均厚度為0.9 m）、粉砂巖（平均厚度為2.02 m）、中砂巖（平均厚度為20.95 m）。93下11-2 工作面上覆巖層深孔預裂爆破需要處理的巖層為上覆的中砂巖和中細砂巖互層。為了保證停采線位置處的頂板軟化，爆破高度45 m。

2.2.2 爆破切頂角度

實體煤上方的斷裂體A 和采空區內的斷裂體B發生摩擦而形成平衡體，二者產生滑移失穩的條件：

（Tcosθ-Rsinθ）tanφ≤Rcosθ+Tsinθ（1）

式中：T、R分別為斷裂體B所受的水平應力、剪切力，kN；θ為切頂的角度，（°）；φ為A與B間的摩擦角，取值32.5°。

式中：q為斷裂體B 所受的均布載荷，kN；l為B 的長度，取值21 m；H為老頂的厚度，取值6.6 m，ΔH為斷裂體B 的下沉量，取值3.3 m。

聯立（1）（2）式可得：

計算可得θ=15°，切頂的仰角為90° -15°=75°。

2.2.3 鉆孔間距

在深孔預裂爆破時，由爆破后巖體的破碎程度可以劃分為破碎區、裂隙區以及震動區。在裂隙區范圍的巖體受剪切破壞，徑向裂隙較為發育，而切頂卸壓可以通過爆裂隙的貫通從而形成弱面。所以，把爆破的影響范圍控制在裂隙區可以起到切頂的效果。裂隙區的半徑可由以下公式計算：

式中：b為側向應力系數；α=2-b；σcd為單軸抗壓強度，取60.0 MPa；σtd為單軸抗拉強度，取1.5 MPa；ρ0為炸藥密度，取1400 kg/m3；Dv為炸藥爆速，取3000 m/s；η為爆炸物絕熱系數，取6.1；n為炸藥與孔壁接觸時的壓力增大系數，取3.3；μd為泊松比，取0.25；le為軸向裝藥系數，取1.0；Kp為裝藥不耦合系數，取1.8；rd為炮孔半徑，取30 mm。

將以上參數代入（4）式可以得出鉆孔裂隙區的半徑為7.5 m。本方案選擇隔孔裝藥方式，即相鄰爆破孔之間設置自由孔，鉆孔間距15 m。

2.2.4 鉆孔布置

1）走向鉆孔

93下11-2 運順自93下11-2 切眼開始向外，面向回采方向，沿巷道走向施工64 個走向鉆孔，每組1 個鉆孔，鉆孔間距15 m，孔深45 m，直徑75 mm，與頂板呈75°，靠近非采幫。設計每孔裝藥18 m，裝藥量59.4 kg，封孔長度15 m。如圖2。

圖2 93下11-2 運順走向鉆孔三視圖（m）

2）強化斷頂方案

93下11-2 運順距切眼50～150 m 區域（進出93下09 采空區前后100 m 區域），面向切眼方向與巷道走向呈15°偏向非采幫施工7 組走向鉆孔，每組布置3 個鉆孔，呈扇形布置，組內鉆孔間距0.5～1 m，組間距15 m，鉆孔距非采幫1～1.5 m，與頂板分別呈75°、65°、55°，孔深分別為40 m、30 m、24 m，直徑75 mm，裝藥長度分別為13 m、10 m、8 m，裝藥量分別為42.9 kg、33 kg、26.4 kg，封孔長度分別為15 m、10 m、8 m。如圖3。

圖3 93下11-2運順煤柱區域扇形頂板爆破鉆孔三視圖（m）

2.2.5 切頂卸壓深孔爆破施工工藝

采用ZDY3500LP 型煤礦用履帶式全液壓坑道鉆機施工鉆孔，使用Ф75 mm 鉆頭配合Ф50 mm×1000 mm 鉆桿鉆進，鉆孔施工時采用濕式打眼進行水力排渣。

檢查瓦斯濃度：裝藥前、放炮前檢查放炮地點前后20 m 范圍內的瓦斯濃度。當瓦斯濃度超過1%時，嚴禁裝藥放炮。若鉆孔內CH4濃度大于0.5%時，則該孔不再裝藥起爆并對鉆孔使用封孔劑或黃泥進行全程封堵。

1）探孔：使用可延接的炮桿探孔，若因孔內堵塞導致探孔深度達不到75%時，不再爆破；若驗孔未至孔底但大于75%時，重新調整裝藥量后進行爆破作業。

2）裝藥：

① 裝藥方式采用炮桿將藥柱緩慢送至孔底，每次將不大于6 節藥柱裝入爆破孔內，孔深45 m 裝入14 節藥柱，40 m 裝入13 節藥柱，孔深30 m 裝入10 節藥柱，孔深24 m 裝入8 節藥柱。

② 每次在最后一節藥柱最外端300 mm 處，采用十字交叉法制成倒刺，防止在裝藥過程中藥柱下滑或從孔內掉出。

③ 每次在最后一節藥柱上安裝2 個雷管，孔深45 m、40 m 雷管數量為6 發，孔深30 m 雷管數量為4 發，孔深24 m 雷管數量為4 發。接線采用孔內并聯，孔間串聯，裝藥方式采用正向裝藥。將腳線引出藥柱使用專用花線連接延長后順爆破孔孔壁引到孔口外面。

④ 裝完藥后，雷管連接線及時扭接成短路。

為了防止爆破過程中出現殘炮和拒爆現象，采用外徑為50 mm、長度2000 mm 的凹槽爆破筒裝填炸藥，雷管腳線可以在凹槽的保護下不被拉斷，確保雷管的完好。爆破炸藥選用安全系數大于三級的煤礦許用含水炸藥，炸藥的直徑為32 mm，長200 mm。采用直徑63 mm、每節長600 mm 的黃土封泥袋進行封孔。

3）封孔：封孔材料為GC-SFk 系列速凝封孔材料。

① 根據設計深度設置封孔器長度；

② 檢查鉆孔無問題后將封孔器送入鉆孔內，連接注漿泵和注漿管；

③ 速凝封孔材料按水灰質量比1:1 進行配比，并且攪拌均勻，將漿液緩慢注入囊袋中，注漿過程中不停地攪拌；

④ 觀察注漿壓力表，壓力達到1.5 MPa 后關閉注漿泵和止漿閥門；

⑤ 換注漿孔注漿或結束注漿，用清水清洗攪拌桶和注漿泵。

4）聯線：聯線方式為單個爆破孔內并聯，孔與孔之間串聯。每次起爆1 組爆破孔，每組爆破孔的雷管腳線連接到一根爆破母線上。由爆破工本人聯母線，連接起爆器母線的一端起爆前后必須始終是短接的。

5）起爆：經檢查無誤，采用FD200XS-B 型發爆器起爆。放炮員在距爆破孔不小于300 m 處進行起爆，警戒地點、放炮員起爆地點的頂幫必須支護良好，無任何支護失效跡象，警戒距離不小于300 m。

6）施工工藝：敲幫問頂→施工頂板爆破鉆孔→檢查瓦斯濃度、檢查鉆孔內氣體情況、炮眼裝藥→檢查瓦斯→爆破→檢查瓦斯通風30 min。

3 工業性試驗

根據爆破頂板切割技術方案，進行現場工業試驗。93下11-2 運輸順槽采用深孔爆破切頂卸壓后，在末采工作面距離停采線50 m 的位置采用十字布點法對巷道斷面進行巷道圍巖變形監測，監測時間為60 d，監測結果如圖4。

圖4 圍巖變形監測曲線圖

從圖4 中可以看出，巷道兩幫及頂板變形呈非線性增長。在0～35 d 內，巷道兩幫變形從0 增加到約66 mm，頂底板變形從0 增加到約79 mm。隨后，巷道圍巖變形逐漸趨于穩定?？偟膩碚f，采用爆破切頂卸壓技術后，巷道圍巖變形較小且可基本保持穩定狀態，巷道圍巖控制效果較好，滿足巷道正常使用的要求，有效保護了巷道圍巖的穩定性。

4 結論

1）由于93下11-2 工作面采動的影響，93下11-2運輸順槽出現嚴重的變形破壞，提出了深孔爆破切頂卸壓技術。通過理論計算，確定了爆破切頂高度為45 m，切頂角度為15°，并對鉆孔布置進行了合理設計。

2）通過現場實施深孔爆破切頂卸壓技術后，巷道頂底板變形約80.5 mm，兩幫移近量約71.8 mm，巷道圍巖變形得到有效控制，表明深孔爆破切頂卸壓技術的適用性。