定向预裂爆破技术在小煤柱沿空掘巷中的应用研究

王 佐

（晋能控股装备集团晟泰公司，山西 晋城 048000）

0 引言

随着煤矿开采技术的迅猛发展，开采范围从浅部发展至深部，开采强度也在逐年增加，煤炭因属于不可再生资源而逐年减少，因此如何降低煤炭损失量是各煤矿必须面临的主要问题之一。基于此，小（无）煤柱开采技术得以推广应用。但小（无）煤柱巷道将会处于特殊复杂的应力环境中，尤其是在动压影响区域，巷道围岩完整性较差[1]。某些矿井地质条件比较复杂，巷道支护比较困难，尤其是小煤柱巷道受到采空区侧向压力及回采面超前压力的双重影响，治理更加困难[2-3]。

针对巷道应力环境改善或巷道控制技术研究方面，诸多科研工作者开展了不少相关工作。王炯等[4]基于青龙寺矿小煤柱巷道围岩压力大的问题，通过爆破卸压、锚网索支护等手段解决了该矿所面临的问题。别小飞等[5]针对赵固一矿大埋深、高地应力条件下实施小煤柱沿空掘巷时巷道变形严重的问题，提出定向预裂爆破技术，在根源上解决小煤柱巷道应力环境的问题，现场实施效果良好。郭志彪等[6]针对千米深井动压巷道现场破坏状况，找出了其变形的关键原因，采用卸压及恒阻锚索支护技术，经现场应用后，巷道变形明显改善。基于控制围岩变形的问题，许多科研工作者通常利用增加支护密度和支护强度以及多种方式联合支护的方式抑制巷道变形。

但因不同矿区生产地质条件差异性较大，本文以青洼煤矿实施小煤柱沿空掘巷为研究背景。由于小煤柱受到采空区侧向压力及回采面超前压力的双重影响，应力集中现象明显，容易引起小煤柱破坏，从而造成巷道破坏严重，进而增加巷道返修工程量和维护成本。结合现场实际状况，提出以切顶卸压的手段进行治理，理论分析了定向预裂爆破技术原理，并在此基础上开展现场爆破试验，研究成果将为类似条件下巷道的围岩控制提供技术借鉴。

1 工程背景

1.1 工作面概况

青洼煤矿2205 工作面为二采区首采工作面，开采方式为综采放顶煤开采，工作面地面标高+1 125～+1 217 m，工作面标高+921.5～+976.4 m，埋深在208.16～245.26 m 范围内。工作面开采2 号煤层，平均煤厚4.66 m，煤层倾角4.3°～5.4°。煤层为黑色，似金属光泽，煤质较软，煤中夹0～1 层夹矸。顶底板均以粉砂岩、泥岩为主，煤层综合柱状图如图1 所示。

图1 工作面煤岩层综合柱状图

1.2 小煤柱沿空掘巷情况

图2 工作面布置示意图

2 定向预裂爆破技术原理及工艺

2.1 定向预裂爆破技术原理

定向预裂爆破技术主要是利用切顶短臂梁理论，采用爆破的手段将巷道与采空区上方关键岩层间的应力联系减弱或切断，使得采空区侧悬臂结构面积大幅度减小，改善采空区侧巷道的应力环境。定向预裂爆破采用聚能管为载体，将爆轰冲击波集中在聚能槽两侧后，聚能槽附近的孔壁受到剧烈的冲击后出现初始裂纹，因为聚能管爆破的定向集中效果远好于传统爆破，因此聚能槽附近的孔壁裂隙发育十分明显，随后冲击波慢慢衰减为应力波，并与爆生气体同时影响初始裂纹，裂纹又在静压的影响下向爆破孔两侧深部扩展。聚能爆破与传统爆破过程基本一样，只是聚能爆破提高了炸药的定向爆破压力，爆破孔两侧岩石内部更易出现贯穿裂隙，其原理如图3 所示。定向爆破试验工程中，通常是多个爆破孔同时起爆，爆生气体准静应力场在爆破孔间将会形成应力叠加效应，提高了爆破孔间的拉张作用，充分利用了岩石抗压强度远大于抗拉强度的特性，极易使得裂纹进一步扩展。在临近爆破孔间距适宜的情形下裂缝贯通，出现弱结构。

图3 定向预裂爆破技术原理示意图

切顶卸压前后采空区覆岩结构如图4 所示，切顶后小煤柱巷道围岩压力明显降低，主要体现在小煤柱侧煤体内垂直应力这一指标上。没有进行切顶时，煤柱侧将会承受顶板覆岩自重FG和采空区悬臂梁结构的压力F压的叠加影响，而F压是以煤柱为着力点形成的向上的扭转力，同时也形成了对煤柱造成影响的推力F推，因此未切顶的巷道其帮部由于顶板压力、扭转力影响所出现的水平推力导致巷道变形较大和支护困难[8]，未切顶时巷道覆岩结构受力状况如图4-1所示。实施切顶卸压后，由于采空区、煤柱上覆关键岩层被切断，采空区悬臂结构消失，小煤柱巷道只受FG的影响，因此小煤柱巷道变形不明显，切顶后巷道覆岩结构受力状况如图4-2 所示。

图4 切顶巷道与未切顶巷道顶板结构

2.2 切顶卸压技术工艺流程

基于定向预裂爆破技术原理以及切顶力学环境分析，切顶卸压技术工艺流程如图5 所示。工作面开采前在超前一定范围内靠近煤柱帮施工切顶孔，并利用聚能管为载体进行定向预裂爆破，在沿工作面推采方向上形成预定的切缝线（见图5-1）；工作面回采过后，采空区顶板沿切缝线随采随落（见图5-3），为接替工作面巷道掘进提供良好的应力环境；工作面回采结束后，沿采空区边缘或留有较小煤柱进行掘巷（见图5-4），小煤柱沿空掘巷巷道形成后或接替工作面，回采期间巷道变形可控，可以达到安全生产要求，增加了煤炭采出率[9]。

图5 切顶沿空掘巷工艺流程

3 定向预裂爆破关键参数确定

3.1 切顶高度确定

根据沿空掘巷大、小结构稳定性机理，小煤柱巷道属于小结构范畴。若要改善小煤柱巷道的应力环境，应通过卸压的手段减小上区段采空区弧形三角板的悬顶面积，而卸压的关键是确定合理的切顶高度。合理的切顶高度能够减弱或切断采空区与煤柱上方基本顶岩层之间的力学传递，使得上区段工作面回采过后采空区基本顶及时垮落，采空区侧向支承压力峰值降低，峰值位置向深部转移，为小煤柱巷道提供良好的应力环境并使其处于应力降低区范围内。因此合理的切顶高度将会影响切顶效果，影响小煤柱巷道的状态。

3.1.1 理论公式计算

相关研究表明，切断基本顶岩层可能起到较好卸压卸压效果。基本顶厚度经验公式：

式中：dz为基本顶厚度，m；D 为煤层开采厚度，取4.66 m；sa为岩梁触矸位置的沉降值，取0.2 m；Kz为岩梁触矸位置冒落岩石的碎涨系数，中硬岩石一般取1.3～1.5，此处取1.3。将相关数值代入公式计算得到dz为16.92 m。

然而，林运娘家属却坚持其对林场划为公益林的情况事先并不知情。苏碧辉解释道，由于政府鼓励造林，承包山地还能领到一定的补助，所以当时大家积极性都很高。除伯公科这一片林地外，他们还开垦了另外几块林地。前些年虽然的确领到过公益林的补偿金，但一直以为是另外一片松树林的，因为在经营伯公科经济林的20多年间，其从未听说过这片山林变更为了生态林，也没有收到政府下发的任何相关通知。

3.1.2 关键层理论计算

结合2205 工作面附近钻孔综合柱状情况，理论分析工作面顶板覆岩结构运动特征后，裂隙带岩梁位置即为上覆基本顶断裂、回转形成时岩梁的位置，按照下式确定进入裂隙带的基本顶岩层：

式中：Hi为自下而上第i 层基本顶岩层的厚度，m；H'i为自下而上第i 层基本顶分层的厚度，m；Ki为基本顶及其附加岩层的岩石碎胀系数，取1.15～1.33；h 为直接顶厚度，m。

通过计算分析，得到第3 层基本顶岩梁（4 m 厚的粉砂岩）以上岩层为裂隙带岩层，其下岩层为冒落带岩层。因此爆破孔垂深应在第3 层基本顶岩梁以上。工作面煤层上覆顶板岩层依次为4 m 粉砂岩、3.25 m 泥岩、2.5 m 中粒砂岩、4 m 粉砂岩、0.13 m 煤线、2.7 m 粉砂岩。切顶高度以到达2.7 m 粉砂岩计算，则为16.58 m，与理论计算15.15 m 相比，取大值，因巷道高度2.7 m，顶板为1.5 m 厚的顶煤，因此综合确定爆破切顶高度为18.08 m。

3.2 钻孔直径和间距

受爆炸应力波的影响，裂纹从爆破孔半径1～2 倍的区域内开始出现并扩展，扩展路径是沿着径向和爆破孔中心连线方向，随爆破孔直径和单位耗药量的增加，裂隙发育进一步扩展，可参考如图6 所示的岩石松散性系数与爆破孔直径之间的关系曲线。

图6 岩石松散性系数与爆破孔直径之间的关系

由于D 型聚能管直径为63 mm，并根据煤层覆岩特性、预裂爆破经验、钻机及现场施工条件的情况，确定钻孔直径为75 mm，钻孔间距暂定2 m，后期可据具体爆破效果适当调整。

3.3 钻孔角度

研究表明，如果爆破孔偏向煤柱帮或垂直顶板施工，会不利于采空区顶板垮落，一般采空区方向倾斜角度要大于5°但不超过15°；如果爆破孔角度倾斜过大时，采空区侧悬顶长度将会增加，进而造成煤柱和顶板受力加大。所以确定爆破孔向回采帮方向倾斜，即倾角α 为10°；同时向切眼方向倾斜，即倾角β为75°。同时钻孔位置距煤柱帮距离S 不超过0.5 m。爆破钻孔布置情况如图7 所示。

图7 爆破钻孔布置示意图

3.4 封孔及装药工艺

考虑钻孔有一定倾角，结合实际情况，爆破钻孔长度取19 m。根据规定要求在深孔爆破的情况下，下封孔长度要大于孔深的1/3，即封孔长度至少6.3 m，但考虑顶板锚索长度7.3 m，封孔长度应超过锚索支护范围的1 m，则封孔长度至少为8.3 m，为便于聚能管安装等操作，设计装药长度10 m，封孔长度9 m。爆破孔内采用不耦合间隔的方式进行装药，为确保孔内炸药不出现瞎炮，采用双雷管和双导爆索引爆炸药，每根导爆索利用瞬发电雷管起爆，2 个雷管并联连接。爆破孔封孔及装药结构如图8 所示。为加快施工效率，提高炮孔封孔速度和封孔质量，采用囊袋式快速注浆封孔。

图8 装药结构示意图

4 现场应用效果分析

为了验证切顶效果，现场通过钻孔窥视、注水试验、支架工作阻力以及小煤柱巷道变形等方式检验爆破切顶效果。

4.1 预裂效果分析

1）注水试验。现场爆破结束后，向其中一个爆破孔内注水，发现相邻爆破孔内出水量较大，说明爆破后孔与孔之间形成了贯通裂隙。

2）钻孔窥视试验。利用窥视仪对切顶孔进行窥视，窥视视频截图如图9 所示。

图9 定向断裂爆破窥视结果

从爆破窥视效果可知，能看到孔壁两侧有裂缝发育且为对称发育；根据聚能管聚能槽对称性特征，切顶孔内裂缝相互扩展贯通，有利于结构弱面的形成，认为孔内裂缝呈对称、连续发育特征；切顶孔8～18 m范围内对称裂缝发育，装药段成缝率达75%，切顶效果较好。

4.2 支架工作阻力监测

根据2205 工作面支架压力可知：未爆破段端头支架平均末阻力3 506 kN，动载系数平均1.34；爆破段端头支架平均末阻力4 077 kN，平均动载系数1.20；爆破段端头支架平均末阻力较未爆破段有所增大，增大为16.3%；爆破段端头支架动载系数较未爆破段有所减小，为未爆破段的89.5%，来压强度有所降低。

4.3 小煤柱表面位移结果

由于2205 工作面初采期间进行了水力压裂工程，切顶爆破工作是距切眼80 m 左右开始实施。因此，从22033 小煤柱巷道变形观测结果（见图10）可知：

图10 小煤柱巷道围岩变形曲线

1）爆破段顶板下沉量为未爆破段的35.9%；爆破段底鼓量为未爆破段的38.2%；爆破段煤柱侧鼓出量为未爆破段的25.6%；爆破段回采侧鼓出量为未爆破段的34.9%。

2）爆破段相邻巷道实体煤帮变形量38 mm，煤柱帮鼓出量122 mm，顶板下沉量56 mm，底鼓量368 mm，能够满足2203 工作面回采指标要求。

3）爆破段相邻巷道卸压效果明显，变形量显著减小，以往相邻巷道维护需要打设大量的木垛，而爆破段无需支设木垛。

5 结论

1）基于现场实际情况，提出以切断基本顶为主的切顶卸压技术，能够有效改善小煤柱巷道围岩应力环境，且有效抑制巷道围岩变形。同时对定向预裂爆破技术原理进行了理论分析，确定了爆破相关参数，爆破孔距煤柱帮0.5 m，爆破孔开孔与煤壁夹角为10°、向采空区方向倾斜后，钻孔倾角为75°，钻孔深度19 m，钻孔直径75 mm，钻孔间距2.0 m。采用囊袋式快速注浆封孔。

2）22051 巷实施爆破切顶后，根据注水、窥视试验结果显示，预裂爆破范围内形成对称裂缝发育且相互贯通；爆破范围内2205 工作面端头支架动载系数较未爆破段有所减小，来压强度有所降低；在22033小煤柱巷道掘进期间，顶底板收缩量424 mm，两帮收缩量160 mm，巷道变形可控，确保了工作面安全生产，同时取得了可观的经济社会效益。