煤矿爆破切顶卸压沿空留巷开采技术应用

武康康

摘  要：该文以某煤矿的回采工作面为例，探究爆破切顶卸压沿空留巷开采技术的应用策略。采用双向聚能爆破技术进行顶板预裂，通过合理设计切顶高度、切顶角度以及炮孔间距等关键参数，提高爆破预裂效果，保证巷道围岩的稳定性。在完成爆破后进行煤层开采，使用锚索支护和U型钢支护，提高巷内支护效果；使用工字钢和U型钢档矸支护，防止矸石对围岩的侧向冲击，为煤矿安全作业创造有利环境。

关键词：双向聚能爆破；档矸支护；锚索加强支护；切顶高度；切顶卸压

中图分类号：TD353      文献标志码：A          文章编号：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

在煤矿开采作业中，为了达到不留煤柱开采的效果，通常选择在巷道旁布置充填墙体支撑顶板，然后再开采煤柱的方案。但是煤柱回采后充填墙体仍然留在巷道内，影响巷道通风效果，不利于礦石的运输。近年来，爆破切顶卸压沿空留巷技术在煤矿开采中得到了应用，布置档矸支护体防止矸石涌入巷道，再利用矸石代替充填墙体支撑顶板。该技术既可以提高巷道稳定性，又能提高煤矿开采率，具有广泛的应用前景。

1  工作面概况

某煤矿的113回采工作面埋深218 m，开切眼净宽度161.6 m，有效回采长度849 m。该工作面的煤层最大倾角7.7°，煤层采高2.9 m，节理较为发育；局部存在较薄的夹矸层，煤层整体稳定性好。煤层顶板是厚度7.2 m的黑色泥岩层，底板是厚度为3.6 m的煤层。结合地质勘察资料，该煤层瓦斯含量在6.5～8.1 m3/t，无瓦斯突出危险，可采取爆破方式切顶。在开采方式上，采用了切顶卸压沿空留巷开采技术，提前完成顶板预裂以改善巷道围岩应力环境，在保证巷道稳定、安全的前提下实现煤柱的全部回收，提高了煤炭资源回收率，兼顾了经济效益、社会效益。

2  煤矿爆破切顶卸压沿空留巷开采的关键技术

2.1  双向聚能爆破技术

采用爆破切顶卸压沿空留巷开采技术时，必须最大程度上控制爆破能量对巷道顶板与两侧围岩产生的破坏，为沿空留巷创造良好环境。如果采用传统的不耦合爆破技术，在起爆之后形成的爆破能量对孔壁环向的作用基本一致，使得炮孔围岩裂隙向四周扩展，不利于维持围岩的完整性和稳定性。针对这一问题，本工程中采取了双向聚能爆破技术，其原理是在聚能管上布置一排对称分布的微孔，使得爆破能量从聚能孔传出、形成对称的能量束，并且沿着与巷道平行的方向传递，达到了对称、定向的预裂效果[1]。双向聚能爆破的原理如图1所示。

图1  聚能爆破环向切面图

采用双向聚能爆破技术，除了能够减小围岩扰动、提高爆破效果，还能进一步加大裂缝扩展深度，在平行于巷道方向的顶板上形成连续断面。这样可以适当增加炮孔间距或者减小装药密度，在达到爆破效果的前提下降低了切顶成本。

2.2  巷内加强支护技术

采用爆破切顶沿空留巷开采技术，巷道围岩不仅受到了爆破能量产生的冲击，还要面临爆破切顶扰动、工作面后方顶板垮落扰动，对巷道内部的支护条件提出了更加严格的要求。为了切实保障巷道围岩的安全，本工程采取了巷内加强支护技术，具体又分为以下2种支护形式。

一种是常规的锚索支护。使用长度在5 m以上的加强锚索，利用锚索的悬吊作用、围岩补强作用和挤压联结作用，提高围岩的稳定性[2]，如图2所示。

另一种是U型钢支护，作为一种被动支护方式，U型钢虽然不能直接在巷道顶板上施加预紧力，但是能保证支护阻力不变的情况下随着顶板的运动而收缩，起到了提前释放顶板压力的作用，从而实现了对巷道顶板的有效支撑。在本工程中，采取了“U型钢+钢筋网”组合支护方式，有效地隔离了采空区的矸石，形成了较为稳定的巷旁支护体，对提高巷道围岩的稳定性有良好作用。

图2  巷道加强支护示意图

2.3  档矸支护技术

在工作面回采后，形成的采空区直接顶出现垮落情况并产生大量散装堆积的矸石。其中，部分位于采空区边缘的矸石在受到扰动后有可能滑落进巷道内。如果没有及时采取有效的阻挡措施，越来越多的矸石堆积在巷道内，占用了巷内空间并影响作业安全。根据以往的工作经验，档矸支护体主要受到采空区的侧向作用力，这个侧向力一部分来自矸石自重，另一部分来自覆顶岩板的自重。结合其受力特点，在设计档矸支护体时应当优先提高其侧向抗冲击能力[3]。现阶段符合上述要求的档矸支护体有2种类型，分别是工字钢支护体、U型钢支护体，具体支护形式如图3所示。本工程中选用了具有良好伸缩性能的U型钢支护体，能够适应巷道变形提高支护效果。

2.4  临时加强支护技术

对于普通巷道，通常会在工作面前20～30 m处，选择超前支架或者密集单体支柱等方式完成支护，支护完毕后再继续掘进，从而保证巷道围岩不会因为扰动而发生失稳情况。对于沿空巷道，受到的扰动来自两方面，既有工作面前方巷道回采产生的扰动，也有工作面后方顶板周期来压产生的扰动。此时巷道最容易发生变形，为了应对这一情况需要以工作面为基准点，在前后各采取临时加强支护措施[4]。本工程中共设计了2种支护方案：对于应力较小、围岩条件较好的部分，采用U型钢支护，利用U型钢可在一定范围内伸缩的特性，当受到压力后保证U型钢的收缩与巷道的变形具有一致性，从而达到卸压、维稳的效果；对于应力较大、围岩条件较差的部分，采用U型钢已经不能保证支护效果，需要替换为支护能力更强的护帮支架。

3  煤矿爆破切顶卸压沿空留巷开采参数设计

3.1  顶板预裂切缝高度的计算

切顶作为爆破切顶卸压沿空留巷开采作业的第一道工序，其参数设计是否合理将会直接决定沿空留巷效果。结合切顶作业的内容与特点，需要重点关注的核心参数有切顶高度、切顶角度等几项。本文以切顶高度为例简述其计算方式。根据工作经验，切顶高度与采空区顶板有密切关系，如图4所示。

图4  切顶高度示意图

采空区垮落的顶板产生矸石，并进入到已经采空的煤层空间内。鉴于岩石的碎胀性特点，当一块完整的岩石被破碎成若干块后，堆积体积会成倍增加。此时垮落岩层的高度满足以下公式

Ha=β1H1+β2H2+…+βmHm+Δ，  （1）

式中：H1～Hm分别表示顶板自下而上从第1层到第m层岩层的高度，β1～βm表示对应岩层的碎胀系数，Δ表示未接顶高度。当Δ=0时，说明巷道内堆积的矸石能够接触上部覆岩的底部，从而对覆岩提供一定的支撑作用。当覆岩回转下沉时，在矸石的支撑作用下能够减小覆岩的变形量。此时采高（M）与切落岩层的高度之间存在以下关系

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

切顶垂直高度（h）的计算公式为

h=H1+H2…+Hm 。  （3）

根据地质勘察结果，统计各岩层厚度与对应碎胀系数见表1。

表1  岩层类型及参数

结合现场情况，要想将采空区完全填满，必须切断泥岩层和石英砂岩层。已知工作面采高为3 m，将表1各项数据带入式（2）后，可以求得切顶垂直高度h的值为11.35 m。

3.2  爆破炮孔间距的计算

为了使爆破后顶板裂隙能够贯通整条巷道，需要对双向聚能爆破中的关键参数进行优化设计。结合工作经验可知，影响双向聚能爆破效果的关键因素有装药密度、炮孔间距等，本文以炮孔间距为例简述其计算方法。在爆破作业中，相邻2个炮孔的间隔距离太远，会导致爆破能量的传导阻力较大，相应的爆破能力的聚能导向作用越弱，无法达到裂缝贯通的效果；反之，如果炮孔的间隔距离太远，又会导致非聚能方向的围岩受到较大的扰动进而发生破碎，有可能发生围岩变形、巷道顶板垮落等问题[5]。考虑到爆破孔为细长筒形，存在“L（长度）>d（孔径）”的关系，因此可以将三维爆破模型简化为关于炮孔径向断面的二维力学结构模型，如图5所示。

图5中，lp1表示应力波裂缝扩展长度，lp2表示气体作用下裂缝扩展长度。

3.2.1  应力波裂缝扩展长度的计算方法

聚能管的结构决定了其可以在实行爆破以后将爆破能量集聚叠加，然后从聚能孔中发射出去。在起爆后，产生的平均爆轰压力（P1），以及作用在炮孔壁上的应力（P2）的计算公式为

P1=■？籽v2 ，   （4）

式中：ρ表示炸药密度，kg/m3；v表示炸药爆速，m/s；

式中：θ表示聚能管的切缝张角，°；B表示聚能管切缝的宽度，m；r1、r2和r3分別表示炮孔、聚能管与炸药的半径，m；l5和l6分别表示装药长度和聚能管药管长度，m；n表示围岩压力增大系数。在起爆之后，爆炸释放出的巨大能量作用于炮孔围岩并使其产生裂缝。形成裂缝后围岩的抗拉强度也会随之发生变化。如果岩石实际受到的拉应力超过了岩石的抗拉强度，那么将会产生新的裂缝，即应力波裂缝。应力波裂缝的长度可通过式（6）求得

式中：μ表示岩石的泊松比；σ表示围岩的抗拉强度，MPa；K表示应力波的衰减指数，与泊松比有关，K值可通过式（7）求得

K=2-■ 。   （7）

3.2.2  气体作用下裂缝扩展长度的计算方法

应力波冲击炮孔围岩并使其形成裂隙后，爆炸产生的气体也会涌入裂隙中，在气体作用下裂缝进一步扩展。此时气体对炮孔孔壁产生的压力（P3）可通过式（8）求得

式中：V表示装入炸药的体积，m3；V1表示炮孔体积，m3；r1表示绝热指数，取1.4；P4表示临界爆炸压力，MPa。随着裂隙扩展长度的增加，气体的能量会不断衰减，并且在爆炸气体压力低于围岩断裂临界压力时，裂隙不再扩展。此时可以求得气体作用下裂缝扩展长度（lp2），计算公式为

式中：F表示裂缝末端应力强度因子修正系数，A表示岩石断裂韧性系数。

由图5可知，聚能爆破总长度（L）为

L=lp1+lp2 。  （10）

带入数据后求得L值为0.56 m，即炮孔间距不得小于0.56 m。

4  结束语

在煤矿开采中运用爆破切顶卸压沿空留巷技术，一方面可以通过设置档矸支护体的方式避免顶板垮落矸石掉入巷道，在顶板稳定后利用矸石支撑顶板，提高了巷道围岩的稳定性；另一方面还可以实现煤柱的全部回收，提高了煤炭资源利用率和煤矿开采效益。在应用爆破切顶卸压沿空留巷技术时，除了要做好切顶高度、炮孔间距等关键参数的设计，还要采取巷内加强支护和档矸支护等技术，保证巷道围岩的稳定，为工作面回采创造安全作业环境。

参考文献：

[1] 司晓鹏，周昌台.定向爆破预裂和柔模混凝土墙技术在成庄煤矿的协同应用[J].煤矿安全，2022（12）：92-100.

[2] 朱永建，任恒，王平，等.倾斜厚层坚硬顶板条件下沿空留巷稳定性控制[J].中南大学学报（自然科学版），2023（3）：956-966.

[3] 张卫，张庆建，解孝华，等.中厚煤层软硬复合顶板切顶卸压沿空留巷关键参数优化研究[J].矿业研究与开发，2023（8）：118-120.

[4] 韩竖东.大同矿区薄煤层切顶卸压沿空留巷技术应用[J].晋控科学技术，2023（1）：20-23.

[5] 趙毅，解洪鑫，姚强岭.宋新庄煤矿顶板密集钻孔切顶卸压护巷技术研究[J].煤炭工程，2023（5）：45-51.