任海平
(西山煤電集團公司官地礦生產科,山西省太原市,030053)
停采線的合理確定一直是采煤行業需要深入研究的難題,其合理性關系到礦井生產的安全與經濟。從安全角度考慮,停采線到大巷之間煤柱留設寬度越大,大巷受到開采活動的擾動越小,對于大巷的維護越有利,從而能夠保證開采活動的安全;從資源回收率角度出發,大巷保護煤柱寬度留設越小,煤炭資源浪費就越少,資源回收率相應越高,但不利于安全。針對在保證安全開采的前提下,最大限度回收煤炭資源,同時減少資源浪費的難題,可考慮采用深孔爆破斷頂卸壓的方法,既加強了大巷穩定性,又提高了回采上限。
對于停采線位置確定問題,科研院校、煤礦現場科技人員等對此都有不同研究,得出很多有指導價值的實踐經驗及計算公式。但不同礦井的煤層頂底板巖性、厚度等不同,巷道布置及支護形式也各有差異,簡單復制沿用其他礦井經驗做法缺乏科學性,與安全生產理念相悖。即使同一水平煤層的不同工作面,由于巖層局部構造、節理裂隙差異以及巷道支護形式、工作面開采順序、回采工藝、支架回撤方式等不同,大巷保護煤柱設計也不完全相同。官地礦22611工作面開采時,工作面兩邊平巷礦壓顯現強烈,巷道變形量大,可以預測若該工作面停采線位置留設不合理,不采取斷頂卸壓手段,將對回撤通道的維護造成嚴重困難。因此,有必要對22611工作面停采線位置進行斷頂卸壓,提高回采上限。
22611工作面開采2號煤層,位于中六采區北配巷西北部。22611工作面煤層開采厚度2.4~3.2 m,埋深590~767 m,22611綜采工作面切眼傾斜長度224 m,煤層傾角2°~16°,頂底板情況見表1。

表1 22611工作面頂底板情況表
由于22611工作面埋深較大,屬于深部開采范疇,預計支架回撤時頂板壓力較大,為了保護回撤通道,建議加強支護。切眼擴循環段采用全錨索+錨網支護,如圖1和圖2所示。第一、第二排錨桿錨索混合支護,第三排全錨索支護,第四排全錨桿支護(第一排錨索長度為4200 mm,第二排、第三排錨索長度6200 mm)。錨索采用?21.6 mm×4200 mm/6200 mm鋼絞線錨索,錨桿采用?22 mm×2400 mm螺紋鋼錨桿,網片采用雙層菱形網。擴循環段支架穿插11#礦用工字鋼梁進行支護,機頭機尾及頂板破碎段上雙梁,梁頭下加打直徑不小于200 mm的紅松圓木和單體(圓木緊貼煤幫、單體距圓木400 mm)。所有抬棚用11#礦用工字鋼,兩端各用2根錨索配合自制鋼板固定。

圖1 停采線支護參數平面圖

圖2 停采線支護參數截面圖
本文研究在工作面的末采收尾后停采線處,應用深孔爆破技術對頂板進行切斷,實現卸壓,降低采動應力對采區集中巷道的影響,避免采區集中巷道產生大變形。在停采線處進行切頂卸壓工作,沿頂板向工作面前上方斷頂切縫,保護中六區采區集中巷道。
試驗內容主要包括兩個方面:工作面超前支承壓力卸壓方法和周期來壓對回撤通道穩定性影響特征。超前支承壓力卸壓后,使采區巷道處于超前支承壓力影響區之外,能夠保證巷道免受破壞,但從減小大巷保護煤柱尺寸以提高資源回收率的角度出發,研究將采區巷道置于超前應力影響微弱區內,并且可對巷道圍巖加強支護,可以保證大巷的穩定。此外合理的停采線位置還應有利于末采期間撤架工作的順利進行。研究周期來壓規律,將停采線處于周期來壓頂板剛垮落之后,或通過人工強制斷頂措施在停采線處切落懸露的老頂,以達到減弱回撤通道礦山壓力、安全回撤的目的。
通過建立模型及數值計算,得出以下結論:卸壓前工作面前方應力集中區域明顯,采取深孔爆破斷頂卸壓后,裂隙弱化頂板能夠有效切斷超前應力的傳遞,工作面前方支承應力曲線由單峰轉化為雙峰,卸壓炮孔仰角45°、炮孔深34.5 m時效果最好。
弱化區域與工作面之間應力產生緩解效應,應力峰值17.6 MPa,應力集中系數為1.7,相比原應力集中程度有明顯降低。在弱化區域前方40 m處,應力集中系數為1.03,不超過原巖應力的5%,與不采取深孔爆破卸壓相比,減少31%。這說明卸壓爆破對于阻斷超前應力的傳遞、降低應力集中程度效果明顯,巷道將產生較緩和的應力響應,能夠滿足維持巷道穩定性的要求。
根據數值模擬應力變化情況,超前支承壓力在工作面末采期間和停采一段時間內存在一個動態變化過程,應力會向前方煤體轉移。為了保證停采后中六區回風巷、皮帶巷不受動態變化應力的影響,在工作面設備回撤時采用深孔定向爆破的方法切斷頂板卸壓,改善圍巖應力傳播途徑,通過斷頂卸壓的方法提高回采上限。定向爆破卸壓的位置、范圍、方法、工藝參數是本文研究的關鍵。
(1)停采線位置:工作面停采線距采區回風巷80 m,比原停采線向前移動20 m。
(2)炮孔布置:工作面長度按224 m計算,由于超前支承壓力較大,在頂板爆破出弱面后,支承壓力可將頂板壓斷,因此炮孔間距確定為8 m,共布置27個炮孔。每個炮孔斜長35 m,仰角45°。
(3)裝藥量:為了防止對工作面造成太大震動,本次全部采用?50 mm爆破筒,裝藥量約1.5 kg/m,共計約810 kg炸藥。每個炮孔封泥長15 m。
(1)打孔:工作面回撤通道擴幫完成后,在采煤機、刮板輸送機拆除完畢后進行鉆孔,此時鉆機挪移擺放比較方便。履帶式鉆機按2~3個孔/班計算,則可打4~6個孔/d,兩臺鉆機可打8~12個孔/d,27個炮孔約3 d完成。
(2)裝藥:撤出液壓支架之前進行裝藥放炮,每個班次起爆不超過5個炮孔,可裝藥15個孔/d,27個炮孔需2 d完成。
(3)起爆:裝一組炸藥后即可安排爆破,按3個班次/d起爆,需2 d完成。
4.3.1 打孔
采用坑道鉆機,根據炮孔設計參數進行打孔,孔徑80 mm。采用三翼金剛鉆頭打孔,鉆頭直徑80 mm,鉆桿直徑65 mm,鉆桿長度為1 m,孔深35 m,仰角45°,炮孔間距8 m。
鉆孔施工過程中,采用坡度儀定位炮孔角度,打孔后記錄和檢查打孔情況。由于炮孔長度較長,為使爆破達到預期效果并保證安全,炮孔角度不能偏離太大,炮孔角度充許偏離的角度在0.5°以內。鉆孔時盡量將孔內煤渣排除,要求鉆桿鉆到規定深度時鉆機空轉5 min。
4.3.2 裝藥
為了防止殘炮、拒爆現象,深孔爆破炸藥采用凹槽爆破筒填裝、專用炮棍進行裝藥,凹槽可以保護雷管腳線等不被拉斷,確保所有雷管完好。
炸藥采用煤礦許用三級乳化,藥卷尺寸長200 mm,直徑350 mm。深孔爆破由于炮孔較深,為了便于裝藥,采用阻燃防靜電凹槽被筒,每節被筒長2 m。先將炸藥裝入被筒內,再向炮孔內填送炸藥,在每一節炸藥填入孔內的同時,將雷管塞入凹槽被筒內。凹槽管斷面如圖3所示。

圖3 凹槽爆破筒內裝藥結構圖
采用分段連體式裝藥結構,裝藥結構如圖4所示,每段可連續安裝5~10筒為一體,每個孔較深,分段不但易于安裝,且遇到緊急情況時一段不起爆,另一段也會起爆。

圖4 分段炸藥的安裝結構
使用凹槽爆破筒時,用鉗子等在筒中部打一直徑10 mm的孔用于塞入雷管,在距離兩端頭各3 mm處在各打一直徑3 mm的孔用于掛連接扣,使每節爆破筒相連。
每節爆破筒可提前塞滿炸藥,使用時運至爆破點。探好孔后,向孔內填裝爆破筒時再塞入雷管,雷管從爆破筒引出后直接連放炮母線,放炮母線放置在爆破筒的凹槽內,用膠帶固定好。固定好雷管及炮線之后,用炮棍將每組爆破筒依次塞入孔內。
裝藥前必須使用直徑為50 mm的專用炮棍進行探孔。如果遇到卡阻現象,說明孔內有打鉆殘渣,將高壓水管接到炮棍上進行沖洗炮孔,然后再裝藥。
為了防止深孔爆破過程中產生拒爆、殘爆現象,每3~5個爆破筒安裝一個雷管,裝藥時每個孔內必須保證兩組以上的炸藥,每10 m為一連體,推送入孔內,炮孔封泥長度為15 m。
4.3.3 封孔
采用深孔爆破專用的黃土封泥袋,封泥袋直徑63 mm,每節長度500 mm。根據以往經驗,干燥黃土封泥效果比濕潤的好,可加入適量干水泥,按黃土與水泥5∶1的比例進行混合,提前將黃土填裝入封泥袋內,爆破時運至施工點。裝完藥后,按剩余炮孔長度進行封孔,封孔時注意對爆破母線的保護,防止其磨損與絞纏,母線懸掛至孔壁上側,并固定好,用炮棍大頭將黃土封泥袋塞入孔內并封實。
4.3.4 起爆
炮孔起爆時采用每組爆破筒的雷管串聯、組與組之間再串連的方式,采用MFB200型起爆器。每個炮孔中的所有雷管采用串聯的方式連接。如果多個炮孔一次起爆,則孔與孔之間也采用串聯方式,保證每一發雷管都起爆,一次可同時起爆一組10個炮孔。起爆連接結構示意圖如圖5和圖6所示。

圖5 兩組炸藥的連接結構

圖6 一組炸藥內雷管的連線結構
(1)將停采線上限前移,多回采煤炭資源,按工作面傾斜長224 m、采高3 m計算,停采線前移20 m即可多開采2萬t煤,按400元/t的價格計算,則可以多創造產值800萬元。
(2)斷頂卸壓可以防止采動影響向采區巷道傳播,減小采區巷道變形,降低了巷道維護成本約100萬元。
爆破卸壓法在實際工程中得到了驗證,效果良好。定向卸壓爆破在建筑工程方面應用較廣,但在煤礦井下末采期間進行斷頂卸壓、確定合理的停采線位置方面的應用尚屬首例。實踐證明,應用深孔爆破技術對頂板進行切斷,可以實現卸壓,降低采動應力對采區集中巷道的影響,避免采區集中巷道產生大變形。
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