綜放工作面預裂爆破切頂沿空留巷技術應用

宋曉明

（山西蘭花科技創業股份有限公司伯方煤礦分公司，山西 高平 048400）

巷道掘進速度是制約煤礦高產高效生產的重要因素。傳統的沿空掘巷存在掘進周期長、支護困難、采空區瓦斯涌出、煤層自燃[1-3]等問題，因此，新型的沿空留巷技術應運而生。該技術通過無煤柱開采提高了回采率，同時可降低工作面上隅角瓦斯含量，緩解接替緊張局面，降低成本[4-5]。本文以伯方煤礦3308 工作面為工程背景，對沿空留巷頂板斷裂和應力分布情況開展研究，提出預裂爆破切頂沿空留巷技術，取得良好的應用效果。

1 工程概況

3308 工作面為走向長壁回采工作面，采用綜采放頂煤工藝，全部垮落法管理頂板，工作面走向長1900 m，傾向長200 m。所采3#煤層為石炭系太原組，煤層厚度4.5～5.7 m，平均5.3 m，煤層傾角平均6°，結構簡單，偶含夾矸1 層，煤層穩定。煤層頂板主要為泥灰巖和粉砂巖。工作面雙滾筒采煤機截割，回采高度2.8 m，單次截割深度0.8 m。3308 工作面相鄰工作面回采時，預留25 m 的保護煤柱。根據以往回采經驗，后期鄰近3307 工作面受集中應力影響明顯，產生較大變形，累計底鼓高度達1 m 左右，需要對巷道進行多次維護，浪費大量人力物力，對高產高效生產產生嚴重影響。對工作面開展沿空留巷技術，可有效解決應力顯現問題。

2 預裂爆破切頂卸壓技術原理

一般情況下鄰近采空區巷道頂板斷裂形式有兩種：

（1）煤柱上方頂板發生斷裂。當煤層頂板斷裂發生在煤柱上方位置時，煤層頂板會形成砌體梁結構，煤柱成為砌體梁一側的承載基體，所受應力增加，影響煤體及巷道的穩定性。頂板斷裂及應力分布圖如圖1 所示。

（2）煤層頂板斷裂發生在采空區上方。當采空區頂板發生斷裂時，煤柱上方頂板形成懸臂梁結構，梁體作用力全部由煤柱承載，產生應力集中，使煤柱發生塑性變形。頂板斷裂及應力分布圖如圖2 所示。

圖1 煤柱上方頂板斷裂示意圖

圖2 采空區上方頂板斷裂示意圖

綜上所述，不論煤層頂板斷裂位置位于采空區或者煤柱上方，都會造成煤柱應力集中，對掘進空間造成較大影響。若采用預裂爆破方法對煤層頂板進行側向切斷，則可對巷道（煤柱）進行卸壓，有效減少應力集中現象。如圖2 所示，若將煤層頂板沿煤柱上方側向切斷，可以破壞梁體結構，減少由于頂板自重和圍巖應力產生的應力集中現象，對巷道（煤柱）進行有效保護，從而減少留巷工作面巷道變形。

3 預裂爆破切頂卸壓參數設計

3.1 超前預裂爆破孔參數設計

3.1.1 炮眼布置方式

根據對煤層頂板斷裂情況的分析，本次炮孔沿巷道方向靠實體煤側巷道肩角位置布置一排平行炮孔，孔徑75 mm，炮孔仰角75°，如圖3 所示。

3.1.2 炮眼深度

（1）爆破切頂高度的計算

為了使工作面采空區煤層頂板垮落的矸石充滿回采空間，從而減少沿空留巷壓力顯現，通過對以往工程經驗的分析，決定對煤層頂板巖層按照4 倍回采高度進行弱化。其切頂高度的計算公式如下：

式（1）中：MZ為爆破切頂高度，m；H 為回采高度，取值2.8 m；T 為頂煤厚度，取值1.8 m；SA為煤層基本頂下部巖層沉降量，取值0.2H，m；C 為殘煤厚度，m；KA為冒落帶巖石碎脹系數，取值1.4。

式（2）中：η 為放出率，取值0.7；Km為頂煤垮落碎脹系數，取值1.2。

通過計算可得：MZ=8.48 m。

圖3 預裂爆破炮孔布置圖

（2）炮孔深度計算

通過爆破切頂高度計算結果可知，由于巖石碎脹作用，通過采空區頂板垮落使其完全被矸石填充需要破壞的頂板高度為8.48 m。因此，需要對頂板以上11.2 m 的巖層進行處理，從而確定炮孔深度L：

式中：β 為炮孔仰角，（°）。

按照炮孔傾角75°計算可得L=8.8 m。為了保證爆破預裂的有效性，本次炮孔深度L 取值10 m，通過試驗，可對參數進行逐步優化。

3.1.3 炮眼間距

（1）應力波疊加計算

式（4）中：a 為炮孔間距，m；σt為巖石抗拉強度，取值3.7 MPa；b 代表側應力系數，b=μ/（1-μ）取值0.33；α 為應力波峰值衰減指數，α=2-b=1.67；rb是爆破影響長度，m。

式（5）中：p2為孔壁初始壓力峰值，MPa；ρ0為炸藥密度，t/m3；D 為爆速，m/s；dc為錨桿長度，m；n 為壓力增大倍數，取值10。

通過計算可得：

（2）應力波和爆破氣體準靜壓疊加作用計算

在密閉空間應力波和爆破氣體共同作用之下，炮孔孔壁產生塑性變形，可簡化為厚壁圓筒在內壓作用下的應力模型。根據彈塑性理論巖體強度準則以及厚壁圓筒理論可得：

式中：P0為作用在孔壁的靜態壓力，MPa。

在柱狀不耦合狀態下：

經計算炮孔間距a=a1+a2=0.722+0.714=1.436 m。考慮炮孔壁的初始壓力峰值及準靜態壓力均遠大于巖體抗壓強度，會產生能量損失，本次炮孔間距取值1.4 m。

3.2 裝藥量

本次采用不耦合連續裝藥，設計裝藥長度8 m，則單孔裝藥量計算為：

式中：Q 為總裝藥量，kg；q 為每米藥量，取值2.812 5 kg/m；l 為總裝藥長度，m。經計算Q= 2.812 5×8=22.5 kg。

3.3 預裂爆破切頂及支護方案

（1）在綜放工作面超前50 m 范圍以外，按照設計參數提前施工預裂鉆孔。

（2）依據工作面回采方向和回采方式，在采面前方30～50 m 依次進行爆破，使工作面前方形成預裂切縫線。

（3）在超前工作面30 m 范圍內對巷道進行加強支護。

（4）在綜放工作面回采結束后，沿切縫線利用檔矸支架對采空區矸石進行處理，并澆筑柔模混凝土墻體對采空區進行隔離，保證巷道的支護效果。巷道支護如圖4 所示。

圖4 巷道支護示意圖

4 安全及經濟效益

（1）預裂爆破切頂卸壓沿空留巷可減少巷道壓力顯現，降低支護難度。采空區隔離支護施工，在工作面煤壁附近對留巷澆墻區頂板進行錨網索支護，在支架尾部的留巷澆墻區底板施工墻體基礎，提高了頂底板剛度，保證了“頂板-巷旁支護-底板”支圍系統剛度匹配，更好地發揮了巷旁支護的作用。預裂爆破切頂沿空留巷滯后工作面60 m以后，圍巖活動基本穩定，留巷總體變形量小，技術效果良好。

（2）提高回采率。3308工作面開采長度1900 m，平均煤厚5.4 m，煤體密度為1.4 t/m3，煤柱寬度為25 m。在采用沿空留巷后，按85%回收率進行計算，煤炭產量增加30 萬t，按照噸煤100 元利潤計算，產生經濟效益約3000 萬元。

（3）節省巷道掘進。3308 工作面采用沿空留巷后可減少3307 工作面巷道掘進約1900 m，巷道掘進綜合成本按8000 元/m 計算，可節省1520 萬元。

（4）沿空留巷費用。本次沿空留巷總長度1900 m，留巷綜合成本約5500 元/m，所需投入約為1045 萬元。經過計算，3207 工作面采用沿空留巷可提高經濟效益約3475 萬元。

5 結論

（1）采用工作面預裂爆破切頂沿空留巷技術，解決了巷道壓力傳遞現象問題，減少了巷道維護量，實現了工作面無煤柱回采，3308 工作面可提高經濟 效益約3475 萬元。

（2）采用沿空留巷技術后，3307 工作面少掘進一條巷道，節省掘進時間超過6 個月，保證了工作面正常接替。

（3）預裂爆破切頂卸壓沿空留巷可減少巷道壓力顯現，降低支護難度，配合柔模混凝土墻體設計，保證了巷道的支護效果，降低了勞動強度，提高了工作效率。