王 佐
(晉能控股裝備集團晟泰公司,山西 晉城 048000)
隨著煤礦開采技術的迅猛發展,開采范圍從淺部發展至深部,開采強度也在逐年增加,煤炭因屬于不可再生資源而逐年減少,因此如何降低煤炭損失量是各煤礦必須面臨的主要問題之一。基于此,小(無)煤柱開采技術得以推廣應用。但小(無)煤柱巷道將會處于特殊復雜的應力環境中,尤其是在動壓影響區域,巷道圍巖完整性較差[1]。某些礦井地質條件比較復雜,巷道支護比較困難,尤其是小煤柱巷道受到采空區側向壓力及回采面超前壓力的雙重影響,治理更加困難[2-3]。
針對巷道應力環境改善或巷道控制技術研究方面,諸多科研工作者開展了不少相關工作。王炯等[4]基于青龍寺礦小煤柱巷道圍巖壓力大的問題,通過爆破卸壓、錨網索支護等手段解決了該礦所面臨的問題。別小飛等[5]針對趙固一礦大埋深、高地應力條件下實施小煤柱沿空掘巷時巷道變形嚴重的問題,提出定向預裂爆破技術,在根源上解決小煤柱巷道應力環境的問題,現場實施效果良好。郭志彪等[6]針對千米深井動壓巷道現場破壞狀況,找出了其變形的關鍵原因,采用卸壓及恒阻錨索支護技術,經現場應用后,巷道變形明顯改善。基于控制圍巖變形的問題,許多科研工作者通常利用增加支護密度和支護強度以及多種方式聯合支護的方式抑制巷道變形。
但因不同礦區生產地質條件差異性較大,本文以青洼煤礦實施小煤柱沿空掘巷為研究背景。由于小煤柱受到采空區側向壓力及回采面超前壓力的雙重影響,應力集中現象明顯,容易引起小煤柱破壞,從而造成巷道破壞嚴重,進而增加巷道返修工程量和維護成本。結合現場實際狀況,提出以切頂卸壓的手段進行治理,理論分析了定向預裂爆破技術原理,并在此基礎上開展現場爆破試驗,研究成果將為類似條件下巷道的圍巖控制提供技術借鑒。
青洼煤礦2205 工作面為二采區首采工作面,開采方式為綜采放頂煤開采,工作面地面標高+1 125~+1 217 m,工作面標高+921.5~+976.4 m,埋深在208.16~245.26 m 范圍內。工作面開采2 號煤層,平均煤厚4.66 m,煤層傾角4.3°~5.4°。煤層為黑色,似金屬光澤,煤質較軟,煤中夾0~1 層夾矸。頂底板均以粉砂巖、泥巖為主,煤層綜合柱狀圖如圖1 所示。

圖1 工作面煤巖層綜合柱狀圖

圖2 工作面布置示意圖
定向預裂爆破技術主要是利用切頂短臂梁理論,采用爆破的手段將巷道與采空區上方關鍵巖層間的應力聯系減弱或切斷,使得采空區側懸臂結構面積大幅度減小,改善采空區側巷道的應力環境。定向預裂爆破采用聚能管為載體,將爆轟沖擊波集中在聚能槽兩側后,聚能槽附近的孔壁受到劇烈的沖擊后出現初始裂紋,因為聚能管爆破的定向集中效果遠好于傳統爆破,因此聚能槽附近的孔壁裂隙發育十分明顯,隨后沖擊波慢慢衰減為應力波,并與爆生氣體同時影響初始裂紋,裂紋又在靜壓的影響下向爆破孔兩側深部擴展。聚能爆破與傳統爆破過程基本一樣,只是聚能爆破提高了炸藥的定向爆破壓力,爆破孔兩側巖石內部更易出現貫穿裂隙,其原理如圖3 所示。定向爆破試驗工程中,通常是多個爆破孔同時起爆,爆生氣體準靜應力場在爆破孔間將會形成應力疊加效應,提高了爆破孔間的拉張作用,充分利用了巖石抗壓強度遠大于抗拉強度的特性,極易使得裂紋進一步擴展。在臨近爆破孔間距適宜的情形下裂縫貫通,出現弱結構。

圖3 定向預裂爆破技術原理示意圖
切頂卸壓前后采空區覆巖結構如圖4 所示,切頂后小煤柱巷道圍巖壓力明顯降低,主要體現在小煤柱側煤體內垂直應力這一指標上。沒有進行切頂時,煤柱側將會承受頂板覆巖自重FG和采空區懸臂梁結構的壓力F壓的疊加影響,而F壓是以煤柱為著力點形成的向上的扭轉力,同時也形成了對煤柱造成影響的推力F推,因此未切頂的巷道其幫部由于頂板壓力、扭轉力影響所出現的水平推力導致巷道變形較大和支護困難[8],未切頂時巷道覆巖結構受力狀況如圖4-1所示。實施切頂卸壓后,由于采空區、煤柱上覆關鍵巖層被切斷,采空區懸臂結構消失,小煤柱巷道只受FG的影響,因此小煤柱巷道變形不明顯,切頂后巷道覆巖結構受力狀況如圖4-2 所示。

圖4 切頂巷道與未切頂巷道頂板結構
基于定向預裂爆破技術原理以及切頂力學環境分析,切頂卸壓技術工藝流程如圖5 所示。工作面開采前在超前一定范圍內靠近煤柱幫施工切頂孔,并利用聚能管為載體進行定向預裂爆破,在沿工作面推采方向上形成預定的切縫線(見圖5-1);工作面回采過后,采空區頂板沿切縫線隨采隨落(見圖5-3),為接替工作面巷道掘進提供良好的應力環境;工作面回采結束后,沿采空區邊緣或留有較小煤柱進行掘巷(見圖5-4),小煤柱沿空掘巷巷道形成后或接替工作面,回采期間巷道變形可控,可以達到安全生產要求,增加了煤炭采出率[9]。

圖5 切頂沿空掘巷工藝流程
根據沿空掘巷大、小結構穩定性機理,小煤柱巷道屬于小結構范疇。若要改善小煤柱巷道的應力環境,應通過卸壓的手段減小上區段采空區弧形三角板的懸頂面積,而卸壓的關鍵是確定合理的切頂高度。合理的切頂高度能夠減弱或切斷采空區與煤柱上方基本頂巖層之間的力學傳遞,使得上區段工作面回采過后采空區基本頂及時垮落,采空區側向支承壓力峰值降低,峰值位置向深部轉移,為小煤柱巷道提供良好的應力環境并使其處于應力降低區范圍內。因此合理的切頂高度將會影響切頂效果,影響小煤柱巷道的狀態。
3.1.1 理論公式計算
相關研究表明,切斷基本頂巖層可能起到較好卸壓卸壓效果。基本頂厚度經驗公式:
式中:dz為基本頂厚度,m;D 為煤層開采厚度,取4.66 m;sa為巖梁觸矸位置的沉降值,取0.2 m;Kz為巖梁觸矸位置冒落巖石的碎漲系數,中硬巖石一般取1.3~1.5,此處取1.3。將相關數值代入公式計算得到dz為16.92 m。
然而,林運娘家屬卻堅持其對林場劃為公益林的情況事先并不知情。蘇碧輝解釋道,由于政府鼓勵造林,承包山地還能領到一定的補助,所以當時大家積極性都很高。除伯公科這一片林地外,他們還開墾了另外幾塊林地。前些年雖然的確領到過公益林的補償金,但一直以為是另外一片松樹林的,因為在經營伯公科經濟林的20多年間,其從未聽說過這片山林變更為了生態林,也沒有收到政府下發的任何相關通知。
3.1.2 關鍵層理論計算
結合2205 工作面附近鉆孔綜合柱狀情況,理論分析工作面頂板覆巖結構運動特征后,裂隙帶巖梁位置即為上覆基本頂斷裂、回轉形成時巖梁的位置,按照下式確定進入裂隙帶的基本頂巖層:
式中:Hi為自下而上第i 層基本頂巖層的厚度,m;H'i為自下而上第i 層基本頂分層的厚度,m;Ki為基本頂及其附加巖層的巖石碎脹系數,取1.15~1.33;h 為直接頂厚度,m。
通過計算分析,得到第3 層基本頂巖梁(4 m 厚的粉砂巖)以上巖層為裂隙帶巖層,其下巖層為冒落帶巖層。因此爆破孔垂深應在第3 層基本頂巖梁以上。工作面煤層上覆頂板巖層依次為4 m 粉砂巖、3.25 m 泥巖、2.5 m 中粒砂巖、4 m 粉砂巖、0.13 m 煤線、2.7 m 粉砂巖。切頂高度以到達2.7 m 粉砂巖計算,則為16.58 m,與理論計算15.15 m 相比,取大值,因巷道高度2.7 m,頂板為1.5 m 厚的頂煤,因此綜合確定爆破切頂高度為18.08 m。
受爆炸應力波的影響,裂紋從爆破孔半徑1~2 倍的區域內開始出現并擴展,擴展路徑是沿著徑向和爆破孔中心連線方向,隨爆破孔直徑和單位耗藥量的增加,裂隙發育進一步擴展,可參考如圖6 所示的巖石松散性系數與爆破孔直徑之間的關系曲線。

圖6 巖石松散性系數與爆破孔直徑之間的關系
由于D 型聚能管直徑為63 mm,并根據煤層覆巖特性、預裂爆破經驗、鉆機及現場施工條件的情況,確定鉆孔直徑為75 mm,鉆孔間距暫定2 m,后期可據具體爆破效果適當調整。
研究表明,如果爆破孔偏向煤柱幫或垂直頂板施工,會不利于采空區頂板垮落,一般采空區方向傾斜角度要大于5°但不超過15°;如果爆破孔角度傾斜過大時,采空區側懸頂長度將會增加,進而造成煤柱和頂板受力加大。所以確定爆破孔向回采幫方向傾斜,即傾角α 為10°;同時向切眼方向傾斜,即傾角β為75°。同時鉆孔位置距煤柱幫距離S 不超過0.5 m。爆破鉆孔布置情況如圖7 所示。

圖7 爆破鉆孔布置示意圖
考慮鉆孔有一定傾角,結合實際情況,爆破鉆孔長度取19 m。根據規定要求在深孔爆破的情況下,下封孔長度要大于孔深的1/3,即封孔長度至少6.3 m,但考慮頂板錨索長度7.3 m,封孔長度應超過錨索支護范圍的1 m,則封孔長度至少為8.3 m,為便于聚能管安裝等操作,設計裝藥長度10 m,封孔長度9 m。爆破孔內采用不耦合間隔的方式進行裝藥,為確保孔內炸藥不出現瞎炮,采用雙雷管和雙導爆索引爆炸藥,每根導爆索利用瞬發電雷管起爆,2 個雷管并聯連接。爆破孔封孔及裝藥結構如圖8 所示。為加快施工效率,提高炮孔封孔速度和封孔質量,采用囊袋式快速注漿封孔。

圖8 裝藥結構示意圖
為了驗證切頂效果,現場通過鉆孔窺視、注水試驗、支架工作阻力以及小煤柱巷道變形等方式檢驗爆破切頂效果。
1)注水試驗。現場爆破結束后,向其中一個爆破孔內注水,發現相鄰爆破孔內出水量較大,說明爆破后孔與孔之間形成了貫通裂隙。
2)鉆孔窺視試驗。利用窺視儀對切頂孔進行窺視,窺視視頻截圖如圖9 所示。

圖9 定向斷裂爆破窺視結果
從爆破窺視效果可知,能看到孔壁兩側有裂縫發育且為對稱發育;根據聚能管聚能槽對稱性特征,切頂孔內裂縫相互擴展貫通,有利于結構弱面的形成,認為孔內裂縫呈對稱、連續發育特征;切頂孔8~18 m范圍內對稱裂縫發育,裝藥段成縫率達75%,切頂效果較好。
根據2205 工作面支架壓力可知:未爆破段端頭支架平均末阻力3 506 kN,動載系數平均1.34;爆破段端頭支架平均末阻力4 077 kN,平均動載系數1.20;爆破段端頭支架平均末阻力較未爆破段有所增大,增大為16.3%;爆破段端頭支架動載系數較未爆破段有所減小,為未爆破段的89.5%,來壓強度有所降低。
由于2205 工作面初采期間進行了水力壓裂工程,切頂爆破工作是距切眼80 m 左右開始實施。因此,從22033 小煤柱巷道變形觀測結果(見圖10)可知:

圖10 小煤柱巷道圍巖變形曲線
1)爆破段頂板下沉量為未爆破段的35.9%;爆破段底鼓量為未爆破段的38.2%;爆破段煤柱側鼓出量為未爆破段的25.6%;爆破段回采側鼓出量為未爆破段的34.9%。
2)爆破段相鄰巷道實體煤幫變形量38 mm,煤柱幫鼓出量122 mm,頂板下沉量56 mm,底鼓量368 mm,能夠滿足2203 工作面回采指標要求。
3)爆破段相鄰巷道卸壓效果明顯,變形量顯著減小,以往相鄰巷道維護需要打設大量的木垛,而爆破段無需支設木垛。
1)基于現場實際情況,提出以切斷基本頂為主的切頂卸壓技術,能夠有效改善小煤柱巷道圍巖應力環境,且有效抑制巷道圍巖變形。同時對定向預裂爆破技術原理進行了理論分析,確定了爆破相關參數,爆破孔距煤柱幫0.5 m,爆破孔開孔與煤壁夾角為10°、向采空區方向傾斜后,鉆孔傾角為75°,鉆孔深度19 m,鉆孔直徑75 mm,鉆孔間距2.0 m。采用囊袋式快速注漿封孔。
2)22051 巷實施爆破切頂后,根據注水、窺視試驗結果顯示,預裂爆破范圍內形成對稱裂縫發育且相互貫通;爆破范圍內2205 工作面端頭支架動載系數較未爆破段有所減小,來壓強度有所降低;在22033小煤柱巷道掘進期間,頂底板收縮量424 mm,兩幫收縮量160 mm,巷道變形可控,確保了工作面安全生產,同時取得了可觀的經濟社會效益。