同忻煤矿大采高综放工作面小煤柱巷道爆破切顶技术研究

童 荣，柴泽宇，孟德祺，白文杰

(晋能控股煤业集团 同忻煤矿山西有限公司，山西 大同 037000)

随着煤矿开采深度不断增加，要求的煤柱宽度越来越大，显著影响煤炭资源回收率；另外，不合理的煤柱会引起应力集中，导致巷道大变形，出现冲击地压等灾害，威胁煤矿安全生产。常用的卸压法主要有两大类：水压致裂法和爆破法。水压致裂法是通过施工钻孔至特定的目标层区域，通过水压在目标层内创造出新的裂隙，从而达到弱化岩层卸压的目的。而爆破法在煤矿井下围岩卸压中应用更广，按爆破深度可分为浅孔、中深孔及深孔爆破，按爆破方式分为普通爆破和定向爆破，后者主要基于双向聚能爆破原理，采用双向聚能装置在设定断裂方向产生拉应力集中，使围岩沿该方向断裂[1-2]。按照钻孔方位可分为沿工作面倾向方向钻孔爆破[3]，减小工作面来压强度与步距；沿工作面走向方向钻孔爆破，人为控制坚硬顶板岩层破断结构[4-5]；沿上述两个角度之间的方向钻孔爆破，兼有两者的作用[6-7]。

同忻煤矿采用小煤柱沿空掘巷后，小煤柱巷道回采期间仍然伴随强矿压显现，巷道超前影响范围大，巷道围岩变形大，不易维护等问题。因此，针对同忻煤矿大采高综放工作面小煤柱巷道回采期间存在的问题，形成适合于大采高综放工作面小煤柱巷道爆破切顶理论与技术，对实现煤矿安全生产具有重要意义。

1 工程概况

5210巷位于一水平二盘区西部，开采3～5号煤层，煤层厚度5.59～15.88 m，平均煤厚12.54 m，煤层倾角0～3°，平均1.5°.5210巷全长867 m，巷道采用矩形断面，规格5.2 m×4.2 m.巷道对应地面标高+1 384.9～+1 340.9 m，煤层底板标高+838～+848 m，平均埋深519.9 m.5210巷为沿空掘巷如图1所示，位于8305工作面(已回采)东南部，与8305工作面煤柱宽度5 m.

图1 5210巷布置示意

2 5210巷切顶卸压技术

2.1 目标切顶高度的确定

根据顶板岩层确定，工作面内701地质钻孔顶板柱状图如图2所示。

图2 701钻孔顶板岩层柱状图

目标切顶高度为目标切顶岩层距巷道顶板的距离，根据柱状图确定目标切顶高度为5210巷顶板至山4煤上方6.6 m厚细粒砂岩范围内的岩层。根据临近8305工作面2305巷顶板探测情况，煤层平均厚度14.2 m，考虑4.2 m巷道高度，则巷道顶板煤层平均厚度10 m，根据图2确定岩层厚度25.71 m，即目标切顶高度H0=35.71 m.由于具切眼78～176 m范围煤层厚度降低，最低为6.62 m，因此该范围内目标切顶高度降低4 m，即目标切顶高度H0=31.71 m.切顶范围为切眼至停采线外15 m，为保证安全，至少超前工作面100 m完成。由于采高较大，目标切顶高度较高，封孔长度较长，为保证浅部煤岩同样能切顶，因此本次切顶卸压采用“深孔+浅孔”的方式。

2.2 爆破钻孔间距计算

1) 理论计算。径向裂隙是由切向拉应力引起的忽略冲击波的压碎效应，当岩石中的切向拉应力大于岩石的抗拉强度时，产生径向裂隙，见公式(1)[1]：

(1)

其中：

式中：μ为岩石的泊松比，取0.2(砂岩泊松比)。

代入计算得：b=0.25.

式中：ρ0为炸药的密度，根据矿方提供的炸药说明书，取1 070 kg/m3；D为炸药的爆速，炸药说明书中爆速>3 000 m/s，根据以往炸药检测结果，取4 500 m/s；dc为炸药直径，0.035 m；db为钻孔直径，取0.065 m；lc为炸药长度，m；lb为装药段长度，m(采用连续装药，等于装药段长度)；n为压力增大倍数，一般为8～11，此处取11.

代入计算得：

=726 172 218.1 Pa

将上述各计算结果代入破裂区半径计算公式得：

=0.43 m

结合现场实际情况，及以往工程经验，采用D型聚能管，且相邻钻孔同时起爆，考虑聚能管聚能作用，及相邻爆破钻孔应力波叠加作用，爆破破裂区范围适当增加，取1.5倍系数，则破裂区半径为0.645 m，即炮孔实际间距应小于1.29 m.

2) 数值模拟。采用数值模拟法模拟爆炸过程，模拟结果如下：

当药卷直径为48 mm，炮孔直径为70 mm时，炸药起爆后炮孔周围的破坏情况如图3和图4所示。双炮孔间距按1.5 m进行模拟。

图3 单个炮孔周围出现径向主裂纹

图4 两个爆破孔裂缝叠加状态

通过以上数值模拟分析可知，炸药起爆后100 μs时炮孔周围开始出现大范围破坏，350 μs时炮孔周围开始出现径向主裂纹，主裂纹条数为4条。随后主裂纹和次裂纹继续扩展，次裂纹扩展方向具有一定的随机性，主裂纹扩展的主方向为沿径向向外扩展，但在局部表现为一定的随机性。对于双炮孔时主裂纹条数有所增加。裂纹扩展终止后向上下主裂纹的扩展长度分别为0.74 m、0.77 m，平均长度0.755 m.左右间距1.51 m时炮孔间裂缝可接近沟通，可考虑按1.5 m间距设计炮孔。

综上所述，结合理论计算及数值模拟，最终确定5210巷爆破切顶孔间距为1.5 m.

2.3 爆破钻孔参数

通过现场监测及理论计算得出钻孔参数见表1。切顶钻孔布置方案如图5所示。

表1 钻孔参数

图5 爆破钻孔布置示意

2.4 装药及封孔结构

聚能爆破切顶选用三级煤矿许用乳化炸药，炸药规格：直径为35 mm，长为300 mm，重量为300 g，深孔、浅孔均采用48 mm直径聚能管作为载体，装药结构见表2.

表2 5210巷深孔装药及封孔长度

孔内分为装药段和封孔段；装药段采用聚能管装药，炸药间隔安装，每6卷炸药采用水炮泥分隔；封孔段采用注浆封孔；孔内并联、孔间串联连接。

炸药引爆采用“矿用电雷管+矿用导爆索”引爆，导爆索沿聚能管布置，布置在聚能管内，在聚能管最下部采用两发雷管引爆，一起爆破的炮眼雷管段别相同。

2.5 注浆封孔工艺

1) 工艺流程。将两种料分别加入搅拌桶内，分别按照水灰比1∶1搅拌成浆；把封孔囊袋送入孔内，两个封孔囊袋之间距离，可根据封孔长度调整；连接管路，开动气动泵，开始注浆，浆液经三通混合后送入钻孔，返浆管返浆，可结束注浆；注浆过程注意气动注浆泵工作状态，确保两种浆液吸料均匀。注浆结束后，连接爆破线路，凝固60 min，即可起爆。

2) 主要器材。①爆破封孔材料。爆破封孔材料为无机双组份材料，分为A、B两种组分，呈干粉状，使用时按1∶1水灰比各自加水搅拌，单一组分性能稳定，两种浆液混合之后，能够快速凝固，并且强度增长迅速，凝固60 min即可达到爆破要求；材料为纯无机材料，完全阻燃，无有毒有害气体产生，反应温度不超过60 ℃，安全环保。②封孔囊袋(图6).封孔囊袋为双囊袋结构，配1根注浆管和1根返浆管；注浆过程中，两端的两个囊袋首先膨胀，堵住两端，隔离装药段，堵住孔口，压力达到一定程度后，中间段的爆破阀打开，向封孔段注浆，中间段的空气通过返浆管排出，浆液达到最上部后，从返浆管返浆，即可结束注浆。③连体气动注浆泵(图7).该气动注浆泵有2个气动搅拌桶，1个气动注浆泵组成，集搅拌、注浆为一体，设备以气源为动力，轻便、灵活，较为适合注浆封孔作业。

图6 封孔囊袋示意(mm)

图7 注浆封孔设备

3) 技术优势(图8).①封孔方法简便安全，只用将封孔装置送入孔内，直接灌注，一次成型，快速凝固，完成封孔，比捣炮泥方式更加安全；②封孔方法速度快，单个钻孔灌注时间3～5 min，凝固60 min即可起爆；③该封孔方法实现了封孔段和装药段的隔离，防止封孔浆液对炸药产生影响，使用更加安全可靠；④可实现涌水钻孔的封孔，采用双囊袋结构，两端头囊袋首先胀起，堵住钻孔涌水，然后向灌注段灌浆。

3 工业性实验

为了验证小煤柱巷爆破切顶设计的合理性，对同忻矿5210巷进行巷道表面位移观测，回采期间分别在该巷采位250 m、350 m、50 m、550 m、650 m处布置5组测点。由于数据规律基本一致，由采位350 m处测点3数据进行说明，如图9所示。

图8 封孔系统示意

图9 现场聚能爆破及巷道围岩变形

在切顶结束10 d后，巷道顶底板移近量为48 mm，两帮移近量为49 mm，在此期间内，顶底板及两帮的变形速率分别为4.8 mm/d和4.9 mm/d，巷道初期变形速率较大，两帮变形速率高于顶底板；在切顶结束10～20 d 期间，巷道顶底板下沉量为36 mm，两帮移近量为25 mm，在此期间内，巷道顶底板及两帮的变形速率分别为3.6 mm/d和2.5 mm/d，10～20 d期间巷道变形速率相比于10 d内的变形速率呈下降趋势；在停采后15 d 左右，巷道围岩变形逐渐趋于稳定。

通过对回采巷道的监测数据分析可知，在停采后15 d左右，巷道变形基本达到稳定，采准巷道两帮移近量基本稳定在89 mm左右，巷道顶底板移近量基本稳定在110 mm左右。以上数据表明，巷道基本可以保持稳定，满足巷道正常维护的要求，说明综放工作面实施切顶技术后，有效地保护了巷道围岩的稳定性。

4 结 语

1) 分析了同忻矿大采高综放工作面小煤柱巷道存在的问题，提出了以聚能爆破切顶为核心的小煤柱巷道维护技术。

2) 根据实际情况确定了小煤柱巷道爆破切顶采用“深孔+浅孔”的钻孔布置形式。

3) 通过理论分析及数值模拟计算得出了聚能爆破孔间距为1.5 m.

4) 在传统黄泥浆封孔工艺的基础上提出了安全高效的注浆封孔工艺。

5) 在同忻煤矿5210巷进行工业性试验，对5210巷围岩表面位移进行监测，监测数据表明，5210巷采用爆破切顶技术与方法，较好地控制了同忻煤矿5210巷围岩变形破坏，实现了大采高综放工作面小煤柱巷道稳定的目的。