1、2023 年 2 月Feb.,2023doi：10.3969/j.issn.1672-9943.2023.01.018顶板深孔聚能爆破预裂卸压护巷工艺杨健，张凯（山西天地王坡煤业有限公司，山西 晋城 048012）摘要 王坡煤矿 3312 运输顺槽为复用留巷，由于受临近 3314 综采工作面采动影响，3312 运输顺槽出现了两帮强烈挤压、顶板破碎下沉和底板底鼓的全断面变形。为了减小或消除临近留用巷道的有害变形，保证围岩的整体完整性，避免留用巷道围岩变形破坏后进行二次维修甚至多次巷修，在 3314 回风顺槽顶板采用深孔聚能爆破预裂卸压技术。爆破后利用钻孔窥视仪对 3314 回风顺槽顶板预留空孔观
2、察表明：孔内 9.121.9 m 之间纵向和横向裂隙交错发育，以纵向裂隙为主。3312 运输顺槽顶板离层量和巷道收敛量均控制在 50 mm 之内时，巷道帮鼓、底鼓现象得到一定程度的改善。关键词 深孔聚能爆破；预裂卸压；临空巷道中图分类号TD235.33文献标识码B文章编号1672-9943（2023）01-0057-040引言针对综采工作面上隅角悬顶面积过大及复用巷道变形严重的问题，通过对回采工作面顺槽顶板进行超前预裂爆破，可有效切断煤柱上覆坚硬岩层应力传递，减小煤柱侧悬臂梁长度，减少采动影响对回采工作面留用巷道的应力集中和破坏，解决上隅角悬顶问题，实现巷道卸压和保护的目的1。郭德勇等2应用
3、ANSYS/LS-DYNA 模拟了岩体爆破致裂，表明聚能方向上岩体粉碎区范围相对较小，裂隙扩张半径明显大于非聚能方向；王子升等3以神华布尔台矿 42203 工作面为研究背景，研究了爆破切顶卸压后沿空巷道的围岩变形特征，确定合理切顶高度、钻孔间距、装药密度、钻孔角度。王坡煤矿拟对 3314 回风顺槽采用顶板深孔预裂爆破方案，弱化后的顶板将巷道周围高应力释放或者转移至其他区域，降低甚至避免 3314 工作面回采动压对复用留巷 3312 运输顺槽围岩产生变形、破坏。1工程概况王坡煤矿 3314 综采工作面为半孤岛工作面，西侧为 3316 综采工作面采空区，东侧为 3312 综采工作面实煤区域。331
4、4 回风顺槽东侧为 3312 运输顺槽。3314 回风顺槽设计断面 5 000 mm3 400 mm，沿煤层底板掘进。3312 运输顺槽经受 3314 工作面采动影响后留巷为 3312 工作面回采服务。尽管3312 运输顺槽与 3314 回风顺槽之间留有 40 m 宽的煤柱，但 3312 运输顺槽在 3314 综采工作面回采动压影响期间，出现了两帮强烈挤压、顶板破碎下沉和底板底鼓的全断面变形，顶板锚杆锚索破断、网兜发育现象较多。通过在 3314 回风顺槽内顶板采用深孔预裂聚能爆破侧向切顶技术，对工作面顶板进行超前预裂。顶板沿预定方向裂缝，顶板周期来压后巷道内侧顶板沿切缝垮落，切断或减小了岩梁传
5、递到 3312运输顺槽与 3314 回风顺槽间 40 m 煤体上承载力，实现了预裂卸压的目的4-5。本次顶板预裂爆破施工地点位于距停采线以南 210 m 的 3314 回顺内，顺槽内超前支护范围外 30 m布置预裂钻孔。2切顶卸压原理王坡煤矿 3 号煤层单轴抗压强度较高，但裂隙较为发育。在侧向支承压力作用下，横向裂隙闭合，煤柱压缩顶板下沉，支承压力进一步向 3312 综采工作面传递；纵向裂隙开裂扩展，裂缝扩大，横向上形成扩容效应。3312 运输顺槽表现为帮部鼓出，顶板下沉，在帮顶支护强度较大时，围岩自未支护的软弱底板挤出，形成强烈底鼓。基于侧向支承压力形成机理，采用深孔预裂爆破技术，使造成长悬
6、臂的 B 块体尽早发生破断，减小 A 块体的悬臂长度，降低煤柱及邻近巷道的支承压力。3314 工作面回采后，由于预裂裂缝的存在，A 块体与 B 块体沿裂缝断开，降低以煤柱为支承点悬臂梁的悬臂长度，同时通过控制钻孔的角度控制预裂裂缝的倾角，尽量消除 A、B 块体之间的铰接作用，降低 B 块体向 A 块体的载荷传导，如图 1 所示6。煤柱所承受的侧向支承压力减小，大幅降低纵向方向的压缩和横向方向的扩容，减轻 3312 运能 源 技 术 与 管 理EnergyTechnologyand Management2023 年第 48 卷第 1 期Vol.48 No.1572023 年 2 月Feb.,20
7、23杨健，等顶板深孔聚能爆破预裂卸压护巷工艺输顺槽的矿山压力显现程度。图 13314 工作面进行深孔预裂爆破后的砌体梁结构3参数设计3.1钻孔倾角 与 设计的爆破钻孔倾角 与 如图 2 所示。其中，倾角 是钻孔与巷道断面竖直方向的夹角；倾角 是钻孔与巷道轴向方向的夹角。爆破钻孔倾角 要考虑爆破后，预裂线上方基本顶悬露长度等影响因素，理论上倾角 略偏向采空区效果最佳，不仅能够最大程度地缩短煤柱上方顶板悬臂梁长度7，而且能够减少对煤柱上方顶板完整性的破坏。倾角 一般取值 1030，结合 3314 工作面爆破切顶实验效果，为方便施工打孔，同时防止孔内炸药滑落，本次方案倾角 设计为 15，倾角 设计为
8、75。（b）爆破钻孔侧视图 2爆破钻孔倾角设计3.2钻孔位置 S理论上钻孔位置 S 越小越好，但考虑顶板钻机需要作业空间和方便顶板钻机施工等客观因素，钻孔位置通常需要取一定数值。因考虑到钻孔打设要向工作面方向偏斜 15，为避免钻孔施工期间受锚杆、锚索以及 3314 回风顺槽端头打设木垛影响，在打孔时炮孔布置可根据现场实际情况微调。本方案确定爆破钻孔与煤柱帮距离 S=1 500 mm。3.3切顶高度 H0在工作面推进过程中，为了保证顶板垮落的矸石能够充分填满采空区，爆破切顶高度 H0可根据以下公式计算8：H0=MKp-1式中：M 为煤层厚度，5.5 m；Kp为顶板岩石碎胀系数，通常取 1.251
9、.35。经计算，H0=15.722 m。结合顶板岩性、顶板窥视及岩体强度测试分析结果，确定爆破切顶高度 H0需要覆盖到 3314 工作面上方 20.39 m 的第 4 层泥质粉砂岩岩层中（自下而上分别为 2.96 m 泥岩、5.79 m 细砂岩、5.21 m 的泥质粉砂岩、6.43 m泥质粉砂岩），如图 3 所示。图 3钻孔深度示意基本顶A 块体B 块体C 块体深孔预裂爆破切缝煤柱3312 工作面3314 采空区煤柱工作面3316采空区3314运顺1.5 m153314回顺爆破钻孔（a）爆破钻孔剖面752 m巷道底板工作面推进方向巷道顶板爆破钻孔煤：黑色，条带状结构，层状构造，玻璃光泽，以亮煤
10、为主，阶梯状断口泥岩：黑色，泥质结构，层状构造，顶部 0.60 m 夹细砂质条带细砂岩：灰白色，细粒结构，层状构造，以长石石英为主粉砂岩：灰白色，粉砂质结构，层状构造，局部含泥质条带和团块泥质粉砂岩：灰黑色，泥质粉砂结构，层状构造，含大量植物叶化石，可见云母碎片，下部夹 0.25 m厚的泥岩粉砂质泥岩：粉砂泥质结构，层状构造6.435.21694.47700.90706.11711.905.79714.862.96720.435.57老顶直接顶3#煤层1.14柱状深度/m厚度/m12 m爆破段10 m封孔段3 m3314回风顺槽1.5 m75岩性描述顶底板582023 年 2 月Feb.,20
11、233.4钻孔深度 L钻孔深度可根据切顶高度和炮孔的方位角进行计算。L=H0/（cos sin）经计算，L=21.9 m。考虑深孔爆破对顶板锚索支护影响，根据施工工程经验需留出安全间隙，建议孔深 L 取值 22 m。后期根据现场爆破效果及顶板岩性变化，可适当增加或减小孔深。3.5炮孔直径 D爆破后沿径向和炮孔中心连线方向炮孔半径12 倍的范围内产生向外扩展的爆生裂隙，随着炮孔直径以及单位耗药量的增加，扩展裂隙增加。但是当炮孔直径超过 80 mm后，增加炮孔直径对爆破效果影响不大。本次方案所选炸药直径 35 mm，聚能管最宽处 48 mm，结合工作面顶板岩性、不耦合系数、以往顶板深孔爆破预裂经验
12、以及施工进度要求等，设计钻孔直径 D=60 mm。结合现场钻孔设备，在施工顶板爆破钻孔时，选用 58 mm 的钻头、50 mm的钻杆。3.6炮孔间距 a炮孔采用不耦合装药结构，根据应力波叠加作用计算炮孔间距 a。a=2（b p2/t）1/rb其中 p2=180D2dcdb()3n式中：a 为炮孔间距，m；b 为侧应力系数，取0.33；p2为炮孔壁初始承受最大力，MPa；t为顶板围岩抗拉强度，MPa；为应力波峰值在岩体内的衰减指数，=2-b，此处取 1.7；rb为预裂孔半径，取0.03 m；0为乳化炸药密度，1 100 kg/m3；D 为乳化炸药爆速，4 500 m/s；dc为炸药直径，取 35
13、 mm；db为预裂孔直径，取 0.06 m；n 为压力增倍数，取 5 倍。经计算，a=2.4 m。现场取 2 m进行施工，后期根据现场爆破效果，可适当增加爆破间距。3.7封孔长度深孔爆破时，封泥长度不得小于孔深的 1/3，则本次爆破设计封孔长度 L封L/3=7.3 m。考虑本巷道顶板支护采用 6.3 m的锚索，为避免爆破对本巷道现有支护系统造成损伤，药包到锚索支护范围的最小距离要大于炮孔间距。本设计中封孔长度取10 m，则孔内最深处药包到顶板锚索支护顶端的最近距离为 3.0 m。3.8装药结构结合王坡煤矿实际情况，现场选用三级煤矿许用胶状乳化炸药。炸药直径 35 mm；药卷长 270 mm；每
14、个药卷质量 0.3 kg；药卷密度 1.0 1.25 g/cm3；殉爆距离5 cm；爆速4 400 m/s。胶状乳化炸药具有可塑性，单孔装入药卷 45 个，单孔装药量为13.5 kg，装药长度 12 m；本次预裂爆破线装药密度为 1.13 kg/m。现场采用阻燃、抗静电的椭圆形LCH-2000 型聚能管辅助装药，外径 50 mm，内径45 mm，单根聚能管 2 m（含 0.1 m 为扩孔段，管接头），设计装药长度 12 m（6 根聚能管）。炸药连带包装皮（如遇包装不规整炸药，可以用手工刀轻轻划开包装皮，便于装管定型）一起按压进入聚能管；导爆索和雷管安装在聚能管内，连接头连接聚能管。装药结构如图
15、 4 所示。图 4装药结构3.9爆破网路单次起爆最多 4 个钻孔，钻孔之间采用串联方式连接爆破网路。在装药前和连接网路时，务必严格检测雷管电阻和起爆网路总电阻，确保电爆网路的可靠性。炮孔连线方式如图 5 所示。图 5炮孔连线方式连接爆破母线12342 m1.5 m聚能管炸药雷管导线封孔段土炮泥电雷管防滑倒刺装药段导爆索2 m2 m2 m2 m2 m2 m10 m能 源 技 术 与 管 理EnergyTechnologyand Management2023 年第 48 卷第 1 期Vol.48 No.1592023 年 2 月Feb.,20234施工工艺4.1装药工艺根据巷道高度，炸药可在施工巷
16、道内一次安装2 节聚能管（4 m）。装药完毕，可将聚能管整体推送进爆破孔，之后沿 75倾角顺序安装后续聚能管。第1 根聚能管内的导爆索端头要插入头药 5 cm以上，并用电工胶带固定牢固，保证聚能管内药卷与导爆索紧密接触。安装导爆索长度 12.2 m，可先截取12.2 m的导爆索，将导爆索沿聚能管从孔口侧向孔底方向铺设在聚能管中，再装填乳化炸药；也可在乳化炸药充满聚能管后，再沿聚能管从孔口侧向孔底方向敷设导爆索。安装雷管时，从孔口装药段最外侧装入，2 发电雷管间隔 2040 cm。电雷管与导爆索用绝缘胶带进行绑扎，起爆电雷管与导爆索端头的距离不小于15 cm，雷管位置距聚能管底部不能超过 10 cm；雷管的聚能穴朝向导爆索传爆方向。现场截取原雷管脚线至 0.5 m，后续接 16 m 双股钢绞线作孔内延伸脚线，保证孔外段脚线外露6 m，便于孔间连接。续接端头需用电工胶带绑扎牢固，测量电阻。为防止聚能管在安装过程中下坠，采用 4 道 8#铁丝穿入最末端聚能孔，铁丝长度 65 mm，弯成“八”字形，捅入孔内防滑。4.2封孔工艺为了达到最佳的封孔爆破效果，在地面和现场对比进行了黄泥+注浆封孔、安