高应力底鼓巷道卸压爆破技术研究_庞宏.pdf

高应力底鼓巷道卸压爆破技术研究*庞宏1，王悦平2，高林生2（1.潞安化工集团有限公司，山西 长治046299；2.华北科技学院，北京010601）摘要：针对某矿E2305综放工作面运输巷底鼓严重、多次拉底效果不佳的问题，分析了高应力巷道底鼓原因，确定采用钻孔卸压爆破治理底鼓的对策。采用理论计算和现场爆破试验，设计了钻孔长度、爆破区域、钻孔间排距、装药量等参数，提出了底板钻孔卸压爆破实施方案。现场实践表明，采用底板卸压爆破后，巷道围岩变形量较小，巷道底鼓量由爆破卸压前的1 223 mm降至119 mm，高应力巷道严重底鼓得到了有效控制，保障了巷道在回采期间的安全使用。关键词：高应力巷道；软弱底板；卸压爆破技术；爆破试验；底鼓控制中图分类号：TD235文献标志码：A文章编号：1008 8725（2023）03 049 04Study on Pressure Relief Blasting Technology in High Stress FloorHeave RoadwayPANG Hong1,WANG Yueping2,GAO Linsheng2(1.Luan Chemical Group Co.,Ltd.,Changzhi 046299,China;2.North China Institute of Science and Technology,Beijing010601,China)Abstract：In view of the serious floor heave and poor bottom pulling effect of belt roadway in E2305fully mechanized top coal caving face of a mine,the causes of floor heave in high stress roadway areanalyzed,and the counter measures of controlling floor heave by borehole pressure relief blasting aredetermined.Based on theoretical calculation and field blasting test,the parameters such as drillinglength,blasting area,row spacing between drilling holes and charge quantity are designed,and theimplementation scheme of pressure relief blasting in bottom plate drilling is put forward.The fieldpractice shows that after the floor pressure relief blasting is adopted,the deformation of the surroundingrock of the roadway is small,and the floor heave of the roadway is reduced from 1 223 mm before theblasting pressure relief to 119 mm.The serious floor heave of the high stress roadway is effectivelycontrolled,which ensures the safe use of the roadway during mining.Key words:high stress roadway;weak floor;pressure relief blasting technology;blasting test;floorheave control第42卷第03期2023年03月煤炭技术Coal TechnologyVol.42 No.03Mar.2023doi:10.13301/ki.ct.2023.03.0090引言随着开采规模和开采深度不断增加，巷道围岩压力显现越发明显，围岩变形控制难度持续加大。巷道底板变形控制是巷道围岩控制的重要环节，如果巷道产生严重底鼓，巷道的两帮和顶板也将随之发生不同程度变形和破坏，直至巷道失稳。综放工作面煤层厚度大，在相邻工作面采空区侧向压力与本工作面超前应力叠加作用下，回采巷道易发生严重矿压显现。同时，随着开采深度增加，底鼓量及其在顶底板相对位移中所占的比重也随之增加，巷道底鼓问题越来越严重。因此，综放工作面高应力巷道底板变形控制是亟需解决的问题。某矿E2305工作面在回采至距离停采线120 m左右位置时，运输巷内超前工作面1015 m内出现严重底鼓（底鼓量达1.2 m），巷道内加强支护的单体柱损坏，依靠持续拉底维持工作面推进，严重迟滞了工作面回采进度。本文针对某矿E2305工作面运输巷底鼓情况，以理论计算、现场试验和矿压监测为手段，对钻孔卸压爆破治理巷道底鼓方法、参数与实施效果进行了研究。1工程概况某矿E2305工作面煤层平均倾角为5，平均厚度6.5 m，采用综放开采。工作面直接顶为5.13 m厚的泥岩，老顶为2.32 m厚的粗粒砂岩和1.42 m厚的中粒砂岩，直接底为平均3.79 m厚的含泥粉砂岩和3.34 m厚的泥岩，老底为2.86 m厚的细粒砂岩。巷道布置如图1、图2所示。当工作面推进至停采线前120 m左右位置时，运输巷内产生严重变形。巷道原断面为宽高=5 400 mm3 700 mm，在超前工作面1015 m开始快速收缩，端头位置煤柱帮煤体虽经注化学浆液加固，仍产生严重变形，向巷内最大鼓出625mm，帮部锚杆陷入煤体中。顶板最大下沉435 mm，底板最大鼓起量为1 223 mm，巷道需多次拉底，才能保证支架等设备向前推进，端头支架处空间严重不足，影响行人和安全生产。*国家自然科学基金资助项目（52174111）49图1工作面布置示意图图2爆破卸压原理图2底鼓原因与对策分析根据现场调研，E2305工作面运输巷直接底为平均3.79 m厚的含泥粉砂岩和3.34 m厚的泥岩，强度较低，抗压强度仅为28.6 MPa和20.4 MPa，在高应力下承载力低，底板岩体在应力的作用下易发生破断。E2305工作面运输巷的底鼓出现在超前采动影响较为剧烈的区域，根据现场测试，垂直应力的峰值点位置距离煤壁4.56 m，最大垂直应力达到38.5 MPa，原始垂直应力为10.6 MPa，应力集中系数3.63，应力集中较为明显，巷道煤柱帮承受较大的垂直应力作用。在上一工作面侧向峰值应力与本工作面超前应力叠加形成的超前应力的压曲作用下，软弱的直接底泥岩向巷内挤出，导致巷道发生严重底鼓。因此，控制E2305工作面运输巷的底鼓需要综合考虑底板软弱岩层分布与高应力压曲作用。目前，常见的控制底鼓的方法主要有加固法和卸压法。加固法通过打设底板锚杆（索）、注浆加固、施加反拱、支架等强力支护方法增强E2305工作面运输巷底板泥岩的承载能力，用提升支护强度的方法抵抗侧向峰值压力的压曲应力作用，该方法施工较为复杂，成本相对较高，由于致使巷道产生底鼓的高应力环境仍然存在，加固法治理巷道底鼓的效果一般也不理想。卸压法通过松动爆破、大直径钻孔等卸压技术使应力集中区转移到深部更稳定的岩层，降低巷道围岩应力，改善巷道围岩应力环境，实现底鼓控制。E2305工作面运输巷底板软弱泥岩下方存在1层较为坚硬的细砂岩（单轴抗压强度为73.5 MPa），厚度为2.86 m，可以作为有效承载层。通过卸压的方式，将煤柱峰值应力和底板应力向围岩更深处转移，降低煤柱峰值应力的压曲作用，利用更深部坚固、完整的岩层承载压曲载荷，是解决E2305工作面运输巷底鼓问题的合理途径之一，爆破卸压原理如图2所示。3底板卸压爆破设计3.1底板卸压爆破参数计算（1）炮孔深度为降低煤柱应力压曲作用，将压曲作用产生的应力转移到更坚硬完整的底板岩层中，炮孔爆破范围要能到达细砂岩岩层深度和侧向应力峰值附近。根据相关研究，底板卸压爆破钻孔深度一般不低于围岩塑性区深入围岩的深度。将巷道底板一定范围内岩层视为各向同性介质，巷道塑性区深入围岩的深度为巷道塑性区半径减去1/2巷道高度，水平应力峰值深度h=a(kp+ccot)(1-sin)q+ccot 1-sin2sin-12b=5.23 m（1）式中a巷道外接圆半径，a=3.27 m；p原岩应力，p=11.25 MPa；k采动影响系数，经测试k=3.63；c内聚力，c=3.01 MPa；岩石内摩擦角，=23.58；q支护强度，q=0.2 MPa；b巷道高度，b=3.7 m。由式（1）可知，底板塑性区半径即水平应力峰值在底板下方5.23 m处，由于装药钻孔的深度要达到或超过应力集中区，又结合地质情况分析可知，底板下方7.13 m处有一坚硬细砂岩岩层，可通过适当调整炮孔垂深将应力峰值转移到细砂岩中。考虑爆破爆轰破坏作用，为保证深部细砂岩岩层的完整性，炮孔的合理垂深为5.36.6 m。在水平方向上，为将侧向峰值应力向深部煤柱转移，爆破区域应位于峰值应力附近，结合实测与理论计算，炮孔爆破范围要深入围岩4.56 m。结合巷道施工空间、设备位置、钻机施工影响等因素，初步将炮孔位于距底角100 mm处外扎布置，采用外扎47角的方式布置底板炮孔，炮孔长度约为9 m。（2）炮孔排距卸压炮孔排距是根据爆破在围岩中产生裂隙圈的大小来决定的，裂隙圈半径R=1218D2(dc/db)6nSt1db=1.683.25 m（2）式中炸药密度,取1 300 kg/m3；高应力底鼓巷道卸压爆破技术研究庞宏，等第42卷第03期Vol.42 No.03E230535 m煤柱北翼运输大巷北翼回风大巷停采线E2305运输巷E2303柔模留巷-已废弃底鼓区域1015 m应力曲线应力曲线应力曲线工作面帮煤柱帮爆破后应力曲线爆破前应力曲线水平应力50（1）A、B孔爆破后观察钻孔1窥视结果A、B孔爆破后，观察钻孔1内部分深度的情况如图5所示。可以看出，观察钻孔1内5.6 m以浅区域内围岩比较完整，5.69 m受相邻A、B孔钻孔爆破作用产生的少量裂隙发育，但规模和数量较少，这说明距爆破孔3 m处松动效果没有达到理想状态。需要进行补充爆破钻孔C爆破和观察钻孔2。（2）补充钻孔C爆破后观察钻孔2窥视结果补充钻孔C爆破后，观察钻孔2内部分深度的情况如图6所示。可以看出，观察钻孔2内5.7 m以浅的区域围岩较为完整，5.79 m受爆破作用产生裂隙较多，围岩较为破碎，钻孔内裂隙较间距6 mD炸药爆速,取D=2 800 m/s；dc装药直径,取dc=32.5 mm；db炮孔直径,取db=42.5 mm；n应力增大系数,取n=811；St岩石动态抗拉强度,取St=48 MPa；岩石动态泊松比，取=0.15；应力波衰减系数,=2-=1.85。根据计算可知，裂隙圈半径为1.683.25 m。炮孔布置于巷道两底角，为了方便施工，在距底角100mm的底板布置钻孔，故间距为5.3 m，对称布置；炮眼之间的排距要保证裂隙圈贯通，取36 m。（3）炮孔装药量在卸压爆破时，炮孔装药量Qmax=2dc2lKBRcD2(db/dc)6=3 kg（3）式中KB在体积应力下岩石的抗压强度系数，取KB=4；Rc岩石的单轴抗压强度,取Rc25 MPa；l钻孔长度，取l9 m。由式（3）可得，单孔装药量为3 kg。根据矿上炸药种类，采用直径32 mm药卷，单个药卷长度200 mm，重量0.2 kg，单孔需要装药15卷，采用正向装药。根据煤矿安全规程，深孔爆破封孔长度不低于钻孔长度1/3。为降低爆破对巷道围岩的二次破坏作用，避免围岩性质进一步劣化，需要适当控制爆破的范围。根据前文计算，考虑降低爆破对浅部围岩的爆轰破坏作用和向深部转移高应力区，炮孔爆破范围要深入围岩4.56 m，