趙慧君

(1.山西煤炭運(yùn)銷集團(tuán)陽泉有限公司，山西 陽泉 045000；2.山西煤炭運(yùn)銷集團(tuán)科學(xué)技術(shù)研究有限公司，山西 太原 030006)

引 言

陽泉區(qū)域礦井多為高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井，煤層蓋山厚度較大，范圍為400 m～700 m，巷道掘進(jìn)和回采過程中普遍存在巷道變形嚴(yán)重、兩幫移進(jìn)、底板鼓起等礦壓顯現(xiàn)問題，巷道二次翻修現(xiàn)象嚴(yán)重。切頂卸壓是減小巷道礦壓顯現(xiàn)的一種途徑，主要采用水力壓裂和爆破兩種方法[1-5]。本文以常順煤業(yè)9107工作面作為研究對象，采用爆破切頂卸壓方法對其進(jìn)行研究。

1 概況

常順煤業(yè)有限公司現(xiàn)開采9#煤層，9#煤層位于太原組上部，K5砂巖之上，上距8#煤層3.20 m～21.20 m，平均18.01 m。厚度0 m～3.50 m，平均2.13 m，局部含一層夾矸，結(jié)構(gòu)簡單，為穩(wěn)定大部可采煤層。礦井瓦斯等級鑒定結(jié)果為高瓦斯礦井。自燃等級為Ⅲ級，屬不易自燃。目前正在回采井田東南部9105工作面，9107工作面為接替工作面。9107工作面推進(jìn)長360 m，工作面切眼傾斜長152 m，地面無公路、耕地、房屋等建構(gòu)筑物及其它設(shè)施。9107進(jìn)風(fēng)、回風(fēng)順槽斷面尺寸一致，為寬4.5 m，高3.15 m，凈斷面積14.175 m2；兩順槽均采用W型鋼帶+金屬網(wǎng)+錨桿+錨索聯(lián)合支護(hù)。

根據(jù)掌握的9#煤層圍巖條件來看，頂板巖性主要分為泥巖，第一層泥巖平均厚10.68 m，中間有砂質(zhì)泥巖互層，容易垮落，易進(jìn)行爆破切頂施工作業(yè)；第二層泥巖為砂質(zhì)泥巖，平均厚7.43 m，與第一層泥巖明顯分層。

由于受煤層覆蓋層深度和巷道布置的影響，9107工作面順槽巷道圍巖變形嚴(yán)重，兩幫移進(jìn)等礦壓顯現(xiàn)問題突出，進(jìn)行了二次擴(kuò)刷，翻修后仍存在巷道圍巖變形的問題。9105、9107工作面之間煤柱寬度為20 m，與8#煤層平均層間距為18 m，其礦山壓力主要來自于8#煤層，煤柱應(yīng)力集中。在9107綜采工作面回風(fēng)順槽實(shí)施爆破切頂卸壓，以此解決相鄰9108工作面進(jìn)風(fēng)順槽的動壓影響。

2 切頂卸壓對瓦斯抽采系統(tǒng)的影響

9107工作面瓦斯抽采的鉆孔布置情況為：鄰近層鉆孔，自9108膠帶順槽或9107切巷口以東5 m處開始施工第一個鉆孔，1#～8#鉆孔為低位孔，鉆孔間距5 m，設(shè)計孔深65 m，先采用Φ113 mm鉆頭進(jìn)行施工，成孔后再采用Φ153 mm鉆頭進(jìn)行擴(kuò)孔，成孔直徑153 mm，1#～6#仰角依次為20°、24°、26°、30°、32°和35°；8#孔以東至停采線范圍內(nèi)，施工高位孔，仰角40°，孔深65 m，間距10 m，先采用Φ113 mm鉆頭進(jìn)行施工，成孔后再采用Φ153 mm鉆頭進(jìn)行擴(kuò)孔，成孔直徑153 mm；鉆孔總進(jìn)尺，低位孔6個，鉆孔單孔孔深65 m，進(jìn)尺390 m；高位孔32個，單孔孔深65 m，進(jìn)尺2 080 m。共計總進(jìn)尺2 470 m；所有高位孔施工過程中開孔位置距離橫貫不得小于15 m。本煤層鉆孔，回風(fēng)順槽停采線20 m處順層平行布置第一個鉆孔，然后依次施工至距工作面1 m處．鉆孔間距3 m，距煤層底板1.5 m，終孔深度為140 m，先采用Φ94 mm鉆頭進(jìn)行施工，成孔后再采用Φ113 mm鉆頭進(jìn)行擴(kuò)孔，成孔直徑113 mm，鉆孔數(shù)量為110個，鉆孔進(jìn)尺15 400 m。

根據(jù)9107工作面瓦斯抽采可知：爆破切頂卸壓施工的鉆孔不會對本煤層施工的瓦斯抽采鉆孔造成影響；經(jīng)過對鄰近層鉆孔的軌跡模擬分析，爆破切頂頂卸壓施工的鉆孔有可能會穿過部分瓦斯抽采鉆孔，會造成負(fù)壓降低、抽采瓦斯?jié)舛冉档偷默F(xiàn)象；爆破后，頂板產(chǎn)生的裂縫也可能會導(dǎo)通部分抽采鉆孔，造成部分鉆孔抽采瓦斯?jié)舛冉档偷默F(xiàn)象；爆破作業(yè)時需要對瓦斯抽采的管路、設(shè)備等采取有效的保護(hù)性措施。

3 爆破切頂卸壓方案

3.1 炮孔位置

9107工作面煤層厚度為3.1 m～3.8 m，平均厚度為3.4 m，頂板第一層泥巖平均厚10.68 m，中間有砂質(zhì)泥巖互層，容易垮落，易進(jìn)行爆破切頂施工作業(yè)，將頂板10 m處的巖層作為頂板切斷巖層。炮孔沿9107工作面回風(fēng)順槽煤柱幫布置，距煤柱幫400 mm，間距500 mm，深度10 000 mm，垂直頂板。炮孔切頂位置，如圖1所示。

圖1 切頂卸壓炮孔位置示意圖

3.2 炮孔參數(shù)

在9107工作面回風(fēng)順槽280 m處進(jìn)行了爆破試驗，圖2為炮孔參數(shù)試驗方案。在圖2中聚能管為D型聚能管，三級礦用乳化液炸藥，專用工具在聚能管內(nèi)進(jìn)行連續(xù)裝藥，炮泥封孔，單孔間隔爆破。爆破后采用鉆孔窺視儀對炮孔進(jìn)行窺視，頂板裂縫率不小于75%。若爆破效果不明顯，將單孔間隔爆破調(diào)整為連孔裝藥爆破。

3.3 施工工藝

1) 在9107工作面回風(fēng)順槽煤柱幫頂板布置炮孔，距煤柱幫400 mm，間距500 mm，深度10 000 mm，垂直頂板；

2) 鉆桿與9107工作面回風(fēng)順槽煤柱幫頂板垂

圖2 炮孔參數(shù)試驗方案

直，炮孔10 m，孔內(nèi)水平方向上的偏差應(yīng)不大于300 mm；

3) 依據(jù)炮孔窺視結(jié)果，采用單孔間隔爆破或連孔裝藥爆破方式對9107工作面回風(fēng)順槽進(jìn)行切頂卸壓，三級礦用乳化液炸藥，利用裝藥專用工具在聚能管中放置礦用三級乳化炸藥，裝藥量以試驗結(jié)果而定，一個聚能管放置一個雷管，雷管連接方式采用大串聯(lián)，正向裝藥；在施工完的爆破鉆孔中安裝D型聚能管，管長2 000 mm，每孔4根，聚能管捅到孔底，并裝配水沙袋；炮泥封孔，封滿封足；按照煤礦安全規(guī)程和操作規(guī)程規(guī)定進(jìn)行爆破作業(yè)；每次爆破后必須對爆破地點(diǎn)前后20 m范圍內(nèi)的頂幫安全情況進(jìn)行全面檢查。

檢測方法，采用表面-孔內(nèi)探測相結(jié)合的方法，對炮孔表面裂縫、孔內(nèi)裂縫進(jìn)行檢測。檢測儀器和設(shè)備，防爆相機(jī)進(jìn)行巷道表面照相，檢測定向預(yù)裂縫表面聯(lián)通情況；鉆孔窺視儀，鉆孔內(nèi)部探測成像，檢測定向預(yù)裂縫孔內(nèi)擴(kuò)展情況。

檢測步驟及評價指標(biāo)，1) 成孔后預(yù)裂爆破前，鉆孔編號，鉆孔自動成像儀探測成孔效果和裂隙情況，角度誤差率計算見式(1)。

K1=α設(shè)計-α實(shí)際/α設(shè)計≤10%

(1)

鉆孔平直率計算見式(2)。

K2=L坑洼/L鉆孔≤10%

(2)

2) 鉆孔自動成像儀內(nèi)部探測，檢測定向預(yù)裂縫孔內(nèi)擴(kuò)展情況，孔內(nèi)裂縫率計算見式(3)。

K4=L孔內(nèi)裂隙/L鉆孔≥75%

(3)

3) 閉合臨界距離評估，架后到完全垮落處距離，架后到完全垮落處距離K7≤20 m。

4) 支架受力集中系數(shù)評估，支架受力集中系數(shù)計算見式(4)。

K8=P頂板破裂極限力/P平時受力∞1

(4)

爆破切頂卸壓研究是一個動態(tài)過程，受地質(zhì)條件的變化、巷道的布置、炸藥的性能等多方面因素影響，在實(shí)施過程中需要不斷的試驗總結(jié)。在實(shí)施過程中，如發(fā)現(xiàn)斷錨、斷索的情況或頂板條件發(fā)生變化時，要立即停止作業(yè)，分析原因，采取有效安全措施；要十分重視施工中要求鉆具的操作要求；要十分重視聚能管的正確使用；要十分重視礦壓監(jiān)測和分析；爆破切頂施工可能會造成鄰近層瓦斯抽采鉆孔負(fù)壓降低、濃度降低的現(xiàn)象，認(rèn)真分析原因，并采取必要的針對性措施。

4 結(jié)語

1) 在常順煤業(yè)9107工作面回風(fēng)順槽煤柱幫頂板布置炮孔，采用聚能爆破的方法進(jìn)行切頂卸壓，炮孔的直線度和聚能槽對準(zhǔn)角度必須一致，實(shí)現(xiàn)定向預(yù)裂縫表面聯(lián)通；

2) 該切頂卸壓研究可以解決工作面順槽礦壓顯現(xiàn)嚴(yán)重的問題，減少巷道的二次翻修，保證巷道的正常使用；

3) 該切頂卸壓研究不僅適用于常順煤礦，同時也為同類型巷道的加固維修提供了有利的參考。