深孔卸壓爆破技術改善煤巷支護的試驗研究

深孔卸壓爆破技術改善煤巷支護的試驗研究
周金城
【峰峰集團公司生產處】
摘 要 針對大采深高流變軟岩巷道掘進難以支護的問題，應用深孔卸壓爆破技術和深部圍岩—淺部圍岩—支架係統應力變形二次耦合支護技術，取得成功。對認識變形機理、完善圍岩應力03manbetx 理論和指導生產實踐具有一定的現實意義。
關鍵詞 深孔卸壓爆破 高流變軟岩 支護 試驗
近年來，隨著開采深度的不斷加大，采礦工程麵臨的地質條件越來越複雜。國內外學者針對采礦工程所涉及的領域進行了大量的研究，取得了一些可喜的成果,對指導生產實踐發揮了重要作用。但是，由於煤礦岩層賦存千變萬化，圍岩條件差異很大，對於複雜應力結構高流變圍岩的研究仍處於起步階段。本次試驗針對萬年礦南翼采區複雜的應力條件和岩層結構，應用深孔卸壓爆破技術改善大采深高流變煤巷支護效果，取得成功，對認識變形機理和指導生產實踐具有一定現實意義。
1 問題提出
萬年礦主要生產水平為二水平，埋深500m,很多巷道遭到了嚴重破壞，影響了生產的正常進行。從遭到破壞巷道情況看，錨噴支護巷道的破壞表現為頂幫開裂、噴層脫落、錨杆拉斷、底臌和局部冒頂；架棚支護巷道的破壞表現為支架變形、折斷、底臌和局部冒頂等。破壞後巷道不能滿足運輸、通風等生產需要和人員、設備的安全要求，對安全生產威脅很大，必須經常整修。為從根本上解決這一問題，由河北工程學院和峰峰集團公司合作，選擇具有代表性的13278工作麵運輸機巷作為試驗巷道，進行改善支護效果的研究。
2 試驗巷道條件
萬年礦位於峰峰煤田西北，礦井年生產能力為150萬t。礦井采用斜井多水平聯合布置的開拓方式和盤區前進、區內後退式開采。地層為單斜構造，斷層密布，煤層傾角變化在4～55°之間，大部分為緩傾斜煤層。礦井含煤地層為石炭—二迭紀，可采煤層共6層，主采煤層為2#煤。
試驗巷道為13278綜采工作麵下順槽，為沿空掘巷。煤層厚度3.0～4.5m，平均厚度3.8m。煤層傾角7～15°。煤層內含夾矸兩層，厚0.2m。煤層直接頂為黑灰色粉砂岩，厚3.0m，老頂為灰白色細砂岩，厚14m，偽頂為黑色炭質頁岩，厚0.5m；直接底為深灰色粉砂岩，厚6.0m，老底為灰白色細砂岩，厚6.3m。
3 巷道破壞03manbetx
掘進初期來壓快，變形量大，巷道很快遭到破壞。變形一直在緩慢發展，直到巷道完全被破壞。
圍岩具有軟岩特性，變形呈現蠕變變形三階段的規律，具有明顯的時間效應。采取加大支護強度等手段，不能從根本上解決上述問題。
巷道遭到嚴重破壞，表明圍岩不僅處於複雜應力之中，而且其變形具有明顯的流變特性。大規模的變形及破壞說明圍岩不僅岩塊發生高流變變形，而且結構麵也發生高流變變形。 因此要求支護應能控製這種複雜應力條件下的軟岩高流變變形。　
4 模擬試驗
複雜應力高流變軟岩是一種特殊的地質結構，具有非均質、非連續、非線性及複雜的加載條件和邊界條件。這使得其穩定性問題通常無法用解析法簡單地求解，相比之下，數值法具有較廣泛的適用性。它不僅能模仿岩體的複雜力學與結構特性，也可很方便地03manbetx 各種邊值問題，並對工程進行預測預報。因此，我們選用三維有限差分軟件—FLAC3D軟件進行
計算03manbetx 。
4.1 三維有限差分軟件——FLAC3D軟件
FLAC3D軟件用於土質、岩石和其它材料的三維結構受力特性模擬和塑性流動分析。FLAC3D源於流體力學，模擬塑性破壞和塑性流動采用的是“混合—離散法”，即使模擬係統是靜態的，仍采用動態運動方程，這就使得FLAC3D模擬的物理失穩過程不存在數值上的障礙。FLAC3D采用“顯示拉格朗日”算法和“混合—離散分區”技術，能非常準確地模擬材料的塑性破壞和流動，及時調整三維網格中的多麵單元來擬合實際結構(實體)。
4.2 數值模擬模型建立
根據煤層厚度、巷道頂底板厚度、煤(岩)體成分和性質以及巷道周邊地質情況，建立模擬現場數值模型。FLAC3D采用三維立體模型，計算模型垂直巷道走向長度為20m，垂直走向高度為25m，岩層傾角12°。模型材料特性見下表。模型條件是模型底部固定，兩側及上側為受力邊界，其值均為1.2MPa。模型側麵限製水平移動，底部限製垂直移動，模型其餘部分為自由麵。在深孔爆破實施動力分析中爆破荷載的輸入是沿著基角深孔爆破位置向四周方向，為減少邊界對入射爆炸波的反射,指定模型四周為自由場邊界。數值模擬過程分為：①自重應力場下的平衡；②分布開挖及基角深孔爆破對圍岩的應力變形的影響；③首次U型鋼支架支護的支護效果模擬。




FLAC3D模型材料和節理力學特性
彈性模量
(GPa) 泊鬆比
粘結強度
（MPa） 內摩擦
係數 容 重
(kN/m3) 抗拉強度
（MPa）
粉 砂 岩 0.13e04 0.12 0.07 1.06 22.4 1.5
煤 0.06e04 0.15 0.01 1.1 12.3 2.2
頁 岩 0.08e04 0.15 0.02 1.3 23.1 2.4
細 砂 岩 0.08e04 0.12 0.03 1.12 24.5 7.2
節 理 － － 0.0015 0.24 － －

4.3 數值模擬試驗結果分析
4.3.1 常規支護後圍岩位移分析
巷道圍岩位移分析表明，圍岩變形包括原岩應力狀態下的變形、巷道開挖期間的變形及巷道支護後到趨於穩定前的這個期間的變形。其變形原因是由於開挖巷道破壞了掘巷前的原岩應力狀態，巷道圍岩出現應力集中。當集中應力超過圍岩強度時，圍岩就會發生塑性變形破壞。在形成塑性變形破壞過程中引起了圍岩向巷道空間位移，這種位移在不同的階段都有所表現。
4.3.2 常規支護後圍岩應力分析
模擬試驗表明，常規支護後巷道兩個基角處於應力集中區，其應力是巷道周邊最小應力的5倍。但巷道基角僅僅是巷道表麵圍岩應力集中區，並不是圍岩應力最高集中區，應力最高集中區在巷道周圍淺部圍岩內，其應力是基角處應力的4倍。應力高度集中是導致圍岩變形破壞的主要原因。
4.3.3 圍岩應力重新分布的結果
深孔爆破鬆動圍岩後，圍岩最高應力區向巷道深部轉移，爆破鬆動圈(圍岩鬆動範圍)為巷道半徑的3～4倍，爆破鬆動圈以外為最高應力區，其應力是爆破鬆動圈內應力的6倍，產生的高應力由爆破鬆動圈以外深部岩層承擔，爆破鬆動圈以內應力僅為最大應力的六分之一，由支架(支護體)和淺部圍岩共同承擔。



卸壓爆破後巷道圍岩應力分布示意圖
4.3.4 數值模擬試驗研究結論
①13278工作麵運輸巷圍岩在自重、開掘及支護後到趨於穩定前的這個期間變形量很大，開挖巷道對圍岩變形影響最大。
②13278運輸巷圍岩流變特性明顯，在常規支護後到巷道趨於穩定前的這個期間，其流變變形量大約為最大變形量的80％。
③開挖巷道破壞了其原岩應力狀態，巷道周圍淺部圍岩出現應力集中，集中應力超過圍岩強度，在塑性破壞形成過程中引起圍岩向巷道空間位移。巷道周圍淺部圍岩出現應力集中是13278運輸巷圍岩產生高流變變形的原因。
④在自重應力條件下，13278運輸巷底板及基角處圍岩處在應力集中區，但不是應力最高集中區，該處圍岩應力大小為應力最高集中區的四分之一。
⑤13278運輸巷采用基角深孔爆破卸壓目的和作用是解除巷道附近圍岩應力集中，使應力向深部轉移。爆破卸壓後，使巷道淺部圍岩處於應力最低區，同時最大限度地減少巷道底角應力集中，保證了巷道支護的穩定性。
5 巷道基角深孔爆破卸壓機理
既然巷道圍岩內應力高度集中是造成巷道破壞的主要原因，則使圍岩內高應力得到釋放、 轉移和使應力重新分布是防止巷道破壞的有效手段。采用巷道的基角內藥壺爆破卸壓技術，可以使深部圍岩內積聚的彈性變形能以變形破裂的形式釋放，從而導致圍岩深部的應力重新分布，重新形成破碎區、塑性區和彈性區，並使應力集中的彈性區轉移到圍岩更深處，兩幫及底板淺部圍岩處於應力降低區。即卸壓爆破後在巷道周圍表層一定範圍內形成低應力卸壓圈，而在圍岩深部形成了應力集中的自承載圈，集中應力主要由該自承載圈的岩體承擔。由此使圍岩自支撐力得到充分發揮，並為卸壓岩體的穩定性提供保障。同時,由於該自承載圈的岩體處於圍岩深部，基本處於三向應力狀態，穩定性大大提高。這樣，導致圍岩破壞的可能性就會大大降低，卸壓後的巷道圍岩采取常規支護技術就能保持長期穩定。由支架和卸壓圈圍岩雙重保持內部自承載圈的穩定,自承載圈、卸壓圈和支護形成一體化係統，相輔相成，互為依存，三者共同作用，提高了巷道穩定性。
巷道基角深孔爆破是在底板深部的鬆動爆破，目的是調整圍岩應力，在底板岩層中形成兩層自撐結構，即上自撐岩環體和下自撐岩拱體，從而有效地控製底臌量，消除巷道附近圍岩應力集中。
6 基角深孔卸壓爆破參數設計
圍岩卸壓程度關鍵在於選擇合適的深孔爆破參數，主要包括卸壓孔深度、角度、裝藥量、卸壓孔間距、距前頭距離和卸壓實施時間等。
根據數值分析和模擬試驗結果，卸壓孔位置定在巷道兩基角，高度距底板0.2m，距工作麵迎頭距離1.0m，與巷道中心線對稱布置，與水平線呈向下傾斜45°，長度取為4.0m。卸壓孔間距設計與裝藥量有關，通過試驗優化取為1.0m。每個孔的裝藥量為0.15kg。為防止深部爆破引起兩幫、底板出現裂隙，炮泥充填長度不少於1.5m。使用爆破材料種類與前頭掘進相同,爆破與前頭爆破同時進行。
7 支護設計
利用深孔卸壓爆破技術重新調整圍岩應力分布，在岩體內形成兩層自撐結構即上自撐岩環體和下自撐岩拱體,從而提高巷道穩定性，有效控製巷道變形，起到支護巷道圍岩作用。
　　巷道使用U25型可縮性鋼支架支護。支架規格寬×高為4.0×3.0(m)，形狀為半園拱形。支架間距為500mm。在煤壁與支架間鋪掛網目為100×100(mm)的菱形雙抗塑料編織網，並在網與支架間用直徑80mm圓木背頂幫,目的是增加支架整體性和使之具有一定的柔性。為盡量減少放炮對圍岩的破壞，采用預留光爆層的光麵爆破技術掘進破岩。
8 礦壓觀測
8.1 支架受力觀測
8.1.1 觀測點布置
支架受力觀測的目的是為了進一步了解圍岩表麵受力情況，並為今後設計優化提供依據。支架受力觀測采用液壓枕對U型鋼支架作承載量測。巷道內每50m設一觀測站，測力點布置在巷道兩側分別距底板200mm和1000mm(即拱基線)處、巷道頂部正中和距頂部中點1500mm的巷道兩肩部，共7個點。
8.1.2 觀測數據分析
支架自巷道開挖後3～5天開始受力，巷道開挖後25～33天巷道基本達到穩定，以後支架受力增加很緩慢，到50天達到穩定。
支架受力最大為3.5MPa，最小為1.2MPa，平均1.9MPa，均小於圍岩抗壓強度(煤的單軸抗壓強度為25～45MPa，直接頂抗壓強度為23～48MPa，平均41MPa)。這表明巷道表麵煤岩層處於彈性變形，圍岩能夠發揮良好的自撐能力。
巷道開挖後30天支架受力約為常規支護的12.5～10%(常規支護時支架受力28～13 MPa， 平均20.5 MPa)。
8.2 圍岩位移和表麵收斂觀測
8.2.1 測點(站)布置
觀測儀器用Dd一6型多點位移計。巷道內每50m設1個觀測站,每個測站布置三個觀測點，觀測點分別布置在距底板800mm的巷道兩側和巷道頂部正中。每個測點分別用來觀測巷道表麵收斂值以及距巷道表麵800mm、1500mm、2200mm、3000mm、4000mm和5000mm處圍岩變形值。
8.2.2 巷道表麵收斂分析
巷道開挖後30天頂、幫變形量最大38mm，最小16mm，巷道基本穩定。巷道開挖後50天巷道達到穩定。從巷道整體觀測看，變形量很小，巷道沒有受到破壞，說明支護設計是成功的。
8.2.3 多點位移計觀測數據分析
巷道圍岩的總位移量隨著巷道開挖後時間的延續而增大。巷道開挖初期位移速度快，以後位移速度逐漸變慢，並逐漸趨近於零。一般地,開挖後30天巷道基本達到穩定,巷道開挖後50天停止位移。
巷道開挖後50天，巷道表層0～800mm範圍內圍岩位移量為2～lmm，距表麵800～1500mm範圍內圍岩位移量為2～lmm，距表麵1500～2200mm範圍內圍岩位移量為3～lmm，距表麵2200～3000mm範圍內圍岩位移量為4～2mm，距表麵3000～4000mm範圍內圍岩位移量為8～3mm，距表麵4000—5000mm範圍內圍岩位移量為12～4mm。
從觀測數據分析，巷道表層0～2200mm範圍內圍岩位移量小，表明此段圍岩處於應力降低區，圍岩處於彈性變形階段；距表麵2200～3000mm範圍內圍岩位移量較大，表明此段圍岩處於應力增高區，圍岩可能處於塑性變形階段；距表麵3000～5000mm範圍內圍岩位移量更大，表明此段圍岩處於卸壓帶上的破碎區，圍岩發生了破裂。
9 技術經濟效益分析
在常規支護下巷道需2～3個月維護一次、4～6個月徹底維修一次，從掘進開始邊掘進邊維修，一直延續到回采工作結束。采用巷道基角深孔卸壓爆破技術後,支護效果明顯改善,維修減少了,實現了一次成巷, 掘進期間不用維修;在回采期間的局部地段底臌采用臥底方法即可解決。僅維修費用一項每m巷道可節約1130元。支護總成本較常規支護降低25％，經濟效益顯著。
巷道實現了一次成巷，減少了巷道維修時間，提高了掘進速度，緩解了采、掘銜接矛盾，為實現高產高效創造了條件，綜合效益顯著。
巷道維修過程不安全因素很多，管理複雜，安全容易出問題。巷道掘進實現一次成巷後就為安全創造了良好條件。
10 存在的問題與今後方向
由於鑽眼工具限製，在煤層底板岩層中鑽傾角45°、深4.0m的炮眼有一定的困難。下一步需研究減小卸壓炮眼深度、密集度和數量以及在煤層或頂板中卸壓爆破方法。

作者簡介 周金城 男,1967年生 ,河北礦業學院畢業。現在峰峰集團公司生產處工作, 高級工程師。郵政編碼：056201

(收稿日期:2005-05-10;責任編輯:張少波)