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李治国
（山西沁新煤业有限公司，山西 长治 100083）
目前我国沿空留巷技术均已经在各大矿区得到了大量试验推广和应用，在进行沿空留巷过程中，巷旁充填墙、挡矸支护结构等，在采空区侧向悬顶压力作用下，出现了变形破坏等压力显现。为了降低采空区侧向悬顶对沿空巷道围岩及支护体的力学作用，在实际工程处理中，我们会采用人工干预措施，通过预裂技术将在沿空巷道靠近采空侧人为形成一个预裂面，促使其迅速垮落，降低其对沿空巷道上产生的附加荷载作用。其中爆破预裂切顶因为不受岩层性质影响，爆破效果可靠，预裂面平整美观，可控性较强，而且能量分布集中，对周围岩体损伤较小，在切顶中得到了大量应用。本文通过在沁新煤矿9+10 号煤层沿空留巷工程实践，研究了坚硬灰岩顶板中爆破切缝原理，及关键参数的设计选取方法，可为坚硬顶板条件的切顶技术提供有益参考。
沁新煤矿9105 工作面ZK505 号钻孔顶底板岩性测试结果：9+10 号煤层直覆8 m 厚灰岩顶板，单轴抗压强度67.6～120 MPa，均值93.8 MPa；
单向抗拉强度1.70～3.52 MPa，均值2.61 MPa；
抗剪强度3.77～7.0 MPa，均值5.39 MPa。底板为1.7 m 厚黑色砂泥岩，性脆，软弱，单轴抗压强度9.9～11.8 MPa，均值10.8 MPa；
单轴抗拉强度0.51～0.66 MPa，均值0.58 MPa，底板稳定性差。下位岩层为粉砂岩4.93 m厚，整体煤岩层分布见表1。
表1 9105 工作面顶底板岩层条件
2.1 聚能爆破切顶原理
通过在炸药外层加装一层具有聚能射流效应的管体与炸药组成形成聚能作用的药包，具体做法是将炸药装入两侧呈180°分布有3 mm 直径密集孔的PVC 管子内，雷管引爆乳化炸药后，爆轰波首先沿切缝管中的缝隙冲出形成射流，该射流对钻孔壁产生冲击作用产生初始裂纹；
然后炸药爆炸发生化学反应产生的高能爆生气体迅速膨胀挤压钻孔周壁，使得爆轰波产生的初始裂纹迅速扩展形成沿管壁切缝方向上的主预裂缝，该主预裂缝将岩石沿一定方向切割成2 部分，形成断裂面。后期采场顶板在来压作用下，即沿着此断裂面切落，实现了切顶卸压作用。原理图见图1。
图1 聚能切缝爆破作用原理图
2.2 聚能爆破特点
1）能量调控显著：通过聚能射流冲击形成初始裂缝，使得爆生气体的更多能量用来扩展初始裂纹，也将会更多的节省炸药。
2）切割效果显著：因为工程原岩的复杂（裂隙复杂，原始应力复杂等），当初始主裂缝与原来的裂隙叠加时，该爆破的爆轰压力变高、预先泄出射流速度增大，切缝效应更明显。
3）可以保护巷道顶板。由于炸药能量主要用来定向致裂和定向裂纹扩展，则减小了对巷道顶板的破坏，保护了顶板。
4）降低钻孔费用：由于采用定向预裂，较不耦合爆破裂缝更长，因此，可以增大预裂炮孔间距，减少钻孔工程量，经济效益显著。
3.1 炮孔深度
爆破切缝孔深（H 缝）计算如下：
式中：hK为顶板下沉量，m；
hG为底臌量，m；
K为碎胀系数，1.3～1.5。
根据9105 工作面胶带巷类似工程切顶施工经验及测量的顶板岩性碎涨系数，本次K取1.3，底板鼓起量和顶板下沉值按0 考虑，煤层采高取2.6 m时，计算得理论切缝垂高H1f=8.67m，实际取9 m。
3.2 炮孔倾角
为促使切顶后采空区采场顶板岩块能与沿空巷道顶板岩块脱离，则需满足采场岩块B 沿2 个块体间的接触面上产生的滑动作用力fh大于沿空巷道顶板岩块A 在水平力作用下产生的接触面摩擦力fk，故若需顺利滑落则需满足：
图2 炮孔切缝结构面处岩块咬合平衡
式中：T为水平挤压力；
Fz为岩块B 及其上覆软弱岩层重量，kN；
Lz1为岩块B 沿工作面倾向的长度；
Hz为岩块B 的厚度，即7.0 m；
Sz为B 岩块回转下沉量，Sz=ηmLz1，η为顶板下沉系数，取0.025。
LZ2为岩块B 沿工作面走向长度；
Lz1=Lz2=h为岩层趋向断裂时的安全系数，取3。
式中：SΔ为岩块B 的面积，SΔ= Lz1Lz2/2，m2；
Hzi为关键块及上覆软弱岩层的厚度，m；
γzi为关键块及其上覆软弱岩层的各层容重，kN/m3。
经理论计算，可得切顶角度15°。
3.3 炮孔不耦合系数
不耦合系数按照1.3～1.8 考虑，炸药φ35 mm，则炮孔直径需达到45.5～63 mm，考虑聚能管壁厚度影响，则实际取钻孔55 mm，耦合系数1.31。
3.4 装药密度
切缝炮孔装药的线密度QL，按照下式计算：
式中：D为钻孔直径，mm；
A为钻孔间距，cm；
k为岩石硬度折减系数，岩石硬度f ≥6 时，k=0.6，岩石硬度3 ≥f≥6 时，k=0.4～0.5，岩石硬度2≥f≥0时，k=0.3～0.4。根据9+10 号煤层顶板K2 灰岩硬度值f=12 ≥6，钻孔直径55 mm，钻孔间距500 mm，则代入QL中计算可得，单孔炸药装药线密度为1.0 kg/m。
3.5 封泥长度
我国煤矿行业安全规程规定：当采用深孔爆破时，炮孔的封堵长度不小于炮孔长度的1/3，则设计炮孔9 m，需封泥3 m。
3.6 装药结构
爆破孔装药分布见图3，单孔采用4 节内径36.5 mm，外径42 mm 的聚能管，每根管采用4 节炸药集中放置，每孔设置1 枚电雷管，一次起爆的炮孔，连线时同孔内雷管引线采用并联，孔与孔之间引线采用串联。顶板岩石破碎或构造区域时，则减小装药量。封泥长度不变，将封泥段整体上移。
图3 沁新煤矿9+10 号顶板装药结构
3.7 单次起爆药量
单次起爆炮孔数，要根据单次起爆药量进行计算获得，单次起爆药量计算分析：
按照每kg 炸药量所需风量10 m3/min 考虑，则每次起爆炸药量：
式中：A为爆破炸药量，单位kg，Q为断面通风量取562 m3/min。单孔按照4-4-4-4 装药，则单孔总装药量4 kg，根据通风量计算，单次起爆最大数量按照14 个孔计算，最大起爆炸药量56 kg＜56.2 kg。设计单次起爆药量10～12 个。
4.1 数值模拟法确定炮孔合理间距
爆破数值模型如图4 所示，模型由岩石单元、空气单元、炸药单元、聚能管单元构成，计算模型大小与实物模型尺寸一致，其内径为3.6 cm，外径为4.2 cm，切缝宽度为0.4 cm；
炸药直径3.2 cm。将计算的模型简化为平面状态下的状态模型，在厚度方向上取5 mm。模型中起爆方式采用中心点起爆，空气边界设为非反射边界。
为了确定最优的聚能爆破炮孔间距，对比分析400、500、600 mm 炮孔间距下连孔聚能爆破应力演化规律和爆生裂纹发育规律，得出最优的聚能爆破炮孔间距。
当炮孔间距为400 mm 和500 mm 时，相邻炮孔产生的张拉裂纹扩展贯通，相邻炮孔间形成了完全贯通的张拉裂缝，连孔聚能爆破效果良好。当炮孔间距为600 mm 时，相邻炮孔产生的张拉裂纹未能扩展贯通就停止发育扩展，考虑到炮孔施工和爆破成本效益，最优炮孔间距为500 mm。效果图见图5。
图4 沁新煤矿9+10 号顶板计算模型
图5 不同炮孔间距时预裂封扩展效果
4.2 渐进趋近试验法确定装药量
经过现场多次试验总结，研究提出了切顶爆破装药量渐进趋近法参数试验方案，以确定最佳的装药量和封泥长度，既保证切缝效果，又保证顶板不损坏。
4.2.1 装药量原则
为保护顶板不受爆破切缝的破坏，防止顶板切断后造成的直接顶安全隐患，应当在爆破前超前30 m 对切缝侧实施恒阻锚索+W 钢带加固，坚持先加固后切缝的原则。装药量应当实施动态调整，当顶板坚硬时，宜加大药量，当顶板破碎软弱时，宜减小药量，装药量宜根据顶板硬度、完整性等及时调整，为此需要每50 m 对顶板施工一个窥视孔，探测顶板岩性，及时根据岩性变化调整装药结构和装药量。对于地质构造复杂地段，可实时采取隔孔装药，或者打密集孔装药等方式，同时加强巷内支护强度，提高被动切顶支护阻力，实现强制切顶，减小爆破切顶。
4.2.2 预裂爆破参数试验步骤
试验装药量的时候按照理论设计的药量的60%开始起步试验；
每次单个聚能管中增加1 卷，逐次增加药量进行实验。将每次装药爆破后的孔内裂缝率进行统计，绘制出裂缝率与药量之间的关系曲线，从曲线中找到临界药量，见图6 所示。
从图6 可看出：裂缝率随着装药量的增加呈现先急剧升高→中部相对稳定→后部缓慢增长的三阶段规律特征。显示了药量少时，药柱与空气柱比值较小时，即轴向不耦合系数较小时，增加药量对裂缝扩展效果明显。当药柱与空气柱比较增加到一定程度时，裂缝扩展无明显增长，说明药量存在一个对于裂缝发育的影响存在一个临界值，即轴向不耦合系数存在一个临界值。对不同的岩性进行装药量试验，可以通过曲线绘制找到对应的装药量临界值。这些临界值可作为组合岩层预裂时不同深度时对应岩层位置聚能管装药量的控制依据。比如当切缝孔深度较大，大于5 m 以上的深孔爆破，出现组合岩层的概率非常高，如切缝孔范围内存在砂岩、泥岩、砂泥岩等各不同岩层，即可按照试验结果在不同的岩性段，装不同的药量，进而实现了装药与岩层性质之间的匹配，更好地实现裂缝控制，同时降低了装药损耗。表2 中列出了K2 灰岩试验了不同药量的爆破效果：采用2-2-2-2、3-3-3-3、4-4-4-4、5-5-5-5 装药时，裂缝率分别为52 %、64%、83 %、75 %，采用5-5-5-5时，主要是孔内塌孔明显，导致实际主裂缝减小。
炮孔内沿轴向的不耦合系数，即装药长度与空气柱的长度比值，对钻孔内裂缝发育具有明显影响，当轴向装药不耦合系数由小增大时，裂缝则随之增长，但当轴向不耦合系数超过一临界值时，主裂缝减小，破碎裂缝明显增多，如图6 所示。
图6 聚能爆破切缝率与药卷数关系
4.3 坚硬灰岩顶板现场参数试验
合理的爆破参数是实现切顶效果的保证。表1经过理论计算确定了最大装药量，然后按照逐渐增大药量的方法，设计了4 种装药结构，以通过曲线拟合找到最佳的装药量。
表2 9 m 深炮孔爆破预裂切缝试验参数设计
4.4 爆破预裂切缝试验效果
预裂切缝爆破实施步骤：①沿采空侧煤壁距离煤帮400 mm 处的顶板上用激光打一条切顶线，并采用白漆布设钻孔眼位，确保钻孔眼位位于同一条直线上；
②利用专用切顶钻机，配合55 mm 钻头，42 mm 钻杆施工切顶炮孔，深度9 m，倾角15°，间距500 mm，施工过程中确保炮孔角度一致，误差不要超过1°，确保预裂切缝能够形成一个平面；
③单个炮孔4 根1.5 m 长聚能爆破管，每根管子中部集中安装4 卷35 m×250 mm 煤矿许用三级乳化炸药，并用铅锌丝卡兹固定住，防止炸药移动，并保证炸药在竖直状态下仍然能紧密结合，防止拒爆；
④每根聚能管中塞入1 根电雷管，单孔采用同一段雷管，并且引线从管体内部穿过，严谨将引线置于管体外侧，防止送药时，管子摩擦孔壁导致引线破损或断裂，造成拒爆现象；
⑤安装完聚能药包后，采用定向器的炮棍将管子逐根送入孔内，送入时每根聚能管之间通过带有定向功能的连接头连接，并用胶带绑扎紧密，防止管间脱开和转动；
⑥装入聚能管药包后，使用黄土炮泥将孔口填满，每装入30 cm 炮土时要采用炮棍将炮泥捣实，防止出现炮泥被打出破坏顶板和不安全隐患；
⑦每个炮孔填塞完炮泥后，采用孔间串联的方式，将起爆的炮孔连线接入发爆器引爆。裂缝展开见图7。
图7 顶板炮孔内裂缝展开图（裂缝率85%）
图8 爆破预裂切缝与轴向装药不耦合系数关系曲线
其中：x为轴向装药不耦合系数；
y为裂缝长度。
式中：s为预裂切缝范围。
当轴向装药不耦合系数为3.348 时，孔内裂缝长5 m，可满足切顶要求，则单个预裂炮孔内装药量N可采用下式计算：
由试验结果和统计曲线拟合规律可得最佳炮孔间距为0.5 m，炮孔深9 m，竖直向采空区偏转15°。最终确定坚硬灰岩顶板预裂参数为：单孔内装入4 根1.5 m 长聚能管，每根管子的中部集中放置4 卷250 mm 长炸药，炮孔封堵长度3 m。
1）聚能爆破技术能很好的解决传统爆破导致的裂缝发散问题，通过双向聚能定向预裂爆破将顶板沿走向切断形成一个断裂面，同时又保护了沿空巷道顶板不受破坏。切顶爆破技术在沿空留巷卸压中可以不受岩性变化的限制，提供相对稳定可靠的切顶卸压效果，是目前切顶技术中最可靠的手段。
2）通过先理论计算药量，后数值模拟裂缝扩展确定孔间距，最后装药量试验拟合曲线法，可以较准确的确定每种岩性的最佳装药量，获得相对稳定的裂缝率。采用理论、数值仿真、现场试验相结合的方式，可以快速高效地确定装药结构，为合理确定装药参数提供了一种可靠有效的途径。
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