巷道切缝卸压法
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图 4 药壶爆破法
3
式中 G 炸——装药量； σ 破——岩石破坏的极限强度 E——岩石的变形模量； A——爆破的比能； γ ——岩石密度。 为了实用和近似计算，可采用 A=3×105 及γ =2300，这时上述公式可写成：
R破 1.63
破
G炸
E
σ 破用实验方法确定。在温度为 14-20%的泥质岩中，7 号硝铵炸药的装药量 为 0.1～0.3kg 时，为 0.4～0.8m.在泥质岩中当药包顺序爆破时,为了保证岩石 从一个孔洞抛到另一个孔洞,药包间距不超过 0.8D(D——药壶孔腔直径)。在石 灰岩中， 用重量为 0.152kg 的药包爆破时,在距药包 0.6m 处观测到 0.6m 的裂隙. 钻孔与水平面的夹角一般为 15°～30°及 45°～60°。爆破后可形成 2 m 左右 的松动带，扩展到煤柱下距离约 2-3 m 深。爆破松动带传递侧向应力及垂直应力 的作用会大为减弱或完全停止，直至松动岩石压实为止。这一时间过程用实验方 法确定，并尽量利用这一时间来安排巷道的使用。 实例 1，卡拉干达煤田矿井松动爆破卸压实验参数见图 5 及表 1 示意。 第一实验段 25 m，在与承压力影 响带以外的下山中，下山底板含水， 底鼓为 u=0.15～0.2m/月。松动爆破 工作在掘进下山时滞后巷道工作面 40m 处进行。装药深度为 0.8m。硝铵 炸药重量为 0.075kg。爆后底板泥质 岩石破坏，悬露处发现形成了直径为 0.1～ 0.3m 的松动腔。观测 2.5 个 月，实验段底板移近量为 190mm，未 支承压力中进行。炸药重 0.075kg。 实验段底板移近量为 180mm；未实验段移近量为 480mm。
图 5 爆破方案
4
表1 方案 a b 炮眼数量 3 2 2 炮眼长度，m 1.0 1.0 1.0 与水平面夹角（。 ） 30 90 45 药包重量，kg 0.085 0.085 0.1
实例 2：图 6 示意卡拉千达矿东运输平巷炮眼布置及参数，炸药 0.125kg。 底鼓减少了 67-75%。
图6
图7
5
图8
图9
（三）顶部卸压 U·L·切尔亚克教授研究认为，顶部预先卸压保护下部巷道的范围如图 9 示。 沿走向布置巷道，保护下部宽度 A 为： A=b+2n n——巷道一侧保护煤柱宽，m； b——两巷及巷中间煤柱宽度，m，如果一条巷道，b 等一条巷的度；上部卸 压宽度 a，a=A+1.4h2。 实例 1：如图 10 示。巷道埋深 898m，净断面 12.5m，距煤层底板 4～12m。
图 10
卸载工作面长 150～160m。岩石平巷掘进滞后卸压工作面 40～300m。采空区 下掘进的岩石平巷处于良好状态。相比之下，顶板底板移近量减少了 83～86%。 实例 2：鲍店胶带机硐室顶部卸压巷设计方案，见图 11。
6
图 11
（四）巷道围岩切槽卸压 巷道切槽卸压的切缝位置如图 12 示。
P1③强度和稳定性，从而使巷道围岩的
整体稳定性得到提高。如图 1 示。 二、巷道卸压方法 （一）钻孔卸压 1． 横向钻孔
图 1 巷道周边卸压后的应力分布
采用钻孔右以削弱巷道围岩。钻孔之间的煤体遭到破坏，因此，支承压力带 向岩体深部转移达一个钻孔长度的深部。 钻孔间煤体破坏保证了卸载带中岩层的 均匀弯曲。
实例 3：托列兹无烟煤联合公司列斯娜亚矿，h3 煤层，采深 750m 东 14 运输 大巷实验证明了效果很好。巷道掘进和松动爆破同时进行，爆破降到巷道中的岩 石，随掘进出矸一同运走。 （1）当炮眼以 25°、30°钻进时，岩石破坏带深度为 1m 。该段实验结果 表明，在工作面后方 30m 左右，移动最剧烈——靠煤柱测为 127mm，煤体一侧移 近量为 92mm。并在以后巷底移动停止。 （2）当炮眼夹角为 45°及 60°钻进时，岩石破坏带深度为 1.8m，在工作 面后方 20m 处，停止了移动。 图 8 示意的工程，在工作面与平巷联接处（109mm）及回采工作面后方 40m 处移动量（126mm）分别减 71%和 82%。 为防止已破坏的岩石向巷道中鼓起，可以架设底梁，在底梁加以支护（锚杆 或支柱） 。或者底板钻孔卸压，或底板钻孔爆破后注浆。图 8 所示。
图 12
图 13
巷道周边卸压后的应力分布如图 1 示。 巷道切槽后对园巷道周边应力分布的影响如图 13 示。 巷道底板切槽如图 14 示。 当切槽深度 b 小于巷帮到切 缝的间距 a，即 a/b＞1 时，开槽 后的底板视而不视作从卸压槽下 方受到磺向载荷 p 作用的岩石悬 梁。承受弯曲应力，岩石抗弯强度 小，底板上翘，巷至下面岩层向上 断裂。岩层受剪力作用，当 a/b＜ 1 时，岩石抗剪强度一般大于抗拉强度，岩石底板稳定。底板中最大剪应力为
图2
其中钻一排平行于巷道轴的超 前钻孔， 以切割出具有不同承载
能力（不同宽度）的条带关煤柱。条带状煤柱的承载能力随远离被保护的巷道朝 着煤体方向增加。因而，在随后掘进的巷道地带区，岩体的卸载是通过被钻孔削 弱的刚性（可缩性）可变的煤带来实现。
2
因此，巷道是在预先卸载的岩体中掘进，并且在整个服务期间是用刚性可变 的煤带保护， 它可以通过将支承压力转移到岩体深部从而降低被保护巷道周围的 应力。 图 3 表示掘进采区斜巷时为了降低岩体中的应力而钻进卸载钻孔的示意图。 在采用壁式开采方法时， 在运输平巷 1 内回采小巷的切口附近安装钻眼设备 2，并在煤层平面中钻进长度尽量大的一排钻孔 3。在卸载钻孔之间留下煤柱 4， 煤柱的承载能力从巷道周边向煤体深部增加， 最小的煤柱留在继续要掘进的巷道 断面中。然后在已卸载煤体的中部掘进巷道，其长度等于钻孔的长度，此后在巷 道工作面上部岩体 5 中沿巷道两侧开切硐室 6，以安装钻眼设备之用，并钻进下 一排向钻孔。 “托列兹”列烟煤联合公司卢图金矿的实验工作表明，采预先卸先载可以消 除在采煤工作面前方或后方的巷道底膨。 （二）药壶爆破法 药壶爆破是在炮眼底部先少量装药爆破成壶状，再将装药爆破，不破裂岩体 表面。 U·1·切尔尼亚克教授提 出，用爆破法卸压。这种方法 的实质是用爆 破法在靠 近巷 道周边的煤层 底板中形 成岩 石松动带，由 于巷道石 松动 带，最大支承压力转移到岩体 及煤柱深部。图 4 示意。 确定爆破参数时，应考虑 煤层底板岩石性质及厚度，软 岩巷道底鼓岩 层深度一 般为 巷宽的 0.7 倍左右。炮眼与水平的夹角，眼孔间距及深度，炸药性能及装药量等。 既要达到爆破时，岩石从一孔洞抛到另一个孔洞时能获得最好的松动效果，又不 破坏围岩表面。 F·U·波克罗夫斯基提出，爆破岩石破坏圈半径可用下式确定：
煤矿巷道卸压技术
中国矿业大学 汪理全教授
一、巷道卸压的基本原理 在原岩体中开掘巷道之后，岩体应力必产生重新分布。如巷道埋深为 H，则 圆形巷道周边的岩石沿径向卸载，径向力σ r→0，但沿切向产生集中应力，切向 应力σ t 可剧增到原岩应力γ H 的 2 倍。这时，巷道周边岩体处于双向应力状态， 其强度较低，容易破坏。尤其在高应力及松软围岩条件下，集中应力远大于围岩 强度—P1①，深部转移，直至能承受集中应力为止。这时在巷道周边破坏区形成 了应力降低区。这种应力降低区是巷道周边岩体的完整结构破坏之后形成的。即 在卸压的同时巷道周边的塑性变形区范围及该区内遭破坏岩体的塑性变形、 扩形 膨胀变形就明显增大。 上述塑性变形区的范围及变形量的大小是巷道维护的关键 因素。能否既使巷道周边 P1②塑性区的范围，不产生较大变形，改善巷道的维护 状况？ 研究及实践表明，可以通过不同的卸压方法在围岩深处形成弱化区，为围岩 的膨胀变形提供一定的变形补偿空间。使集中应力向围岩深部转移，该处岩体处 于三向应力状态，有较高强度，可以承受支承压力的作用而不破坏。于是在应力 增高区内形成了一圈“自承岩环” 。自 承岩环主要承受集中力，充分发挥岩体 的自承能力。在自承岩环的支承和保护 下， 使卸压区内的岩体保持稳定。 同时， 结构和完整性并未完全遭到破坏卸压 区内的巷道围岩，相当于在自承岩环的
1
M· A·长米沙罗夫研究认为，紧跟巷 道掘进在巷道工作面附近进行岩体卸 压的效果最佳。岩层的弯曲应发生在破坏的 孔间煤体阻力恒定时，当孔间煤体宽度与钻 孔直径之比等于 0.8～1.0 时可以保证做到 这点.钻孔最佳深度为 10m。 顿涅茨性科院通过实验证明了钻孔卸压 的良好效果。 基洛夫斯卡亚矿采掘工程平面图如图 2 所示。 长 80m 的巷道段位于西 2 下山，巷道断 面 12.5m2 ，沿 h10 煤层掘时进，用三节拱形
图 3 在预先卸压的岩体中保护巷道
金属支架支护。卸压钻孔长 8～ 10m， 直径为 300mm， 孔间煤体 宽 300mm 左右。采煤工作影响 带以外卸压段的底板移动量与 未卸压段的移近量没有区别， 在 采煤工作影响带内。 未卸压的移 动量达 450～820 mm，而卸压段 内仅为 78～188mm，如图 3 所 示。 2． 纵向钻孔 如图 3 示意。 沿煤层先垂直 于巷道掘进方向开一些缺口， 从
1
② 松动后， 变形υ 增大， 短期急剧变形。 作业点前后 20m ， 影响时间 8-10d， 变形为①的（8-16）ε
1
③ 稳定变形：υ 0.208mm/d.移近量为 0.175mm/d。
8பைடு நூலகம்
7
图 14
τ
max
=1.5P/b P=τ
B B
切槽后底板梁能承受的最大压力为 τ B——底板岩层抗剪强度。可取τ
×b/1.5
=5000N/m2。
如切槽中充填胶结材料，可提高抗剪强度 2 倍以上。这时，底板抗剪强度为 τ
B
=τ
B
+σ tgψ
式中α ——岩体在剪切面上的正压力；ψ ——内摩擦角。如岩石单向抗 压强度 R=10000KN/m2，ψ =37°，则 τ
B
=5+10tg37°=125
KN/m2
此时底板能承受最大压力为
P=τ
B
×b/1.5=29167
KN/m2
例：卢岭矿：H=615m，围岩：灰色泥岩、砂岩、页岩，α =10-25°，泥岩的 层理和和节理十分发育。巷道 S=26.7m2，S=16.3m2U2 9 可缩封闭支架支护，间距 0.5m，直墙半圆拱，净宽 5136mm 净高 3172mm。 巷道卸压钻孔两排三花眼，底排钻孔距底板 1m。钻孔排距 0.4m,眼距 1.1m. 孔直径 42m,孔深 4.7m. 药壶爆破 T-320 水胶炸药,卷 d=35mm，钻孔装药长度 1.6-1.9m，装满系数为 0.34-0.39。反向连续装药。单孔起爆。 ① 松动爆破前，掘进影响，趋势稳定ε
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式中 G 炸——装药量； σ 破——岩石破坏的极限强度 E——岩石的变形模量； A——爆破的比能； γ ——岩石密度。 为了实用和近似计算，可采用 A=3×105 及γ =2300，这时上述公式可写成：
R破 1.63
破
G炸
E
σ 破用实验方法确定。在温度为 14-20%的泥质岩中，7 号硝铵炸药的装药量 为 0.1～0.3kg 时，为 0.4～0.8m.在泥质岩中当药包顺序爆破时,为了保证岩石 从一个孔洞抛到另一个孔洞,药包间距不超过 0.8D(D——药壶孔腔直径)。在石 灰岩中， 用重量为 0.152kg 的药包爆破时,在距药包 0.6m 处观测到 0.6m 的裂隙. 钻孔与水平面的夹角一般为 15°～30°及 45°～60°。爆破后可形成 2 m 左右 的松动带，扩展到煤柱下距离约 2-3 m 深。爆破松动带传递侧向应力及垂直应力 的作用会大为减弱或完全停止，直至松动岩石压实为止。这一时间过程用实验方 法确定，并尽量利用这一时间来安排巷道的使用。 实例 1，卡拉干达煤田矿井松动爆破卸压实验参数见图 5 及表 1 示意。 第一实验段 25 m，在与承压力影 响带以外的下山中，下山底板含水， 底鼓为 u=0.15～0.2m/月。松动爆破 工作在掘进下山时滞后巷道工作面 40m 处进行。装药深度为 0.8m。硝铵 炸药重量为 0.075kg。爆后底板泥质 岩石破坏，悬露处发现形成了直径为 0.1～ 0.3m 的松动腔。观测 2.5 个 月，实验段底板移近量为 190mm，未 支承压力中进行。炸药重 0.075kg。 实验段底板移近量为 180mm；未实验段移近量为 480mm。
图 5 爆破方案
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表1 方案 a b 炮眼数量 3 2 2 炮眼长度，m 1.0 1.0 1.0 与水平面夹角（。 ） 30 90 45 药包重量，kg 0.085 0.085 0.1
实例 2：图 6 示意卡拉千达矿东运输平巷炮眼布置及参数，炸药 0.125kg。 底鼓减少了 67-75%。
图6
图7
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图8
图9
（三）顶部卸压 U·L·切尔亚克教授研究认为，顶部预先卸压保护下部巷道的范围如图 9 示。 沿走向布置巷道，保护下部宽度 A 为： A=b+2n n——巷道一侧保护煤柱宽，m； b——两巷及巷中间煤柱宽度，m，如果一条巷道，b 等一条巷的度；上部卸 压宽度 a，a=A+1.4h2。 实例 1：如图 10 示。巷道埋深 898m，净断面 12.5m，距煤层底板 4～12m。
图 10
卸载工作面长 150～160m。岩石平巷掘进滞后卸压工作面 40～300m。采空区 下掘进的岩石平巷处于良好状态。相比之下，顶板底板移近量减少了 83～86%。 实例 2：鲍店胶带机硐室顶部卸压巷设计方案，见图 11。
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图 11
（四）巷道围岩切槽卸压 巷道切槽卸压的切缝位置如图 12 示。
P1③强度和稳定性，从而使巷道围岩的
整体稳定性得到提高。如图 1 示。 二、巷道卸压方法 （一）钻孔卸压 1． 横向钻孔
图 1 巷道周边卸压后的应力分布
采用钻孔右以削弱巷道围岩。钻孔之间的煤体遭到破坏，因此，支承压力带 向岩体深部转移达一个钻孔长度的深部。 钻孔间煤体破坏保证了卸载带中岩层的 均匀弯曲。
实例 3：托列兹无烟煤联合公司列斯娜亚矿，h3 煤层，采深 750m 东 14 运输 大巷实验证明了效果很好。巷道掘进和松动爆破同时进行，爆破降到巷道中的岩 石，随掘进出矸一同运走。 （1）当炮眼以 25°、30°钻进时，岩石破坏带深度为 1m 。该段实验结果 表明，在工作面后方 30m 左右，移动最剧烈——靠煤柱测为 127mm，煤体一侧移 近量为 92mm。并在以后巷底移动停止。 （2）当炮眼夹角为 45°及 60°钻进时，岩石破坏带深度为 1.8m，在工作 面后方 20m 处，停止了移动。 图 8 示意的工程，在工作面与平巷联接处（109mm）及回采工作面后方 40m 处移动量（126mm）分别减 71%和 82%。 为防止已破坏的岩石向巷道中鼓起，可以架设底梁，在底梁加以支护（锚杆 或支柱） 。或者底板钻孔卸压，或底板钻孔爆破后注浆。图 8 所示。
图 12
图 13
巷道周边卸压后的应力分布如图 1 示。 巷道切槽后对园巷道周边应力分布的影响如图 13 示。 巷道底板切槽如图 14 示。 当切槽深度 b 小于巷帮到切 缝的间距 a，即 a/b＞1 时，开槽 后的底板视而不视作从卸压槽下 方受到磺向载荷 p 作用的岩石悬 梁。承受弯曲应力，岩石抗弯强度 小，底板上翘，巷至下面岩层向上 断裂。岩层受剪力作用，当 a/b＜ 1 时，岩石抗剪强度一般大于抗拉强度，岩石底板稳定。底板中最大剪应力为
图2
其中钻一排平行于巷道轴的超 前钻孔， 以切割出具有不同承载
能力（不同宽度）的条带关煤柱。条带状煤柱的承载能力随远离被保护的巷道朝 着煤体方向增加。因而，在随后掘进的巷道地带区，岩体的卸载是通过被钻孔削 弱的刚性（可缩性）可变的煤带来实现。
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因此，巷道是在预先卸载的岩体中掘进，并且在整个服务期间是用刚性可变 的煤带保护， 它可以通过将支承压力转移到岩体深部从而降低被保护巷道周围的 应力。 图 3 表示掘进采区斜巷时为了降低岩体中的应力而钻进卸载钻孔的示意图。 在采用壁式开采方法时， 在运输平巷 1 内回采小巷的切口附近安装钻眼设备 2，并在煤层平面中钻进长度尽量大的一排钻孔 3。在卸载钻孔之间留下煤柱 4， 煤柱的承载能力从巷道周边向煤体深部增加， 最小的煤柱留在继续要掘进的巷道 断面中。然后在已卸载煤体的中部掘进巷道，其长度等于钻孔的长度，此后在巷 道工作面上部岩体 5 中沿巷道两侧开切硐室 6，以安装钻眼设备之用，并钻进下 一排向钻孔。 “托列兹”列烟煤联合公司卢图金矿的实验工作表明，采预先卸先载可以消 除在采煤工作面前方或后方的巷道底膨。 （二）药壶爆破法 药壶爆破是在炮眼底部先少量装药爆破成壶状，再将装药爆破，不破裂岩体 表面。 U·1·切尔尼亚克教授提 出，用爆破法卸压。这种方法 的实质是用爆 破法在靠 近巷 道周边的煤层 底板中形 成岩 石松动带，由 于巷道石 松动 带，最大支承压力转移到岩体 及煤柱深部。图 4 示意。 确定爆破参数时，应考虑 煤层底板岩石性质及厚度，软 岩巷道底鼓岩 层深度一 般为 巷宽的 0.7 倍左右。炮眼与水平的夹角，眼孔间距及深度，炸药性能及装药量等。 既要达到爆破时，岩石从一孔洞抛到另一个孔洞时能获得最好的松动效果，又不 破坏围岩表面。 F·U·波克罗夫斯基提出，爆破岩石破坏圈半径可用下式确定：
煤矿巷道卸压技术
中国矿业大学 汪理全教授
一、巷道卸压的基本原理 在原岩体中开掘巷道之后，岩体应力必产生重新分布。如巷道埋深为 H，则 圆形巷道周边的岩石沿径向卸载，径向力σ r→0，但沿切向产生集中应力，切向 应力σ t 可剧增到原岩应力γ H 的 2 倍。这时，巷道周边岩体处于双向应力状态， 其强度较低，容易破坏。尤其在高应力及松软围岩条件下，集中应力远大于围岩 强度—P1①，深部转移，直至能承受集中应力为止。这时在巷道周边破坏区形成 了应力降低区。这种应力降低区是巷道周边岩体的完整结构破坏之后形成的。即 在卸压的同时巷道周边的塑性变形区范围及该区内遭破坏岩体的塑性变形、 扩形 膨胀变形就明显增大。 上述塑性变形区的范围及变形量的大小是巷道维护的关键 因素。能否既使巷道周边 P1②塑性区的范围，不产生较大变形，改善巷道的维护 状况？ 研究及实践表明，可以通过不同的卸压方法在围岩深处形成弱化区，为围岩 的膨胀变形提供一定的变形补偿空间。使集中应力向围岩深部转移，该处岩体处 于三向应力状态，有较高强度，可以承受支承压力的作用而不破坏。于是在应力 增高区内形成了一圈“自承岩环” 。自 承岩环主要承受集中力，充分发挥岩体 的自承能力。在自承岩环的支承和保护 下， 使卸压区内的岩体保持稳定。 同时， 结构和完整性并未完全遭到破坏卸压 区内的巷道围岩，相当于在自承岩环的
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M· A·长米沙罗夫研究认为，紧跟巷 道掘进在巷道工作面附近进行岩体卸 压的效果最佳。岩层的弯曲应发生在破坏的 孔间煤体阻力恒定时，当孔间煤体宽度与钻 孔直径之比等于 0.8～1.0 时可以保证做到 这点.钻孔最佳深度为 10m。 顿涅茨性科院通过实验证明了钻孔卸压 的良好效果。 基洛夫斯卡亚矿采掘工程平面图如图 2 所示。 长 80m 的巷道段位于西 2 下山，巷道断 面 12.5m2 ，沿 h10 煤层掘时进，用三节拱形
图 3 在预先卸压的岩体中保护巷道
金属支架支护。卸压钻孔长 8～ 10m， 直径为 300mm， 孔间煤体 宽 300mm 左右。采煤工作影响 带以外卸压段的底板移动量与 未卸压段的移近量没有区别， 在 采煤工作影响带内。 未卸压的移 动量达 450～820 mm，而卸压段 内仅为 78～188mm，如图 3 所 示。 2． 纵向钻孔 如图 3 示意。 沿煤层先垂直 于巷道掘进方向开一些缺口， 从
1
② 松动后， 变形υ 增大， 短期急剧变形。 作业点前后 20m ， 影响时间 8-10d， 变形为①的（8-16）ε
1
③ 稳定变形：υ 0.208mm/d.移近量为 0.175mm/d。
8பைடு நூலகம்
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图 14
τ
max
=1.5P/b P=τ
B B
切槽后底板梁能承受的最大压力为 τ B——底板岩层抗剪强度。可取τ
×b/1.5
=5000N/m2。
如切槽中充填胶结材料，可提高抗剪强度 2 倍以上。这时，底板抗剪强度为 τ
B
=τ
B
+σ tgψ
式中α ——岩体在剪切面上的正压力；ψ ——内摩擦角。如岩石单向抗 压强度 R=10000KN/m2，ψ =37°，则 τ
B
=5+10tg37°=125
KN/m2
此时底板能承受最大压力为
P=τ
B
×b/1.5=29167
KN/m2
例：卢岭矿：H=615m，围岩：灰色泥岩、砂岩、页岩，α =10-25°，泥岩的 层理和和节理十分发育。巷道 S=26.7m2，S=16.3m2U2 9 可缩封闭支架支护，间距 0.5m，直墙半圆拱，净宽 5136mm 净高 3172mm。 巷道卸压钻孔两排三花眼，底排钻孔距底板 1m。钻孔排距 0.4m,眼距 1.1m. 孔直径 42m,孔深 4.7m. 药壶爆破 T-320 水胶炸药,卷 d=35mm，钻孔装药长度 1.6-1.9m，装满系数为 0.34-0.39。反向连续装药。单孔起爆。 ① 松动爆破前，掘进影响，趋势稳定ε