卸压

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σr →0，但沿切向产生集中应力，切向应力σt 可剧增到原岩应力γH 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

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

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。

图1巷道周边卸压后的应力分布

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12.5m 2，沿h 10煤层掘时进，用三节拱形

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450～820mm ，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

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。

图3 在预先卸压的岩体中保护巷道

图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：

图4药壶爆破法

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： E R G ==3

6.1破

炸

破σ

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