煤矿巷道卸压技术

煤矿巷道卸压技术
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。
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ε1
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（8-16）ε1
3.稳定变形：υ0.208mm/d.移近量为 0.175mm/d。
图4药壶爆破法
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：
τ
B
=5+10tg37°=125
KN/m2
KN/m2
此时底板能承受最大压力为 P=τB ×b/1.5=29167
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=16.3m2,U29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.
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
R破 1.63
破
G炸

E
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 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 1.6
3
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°。
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。
图12
图13
图14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1巷道周边卸压后的应 力分布
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3 在预先卸压的岩体中保护巷道 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。
τmax = 1.5P/b
切槽后底板梁能承受的最大压力为
P=τB ×b/1.5
τB——底板岩层抗剪强度。可取
τB =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
τ1 =τB + α 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
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。图5 爆破方案
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。
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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〃L〃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。
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。
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。 巷道切槽后对园巷道周边应力分布 的影响如图13示。
图2
• 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2所示。
图3 在预先卸压的岩体中保 护巷道
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 状煤柱。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。
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。
（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。
炮眼数量 方 案 炮眼长 度， m 与水平面 药包重量， kg 夹角 （。）
a b
3 2 2
1.0 1.0 1.0
30 90 45
0.085 0.085 0.1
图5 爆破方案
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月， 实验段底板移近量为190mm，无支承 压力影响。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。
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7
图6
实例3：图7示意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，爆破落到巷 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。