大采高厚堅硬頂板巷道定向爆破切頂卸壓技術研究

劉乙霖，馬嘉偉

(1.晉能控股山西科學技術研究院有限公司 同大科技研究院，山西 大同 037000；2.中國礦業(yè)大學 礦業(yè)工程學院，江蘇 徐州 221116)

目前我國對特厚煤層尚無明確的規(guī)定，一般認為煤厚超過8m屬于特厚煤層[1]，大同礦區(qū)開采煤層厚度為14～20m，屬于典型的特厚煤層開采礦區(qū)[2]。采用大采高綜放開采工藝回采特厚煤層，導致頂板活動加劇，礦壓顯現程度加大[3，4]。我國的學者對特厚煤層采動覆巖結構變化及礦壓顯現規(guī)律做了大量的研究，李化敏[5]通過實測特厚煤層大采高工作面“上位砌體梁-下位倒臺階組合懸臂梁”結構模型得出，在支架工作阻力大于18000kN的情況下才能防止砌體梁結構的滑落失穩(wěn)。劉金海[6]研究了深井特厚煤層綜放工作面支承壓力分布特征，結果顯示工作面超前支承壓力影響范圍約為采高的5倍，走向支承壓力峰值位置到煤壁的距離約為采高的2.5倍，遠大于一般工作面的支承壓力影響范圍。

除特厚煤層開采帶來的大采高問題研究，大同礦區(qū)還以厚堅硬頂板礦壓治理而著名[7-9]。厚堅硬頂板在煤層開采之后無法及時垮落，對臨空巷道煤柱形成巨大的載荷，而使其變形嚴重，加上裸露較長距離的頂板發(fā)生垮落，造成強礦壓顯現，煤層安全開采存在巨大威脅[10-13]。

由強礦壓顯現誘發(fā)的大變形破壞，與井下工程所處的應力場環(huán)境密切相關因此，必須從改善圍巖運移規(guī)律入手，通過對覆巖卸壓轉移，改善圍巖應力場環(huán)境?，F有的切頂方式主要爆破切頂和水壓致裂切頂兩種，近年來關于爆破切頂的現場應用實例逐年遞增[14-16]，爆破卸壓有施工成本低、施工設備簡單、適合堅硬巖層、可定向等優(yōu)點而被廣泛應用。馬道頭煤礦屬于典型的大同礦區(qū)特厚煤層堅硬頂板條件，二者相疊加導致回采巷道變形嚴重，影響生產。因此，以馬道頭煤礦5210工作面為工程背景，對正在進行回采的8210工作面進行定向爆破切頂卸壓，探究其卸壓過程及效果。

1 工程背景概況

馬道頭煤礦是大同煤炭集團的主力生產礦井之一，礦井現開采5(3-5)#煤層，采用綜放開采，采放比為1：2.5，全部垮落法管理頂板的方式進行回采。8209工作面北側為正在進行回采的8210工作面，南側為己回采結束的8208工作面的采空區(qū)，西側為盤區(qū)大巷，8209工作面相對位置如圖1所示。區(qū)內煤層傾角1°～7°，平均2.5°，區(qū)內煤層屬于5#煤層與3#煤層出現復合煤層，平均厚度達15m，煤層埋深約450m，基本頂為巖砂厚13m，屬于典型的大采高厚堅硬頂板條件，直接底為碳質泥巖，煤層頂底板巖性分布及厚度如圖2所示。

圖1 8209回風巷相對位置關系

圖2 (3-5)#煤層頂底板巖性分布

研究巷道5209工作面回風巷為矩形斷面，斷面規(guī)格寬×高=5m×3.9m，巷道采用“角錨索+鋼帶+鋼梁+單體錨索+梯級錨固束錨索”的支護形式，支護參數為如圖3所示。盡管巷道采用高強度錨桿錨索進行支護，巷道在相鄰工作面回采以及本工作面回采時出現了較大的變形破壞，煤柱和煤壁幫分別向巷道內凸出約450mm和390mm，巷道出現不對稱破壞現象、頂板下沉嚴重，W鋼帶破壞等現象。

圖3 5209回風巷支護(mm)

2 爆破切頂卸壓作用機理

如圖4所示，在工作面傾向，堅硬基本頂在煤壁側發(fā)生斷裂，形成塊體A與塊體B，塊體B一段搭在煤柱上方，另一端由于煤層開采后形成空間而不斷旋轉下沉，可以看出煤柱承載的重量有三個方面，分別是：①上方直接頂的重量，②整個塊體B的重量，以及伴隨著基本頂斷裂整個巖層組的重量，③塊體B巖層組回轉下沉對煤柱形成擠壓作用，導致其變形嚴重，其中后兩個作用影響巨大。

圖4 大采高堅硬頂板爆破卸壓基本頂斷裂結構

如果在煤柱靠近采空區(qū)側進行爆破切頂，使得塊體B沿著預設的切頂位置斷裂，B塊體斷裂后分為B1和B2兩部分，其中B1的長度取決于巷道和煤柱的寬度，B1則由煤壁和巷道頂板巖層共同支撐，減輕煤柱的應力集中；而B2則滑落失穩(wěn)，如圖5中綠色塊體所示，既可以減輕煤柱承載的基本頂重量，又由于塊體未發(fā)生旋轉下沉，對煤柱的擠壓作用也就不存在了，大大減少了煤柱所受載荷。

未切頂時基本頂破斷前后的邊界支撐變化如圖5所示，基本頂初次破斷前，基本頂為四周固支的一個板，而發(fā)生初次破斷后，其在采空區(qū)形成簡支梁，支撐條件變?yōu)槿吂讨?，一邊簡支[14-17]。未預裂爆破切頂時，基本頂初次破斷距為和周期破斷距分別為式(1)與式(2)[17，18]。

式中，μ為巖石的泊松比；q為巖石的自重及上覆巖層的重量，kN/m3；λ1，2，3為采空區(qū)幾何形狀系數，圖5、圖6中所示情況，λ1=λ2=λ3，h為基本頂巖層厚度，σs為基本頂巖層抗拉強度。

圖5 未切頂時基本頂的邊界支撐條件

而實施爆破切頂時，基本頂破斷前后的邊界支撐變化如圖6所示，基本頂未發(fā)生初次破斷前，由于一邊被爆破切頂，故其為三邊固支，一邊簡支的支撐結構，其初次破斷距離表達式為式(2)，在初次破斷后，基本頂支撐結構變?yōu)閮蛇吅喼?，兩邊固支的結構，其周期破斷距離為式(3)。

圖6 切頂時基本頂的邊界支撐條件

開采邊界變化對斷裂步據的影響表現為隨著固支邊的增加而減小，即a1>a2>a3，故爆破切頂卸壓減小了基本頂的初次和周期來壓步距，也進一步抑制了礦壓顯現。

3 爆破切頂卸壓數值模擬分析

前面對爆破切頂卸壓的原理做了初步的推斷，接下來通過數值模擬計算來分析爆破切頂卸壓的效果。模擬過程為：模型建立—模型平衡—掘進上工作面運輸巷和本工作面回風巷并計算至平衡—拆除上工作面巷道錨桿錨索—開挖步據為10m，后退式開采至煤柱旁。

3.1 模型建立

3.1.1 模型尺寸

根據馬道頭煤礦工程地質條件，建立模型寬×高=270m×153m，由于巖土類材料的抗拉強度遠不及其抗壓強度，因此，可變形塊體材料采用了考慮抗拉強度的Mohr-Coulomb彈塑性本構模型，即當塊體承受的拉應力超過其抗拉強度時，塊體發(fā)生拉破壞，本模型采用面接觸庫倫滑移模型，面接觸庫侖滑移模型最適于地下工程巖體的開挖模擬，通常的節(jié)理張開、剪切屈服及剪脹效應在此模型中都能實現。在模型上表面施加均布載荷，形成應力邊界條件；左、右和下表面均為零位移邊界條件。

3.1.2 煤巖力學參數

塊體的煤巖力學參數見表1。

表1 塊體煤巖力學參數

節(jié)理面的剛度參數來由式(4)求得，見表2：

表2 節(jié)理面煤巖力學參數

式中，Kn為節(jié)理面的法向剛度，GPa；n為系數，根據計算過程，不斷調整其值的大小，一般取10；K為塊體的體積模量；G為塊體的剪切模量；ΔZmin是毗鄰節(jié)理單元在法線方向上的最小寬度，取zone的最小邊長即可(通常取gen edge后的數值)。

3.2 模擬結果分析

考慮到現場實際情況，依據不同的切頂角度共進行了6組模擬，分別是：未切頂、切頂30°、切頂45°、切頂60°、切頂75°、切頂90°。從覆巖的垮落形態(tài)和煤柱應力大小兩個方面來分析模擬的結果，為后續(xù)現場切頂應用提供理論依據。

3.2.1 覆巖垮落形態(tài)分析

不同切頂角度下覆巖垮落形態(tài)的模擬如圖7所示。由圖7可以看出，對比切頂狀態(tài)，未切頂時巷道煤柱幫的變形更大，且巷道變形呈現不對稱形，即煤柱幫變形大于實體煤幫。

圖7 不同切頂角度覆巖的垮落形態(tài)

對不同切頂角度下覆巖的破斷垮落程度，可以看出隨著切頂角度的增大，基本頂破斷垮落的效果越好，在切頂角度為60°時，基本頂在切頂的位置發(fā)生破斷，垮落較充分，且巷道煤柱幫變形量較小。而切頂角度為90°時，切頂效果較差，故切頂角度選擇60°。

3.2.2 煤柱應力分析

由圖8分析不同切頂角度對煤柱所受應力大小的影響可得，未切頂、切頂30°、切頂45°、切頂60°、切頂75°、切頂90°時，煤柱的應力集中系數為分別為1.87、1.85、1.73、1.52、1.70、1.80，顯然切頂角度為60°時煤柱應力較小，其應力峰值為16.3MPa，而未切頂時煤柱的應力峰值為21.1MPa，減小了22.7%。綜上，切頂角度為60°時，切頂效果較好，現場爆破切頂仰角選擇60°。

圖8 不同切頂角度煤柱應力變化規(guī)律

4 爆破切頂卸壓的工業(yè)性試驗

4.1 爆破參數設計

炮孔深度與封孔長度：根據數值模擬確定的切頂角度為60°，自巷道上方至基本頂巖層頂部垂高為31m，故確定鉆孔總長度為35.8m，裝藥段長度為19.6m，封孔段長度要求大于炮孔長度的1/3，為16.2m，如圖9所示。

圖9 爆破切頂鉆孔布置

其他爆破切頂參數設計見表3。

表3 切頂爆破炮孔布置參數

4.2 爆炸切頂設計方案與現場施工

現場采用聚能管裝藥，單孔裝藥量定為19kg，需用10根聚能管，每根聚能管長度2m，孔內裝藥長度19.6m，裝藥流程如圖10所示。使用炮泥進行封堵，封堵長度為16.2m，需要搗實炮泥，本次爆破一次起爆5個鉆孔，5個鉆孔裝藥封堵完成之后，人員撤離到安全地點，實行長距離起爆。

圖10 爆破切頂施工裝藥流程

4.3 爆破切頂卸壓效果分析

4.3.1 爆破鉆孔窺視分析

為了實測鉆孔爆破后，爆破孔和導向孔及其圍巖的裂紋發(fā)育情況，判斷爆破的作用效果，采用的儀器為YTJ-20型巖層探測記錄儀。 鉆孔窺視位置根據爆破孔的位置和現場的實際條件，測孔位置設在8010運輸巷爆破區(qū)域，觀測2個爆破孔(1#、3#)和2個導向孔(2#、4#)，共4個孔，角度均垂直于巷道表面，幫部的鉆孔角度仰60度，孔深35.8m。

通過對2個導向孔和2個爆破孔的窺視的圖像分析，可知實施爆破切頂卸壓后的鉆孔呈現出以下規(guī)律：①爆破孔沿著孔內聚能管聚能槽方向產生了裂紋，并且要切割的走向切縫方向一致；②導向孔也產生了明顯的裂紋，和與切割的走向切縫方向一致。

由①、②可得，此次切頂卸壓爆破取得了較好的作用效果，起到定向切割裂紋爆破的效果。

4.3.2 巷道變形監(jiān)測效果分析

實施切頂卸壓后，在5209回風巷進行了巷道表面位移觀測，觀測內容主要包括頂板下沉變形、底板鼓起變形、幫部巷內移近變形和墻體巷內移近變形，共布設3個測點，相鄰兩測點的間距為80m，超前工作面80m布置1#測站的測點，布設后立即進行監(jiān)測記錄，并在記錄表中填明監(jiān)測時間及測站至采煤工作面煤壁的距離，觀測結果如圖11所示。

圖11 切頂卸壓后5209回風巷變形監(jiān)測

結果顯示，在采取爆破切頂卸壓后，巷道圍巖變形量大幅減少，頂板變形量逐漸穩(wěn)定在123.1mm，煤柱和煤壁側變形量分別為172.1mm、112.5mm，總體變形量較小，巷道完整性較好，爆破切頂卸壓效果顯著。

5 結 論

1)理論分析了巷道爆破切頂卸壓的工作原理是通過對煤柱側未垮落基本頂巖層進行爆破切頂，使其及時垮落，減小煤柱載荷和基本頂巖層因為旋轉下沉而對煤柱的載荷。

2)數值模擬得出，爆破切頂卸壓的最佳切頂角度為60°，在爆破切頂卸壓后，應力峰值降低至16.3MPa，而未切頂時煤柱的應力峰值為21.1MPa，減小了22.7%。

3)在馬道頭煤礦8210運輸巷對基本頂巖層進行爆破切頂，鉆孔窺視結果顯示爆破產生的裂紋與預期的一致；在5209回風巷進行了巷道表面位移觀測頂板變形量逐漸穩(wěn)定在123.1mm，煤柱和煤壁側變形量分別為172.1mm、112.5mm，總體變形量較小。