1902S 工作面堅(jiān)硬頂板爆破切頂卸壓研究

劉元超 高 峰 張信承

（新礦內(nèi)蒙古能源有限責(zé)任公司長(zhǎng)城三號(hào)煤礦，內(nèi)蒙古 鄂托克前旗 016200）

在煤層推采過(guò)程中，堅(jiān)硬頂板因其自身原因難以及時(shí)垮落，易形成大面積懸頂，對(duì)井下工作人員造成嚴(yán)重威脅，其頂板破斷步距大，支架載荷高，易引發(fā)壓架及沖擊礦壓等事故。針對(duì)上述問(wèn)題，堅(jiān)硬頂板控制技術(shù)應(yīng)運(yùn)而生。目前，堅(jiān)硬頂板控制措施主要包括水力壓裂與爆破切頂法。水力壓裂[1]是通過(guò)高水壓將頂板巖層中的原裂隙等進(jìn)行壓裂，使裂隙增大擴(kuò)展，造成應(yīng)力重新分布，從而降低巖體的強(qiáng)度。爆破切頂[2-3]是使頂板巖層破斷，讓一部分頂板巖層率先垮落到采空區(qū)，減小頂板懸露面積，避免形成較大沖擊。長(zhǎng)城三號(hào)煤礦1902S 工作面，頂?shù)装鍘r性均為強(qiáng)度較高的砂巖，經(jīng)前期開(kāi)采觀測(cè)，初次來(lái)壓步距為79 m，周期來(lái)壓步距為36 m，出現(xiàn)了大面積懸頂現(xiàn)象。本文通過(guò)分析1902S 工作面爆破切頂弱化機(jī)理，提出了爆破切頂方案，在工作面取得了良好的應(yīng)用效果。

1 礦井概況

長(zhǎng)城三號(hào)煤礦主采9#煤層，其1902S 工作面埋深約700 m，平均煤厚4.5 m，傾角為6°。頂板巖石強(qiáng)度較高，煤層頂?shù)装鍘r性特征見(jiàn)表1。工作面區(qū)域內(nèi)沒(méi)有大的地質(zhì)構(gòu)造，水文地質(zhì)條件簡(jiǎn)單。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性特征

2 爆破切頂弱化效果分析

根據(jù)工作面實(shí)際地質(zhì)條件，建立爆破切頂數(shù)值計(jì)算模型，分析未切頂以及爆破切頂條件下工作面前方的位移及應(yīng)力變化情況。一般來(lái)說(shuō)[4]，工作面前方為應(yīng)力集中區(qū)，更能說(shuō)明爆破切頂對(duì)頂板的弱化效果，選取工作面前方10 m 位置進(jìn)行具體分析，如圖1 和圖2。

圖1 工作面前方位移變化

對(duì)比切頂前后回采巷道頂?shù)装逦灰铺卣鳎▓D1），未進(jìn)行爆破切頂前，頂板最大下沉量為279.4 mm，進(jìn)行爆破切頂后，頂板下沉量顯著降低，同比降低了49.5%，為141 mm。同時(shí)，切頂后巷道整體變形較小，基本頂巖層也未發(fā)生較大位移。綜上所述，切頂后巷道變形能夠得到很好控制。

切頂前后應(yīng)力分布特征如圖2。切頂前后工作面前方應(yīng)力變化較為顯著，切頂前應(yīng)力高值區(qū)主要靠近工作面?zhèn)?，最大垂直?yīng)力26.12 MPa，影響回采巷道圍巖穩(wěn)定；在切頂后，不僅高應(yīng)力范圍顯著減小，工作面?zhèn)葢?yīng)力也能快速降低，最大垂直應(yīng)力20.7 MPa，降低了23.1%。

通過(guò)對(duì)比切頂前后工作面前方位移及應(yīng)力變化可知，爆破切頂促使區(qū)域內(nèi)的堅(jiān)硬頂板率先垮落，能夠有效卸除并緩解頂板壓力，不僅能夠讓先垮落的巖層在采空區(qū)形成墊層起到緩沖作用，還能減小頂板懸露面積，避免頂板整體垮落形成的沖擊危害。

3 爆破切頂方案設(shè)計(jì)

3.1 切頂高度

結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際地質(zhì)條件，爆破切頂高度計(jì)算式如下：

式中：H為切頂高度，m；M為工作面采高，取4.5 m；p為頂板垮落后的巖石碎脹系數(shù)，取1.4。將數(shù)據(jù)代入計(jì)算得出爆破切頂高度H為11.25 m。

3.2 回采巷深孔預(yù)裂爆破

1）炮孔布置

在回風(fēng)與運(yùn)輸順槽超前工作面30 m 位置處分別布設(shè)一組爆破預(yù)裂深孔，如圖3 所示。此后，炮孔均隔30 m布置，每組炮孔為3個(gè)，分別記為Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ。炮孔垂直高度11.25 m，為方便清理炮孔及埋設(shè)炸藥，設(shè)置炮孔仰角為17°，因此孔深為38 m，炮孔水平距離36.3 m，裝藥長(zhǎng)度18 m，炮泥封堵長(zhǎng)度20 m。

2）裝藥量確定

炮孔裝藥量的計(jì)算，考慮到采取的是深孔預(yù)裂爆破，需要保證炮孔孔壁的完整及光滑性，根據(jù)頂板巖性物理力學(xué)性質(zhì)，裝藥量計(jì)算見(jiàn)經(jīng)驗(yàn)公式所示：

式中：Q為裝藥密度值，g/m；Rc為巖石抗拉強(qiáng)度，取1217 kg/cm2；a為孔距，取100 cm。將取值代入公式（2）進(jìn)行計(jì)算，鉆孔每米裝藥量為0.56 kg，每個(gè)鉆孔總裝藥量為10.08 kg。

3）爆破工藝

打設(shè)爆破鉆孔選用的設(shè)備是ZYW-1200 型礦用全液壓坑道鉆機(jī)，1902S 工作面兩巷道頂板鉆孔預(yù)裂爆破實(shí)施過(guò)程中的裝藥環(huán)節(jié)選擇使用的雷管數(shù)為兩條。爆破方式是端部拉槽式，在1902S 工作面內(nèi)沿著切線布置的炮眼的垂直高度為11.25 m。爆破采用三級(jí)煤礦許用乳化炸藥，密度1100 kg/m3，爆炸速度3200 m/s。炮眼內(nèi)藥包的裝藥方式為連續(xù)耦合式，外加雙雷管和雙導(dǎo)爆索，雙雷管在炮眼外采用并聯(lián)方式相接，用木塞將其炮眼口堵塞，放炮引線需確保絕緣性好，且外露懸于空中。保證巷道和工作面所有的支護(hù)處于完好工作狀態(tài)，同時(shí)巷道和工作面內(nèi)所有電氣設(shè)備、電源等都處于切斷狀態(tài)。

4 工程驗(yàn)證

4.1 工作面礦壓顯現(xiàn)特征

確定爆破切頂方案后，對(duì)1902S 工作面礦壓顯現(xiàn)特征進(jìn)行觀測(cè)，通過(guò)分析超前支架阻力、來(lái)壓步距，進(jìn)一步驗(yàn)證爆破切頂效果。選取1#端頭支架、17#、35#及89#中間支架進(jìn)行具體分析，其阻力、來(lái)壓步距、動(dòng)載系數(shù)見(jiàn)表2。四組支架的來(lái)壓步距在24～29 m之間，平均來(lái)壓步距為26 m，平均來(lái)壓載荷為6596 kN，其中端頭支架所受阻力低于中間支架，四組支架的動(dòng)載系數(shù)在1.23～1.37 之間，整體礦壓顯現(xiàn)特征緩和，表明爆破切頂取得了良好效果。

表2 支架特征參數(shù)

4.2 圍巖變形特征

在回采巷道內(nèi)布置三個(gè)測(cè)站，對(duì)巷道圍巖變形進(jìn)行測(cè)量。頂?shù)装迮c兩幫移近量如圖4 所示。

圖4 爆破切頂后巷道表面位移

巷道頂?shù)装逡平孔畲髢H為202～251 mm，兩幫移近量最大為165～190 mm。采用爆破切頂后，巷道圍巖變形量平均值及最大值均較小，圍巖變形速率較小，圍巖控制效果較好，工作面回采期間能夠進(jìn)行安全生產(chǎn)，也為下工作面沿空留巷奠定了基礎(chǔ)，大大增加了礦井的經(jīng)濟(jì)效益。

5 結(jié)論

以1902S 工作面作為工程背景，采用了理論計(jì)算、數(shù)值模擬等方法，分析了爆破切頂弱化效果，設(shè)計(jì)了爆破切頂方案，主要有以下結(jié)論：

1）采用FLAC3D模擬軟件建立了工作面的回采模型，模擬切頂后巷道圍巖應(yīng)力、位移的變化特征。分析結(jié)果表明，切頂后，頂板下沉量顯著降低，降幅達(dá)到49.5%，巷道整體變形也較小，巷道內(nèi)的高應(yīng)力范圍也顯著減小，減幅達(dá)到23.1%。切頂工作有效卸除了頂板壓力。

2）通過(guò)理論計(jì)算，并結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)工程條件，確定了1902S 工作面的爆破切頂方案。主要技術(shù)參數(shù)有：爆破切頂?shù)拇怪备叨葹?1.25 m，孔深38 m，仰角17°，炮孔間距30 m，裝藥長(zhǎng)度18 m，每孔裝藥量為17.28 kg。

3）通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)數(shù)據(jù)，支架平均來(lái)壓步距為26 m，平均來(lái)壓載荷為6596 kN，支架的動(dòng)載系數(shù)在1.23～1.37 之間，整體礦壓顯現(xiàn)特征緩和。切頂后巷道頂?shù)装逡平孔畲髢H為202～251 mm，兩幫移近量最大為165～190 mm，圍巖控制效果較好，工作面回采期間能夠進(jìn)行安全生產(chǎn)。