煤峪口礦2603 工作面切頂卸壓技術應用研究

高士超

（晉能控股煤業集團有限公司煤峪口礦，山西 大同 037003）

厚煤層沿空留巷技術是現階段厚煤層開采方式的重要組成部分，在進行沿空留巷技術應用過程中，由于巷道頂板堅硬難垮使得巷道圍巖變形嚴重，所以對沿空留巷頂板進行切頂十分重要[1-2]。通過對巷道頂板進行超前預裂，縮短懸臂梁長度，降低巷道上覆巖層的載荷，從而達到保護巷道的目的[3-4]。在不同地質條件下爆破切頂的參數及方案有所不同，以煤峪口礦為研究背景，通過數值模擬對切頂參數進行研究，并通過工業化試驗驗證了爆破切頂卸壓方案的可行性，為礦井安全開采做出一定的貢獻。

1 概況

煤峪口礦位于大同煤田東南翼的東北端，2603工作面煤層賦存穩定，煤厚7.4～8.9 m，平均厚8.1 m，采用放頂煤開采，頂煤厚4.5～6.0 m，平均厚5.25 m。工作面切巷因基底不平造成局部煤層變薄，最薄全煤厚為7.4 m。煤層走向近似SN，傾向近似SE，煤層傾角1°～3°，平均為2°。煤層頂底板情況見表1。

2 數值模擬研究

聚能爆破切頂卸壓技術，是在頂板進行定距離鉆孔布設，在鉆孔內部布置炸藥，并進行封孔，由于爆破瞬間聚集大量能量，遠超過鉆孔壁的抗拉強度，此時鉆孔出現定向裂縫，隨著爆破能的擴展，裂縫逐步擴展，使得巷道頂板整體性減弱，完成切頂卸壓的目的。

利用數值模擬軟件對不同爆破切頂參數下切頂效果進行分析，進行模型的建立，本文選定3DEC軟件進行分析，根據實際地質資料建立模型長寬高為240 m×50 m×66 m。工作面回采距離設定為120 m，回風順槽尺寸為5.2 m×3.5 m，沿空掘巷尺寸5 m×3.5 m。在模型的四周施加水平約束邊界，在模型的下部施加垂直方向約束，根據容重及埋深在模型的上端施加10.2 MPa 的垂直應力。完成模型建立后對模型進行模擬計算，首先對不同切頂角度下巷道切頂效果進行分析，切頂角度選定為0°、5°、10°、15°，沿著Y 方向進行開挖，共挖10 步，每步5 m。不同切頂角度下巷道圍巖應力分布云圖及煤柱垂直應力分布圖如圖1，本文僅展示切頂角度10°時的應力云圖。

從圖1 中可以看出，隨著切頂角度增大，實體煤柱內部的應力集中范圍及現象均存在一定差異。當切頂角度為0°和5°時，由于切縫之間存在一定的摩擦阻力，致使切頂在水平方向形成鉸接，無法整體發生垮落。此時在煤柱內部應力集中范圍及應力集中程度均較大。當切頂角度為10°時，煤柱內垂直應力集中范圍及應力集中程度均有明顯的減弱，垂直應力峰值從25.69 MPa 降至23.63 MPa，降低了約2 MPa。由此可知，當切頂角度為10°時，能夠有效切斷煤體與采空區頂板的連接，降低煤柱應力集中現象。當切頂角度為15°時，煤柱體內應力集中范圍及集中程度雖有一定降低，但其降低幅度并不明顯。所以當切頂角度為10°時，巖層垮落效果較好，切頂效果明顯，所以最優切頂角度為10°。

3 工業化試驗

對2601 工作面回風順槽進行爆破切頂，聚能裝置選擇為PVC 管，對切頂參數進行設置。根據現場地質條件、模擬結構選定炮孔與工作面豎直方向夾角為10°，開孔位置位于西幫1 m 位置。裝藥長度根據頂板的巖性設定為10 m，鉆孔封孔長度為10 m，在每個鉆孔內布置5 個PVC 聚能管，每根聚能管間安裝雷管。炸藥采用三級乳化炸藥，炸藥尺寸為Ф35 mm×200 mm。為了確保切頂效果達到預期的目標，在進行切頂時設計兩組預爆鉆孔，每組布置兩個鉆孔，鉆孔間距為2 m，兩組爆破孔間距為6 m，具體施工布置圖如圖2。

圖2 具體施工布置圖（m）

在2601 工作面回風順槽的炮孔布置形式采用一字型炮眼，起爆方式采用正向起爆方式，將炸藥裝入爆破聚能裝置中，然后再將聚能爆破裝置放入鉆孔內。在放置聚能爆破裝置時，應當確保裝置起爆線在同一直線上，確保整體起爆效果達到設計要求。為了避免出現拒爆和啞炮的情況，在爆破時通過安裝導爆索進行引爆，同時每個爆破孔的雷管通過并聯方式進行連接，相鄰的爆破孔之間選擇串聯方式，保證各炮孔之間的同步起爆。

對頂板預裂爆破效果進行監測，在距離爆破孔約500 mm 的位置施工窺視孔，通過鉆孔窺視儀對爆破后頂板裂縫的擴展情況進行監測?？咨?1.3 m及16.5 m 時定向爆破切頂效果窺視圖如圖3。

圖3 定向爆破切頂效果窺視圖

從圖3 中可以看出，當鉆孔深度小于11.3 m 時，在鉆孔兩側基本無裂縫產生，此時的孔壁幾乎完整；當鉆孔深度11.3 m 時，在鉆孔內部有微裂隙產生，裂隙呈現對稱分布特征，但裂縫的深度及擴展性較??；當鉆孔深度16.5 m 時，裂縫發育十分明顯，裂縫寬度較鉆孔深度11.3 m 時有了較大幅度的提升，同時在鉆孔兩側裂縫形成貫通，裂隙呈現對稱分布，此時巖石的完整性遭到破壞，切頂效果較為成功。

對爆破切頂卸壓后巷道圍巖的變形進行監測，在巷道的頂底板及兩幫的位置布置4 個監測點，分別監測頂底板及兩幫移近量。選定試驗段長度為400 m，監測2603 工作面回風順槽的圍巖變形情況。巷道頂底板及兩幫移近量曲線如圖4。

圖4 巷道頂底板及兩幫移近量曲線

從圖4 中可以看出，受到工作面超前支承壓力影響，在距工作面60 m 距離的測點巷道圍巖變形初次開始顯現，當距離工作面30～40 m 位置時，巷道的變形速率增大速度較為明顯，巷道變形較為劇烈；當工作面推進至測點后5～10 m 的位置時，巷道變形速率明顯減小，整體巷道的變形逐步趨于穩定。在巷道達到穩定后，2 個測站頂底板及兩幫最大移近量為315 mm，兩幫最大變形量為545 mm，此時巷道的頂板、底板、兩幫的變形量均在控制允許的范圍內。根據現場巷道圍巖變量監測結果可以看出，經過施加預裂爆破切頂技術后，巷道圍巖的變形得到有效控制，變形在合理范圍內。

4 結論

（1）通過對不同鉆孔角度下強制爆破斷頂后巷道應力分布進行分析，發現當切頂角度為10°時，巖層垮落效果較好，切頂效果明顯，確定最優切頂角度為10°。

（2）對切頂效果進行鉆孔窺視發現， 11.3 m處的孔內部有微裂隙產生，但裂縫的深度及擴展性較小；當16.5 m 時，孔內部裂縫完全貫通。

（3）根據現場巷道圍巖變量監測結果可以看出，經過預裂爆破切頂后，巷道的圍巖變形得到有效控制，變形均在合理范圍內。