張集煤礦11129工作面深孔預裂爆破效果分析

周增輝，姚昌政，李佳佳

(淮河能源張集煤礦，安徽 淮南 232000)

0 引言

目前，國內外學者運用理論推導、數值模擬、相似模擬試驗及現場實測等手段，探討了堅硬頂板條件下頂板的弱化問題，在應采場上覆堅硬巖層控制理論與技術方面開展了大量工作。云明等[1]以邱集煤礦1102工作面為研究對象，基于懸臂梁理論推導了切頂后垮落步距的計算公式，并現場驗證了公式的準確性。李春睿[2]從理論上探討了頂板在深孔預裂爆破過程中，炸藥沖擊巖體的破壞過程，并提出了爆破孔合理參數的確定方法。陳俊樺等[3]在考慮巖石損傷及其他因素的基礎上，提出預裂爆破參數的計算公式，并在該理論的基礎上開展了預裂爆破試驗，試驗證明在考慮巖石損傷的基礎上確定爆破參數比經驗類比法合理。曹樹剛等[4]從微觀入手，對比分析了不同爆破孔徑下煤樣的微觀結構及煤層瓦斯抽放的結果，結果表明深孔控制預裂爆破的適宜孔間距為10～12 m。陳秋宇等[5]根據爆破理論，確定壓碎區、裂隙區及彈性區的范圍內，不同作用區時巖石的斷裂方向，分析了空孔與裝藥孔間的距離對裂紋拓展的影響。劉優平等[6]針對爆破過程中出現的爆破塊度不均勻等問題，通過建立數值模型，結合爆破碎巖機制及Mises屈服理論，確定了炮孔的最佳裝藥結構。李春睿等[7]研究鉆孔對巖石的破壞過程，提出了巖石鉆孔爆破過程的“動靜壓”破壞原理，并通過AUTODYN軟件分析巖石破裂過程，通過現場監測驗證了研究結論。

堅硬頂板弱化處理的方式有多種選擇，要根據礦井實際情況選擇最優方案。深孔預裂爆破能夠有針對性地削弱頂板結構的完整性，從而提高其冒落的能力，以此來改善作業環境，降低頂板垮落過程中對作業面、支架等造成的沖擊。深孔預裂爆破相對于其他爆破強制放頂方法，具有不影響作業面的正常開采的顯著優點，因此應用范圍較為廣泛[8-12]。為此，以張集煤礦11129工作面為研究背景，運用數值模擬與工程實踐相結合的方法，對預裂爆破效果進行評價分析。

1 工程概況

張集煤礦11129工作面兩巷實際揭露主采煤層9-1號煤層厚0.5～2.4 m，平均1.8 m；9-2號煤層厚0～0.9 m，平均0.6 m，面內賦存較穩定；9-1與9-2號煤層間距0～3.5 m，平均1.4 m，煤層間距由里向外變薄，巖性以泥巖為主，灰色，泥質結構，厚層狀，局部含植物化石碎片。9-1號煤層頂板巖性以泥巖為主，厚度平均1.8 m，之上為9-2號煤層，平均厚0.6 m。9-2號煤層頂板直接頂以石英砂巖和中細砂巖為主，厚度3.4～16.7 m，平均9.0 m。從整個采區來看，9-2號煤層砂巖直接頂厚度自西北向東南逐漸增大。工作面切眼至軌道順槽退尺點111.36 m范圍內、運輸順槽退尺點274.78 m范圍內，巖性以石英砂巖和中細砂巖為主，砂巖厚19～23.5 m。軌道順槽退尺點111.36～650 m、運輸順槽退尺點274.78～608 m，煤層頂板為巨厚硬砂巖直覆，巖性以石英砂巖和中細砂巖為主，砂巖厚19～23.5 m。工作面綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 采掘工作面綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive bar chart of mining face

預計該工作面回采期間初次來壓步距過大，存在次生沖擊地壓隱患。此外，周期來壓步距過大，來壓期間工作面及兩巷礦壓顯現劇烈，存在壓架風險；采空區懸頂距離過長，來自9號煤層頂板砂巖瓦斯及下伏8號煤層卸壓瓦斯容易在老塘積聚，當回采期間采空區大面積垮落時，易出現瓦斯超限事故；9號煤層覆層及頂板條件復雜，頂板巨厚砂巖極硬，底板軟，面內存在類似西二A組煤大面積片幫掉頂風險，嚴重影響安全高效回采。

2 工作面切頂卸壓方案

工作面支架安裝之前，在切眼進行深孔爆破強制放頂。該方案的優點為：不影響生產，能有效切斷頂板，縮短初次來壓步距。設計方案分煤層傾角2°和4°，以煤層傾角4°為例，在切眼內，距離下端頭煤壁35 m、距離采空側煤幫1.5 m處打孔，如圖2、3所示。在距離軌順40 m、距離采空側煤幫1.5 m處打孔，孔間距20 m。

圖2 切眼炮眼布置平面Fig.2 Plane layout of incision blastholes

圖3 切眼炮眼布置剖面Fig.3 Sectional view of cut-hole blastholes arrangement

在工作面切眼前方200 m范圍內采用深孔預裂爆破切頂，第1組炮孔距離切眼煤壁12 m處，炮孔水平間距1.5 m，長短孔交錯布置，組間距為20 m(即第2組第1個炮孔距第1組第3個炮孔間距為20 m)，如圖4、5所示。在軌道順槽、運輸順槽內向工作面內部上方頂板進行深孔松動爆破；且根據頂板垮落及工作面礦壓顯現特征，再確定是否在距切眼煤壁100 m外的范圍內，再向工作面內部上方頂板進行深孔松動爆破。200～700 m范圍內平行工作面炮孔布置示意圖，如圖6、7所示。在工作面切眼前方200～700 m范圍內，工作面頂板多是厚硬砂巖直覆頂板。為了使工作面頂板可控垮落，保證工作面正常安全生產，決定在兩順槽內每隔30 m向工作面內部上方頂板進行深孔松動爆破，組內炮孔水平間距1.5 m，長短孔交錯布置。因在距軌道順槽30 m左右煤層頂板上方30 m左右布置有高抽巷，要避免影響瓦斯抽采。

圖4 200 m范圍內平行工作面炮孔布置平面Fig.4 Layout plane of blastholes in parallel working face within 200 m

圖5 200 m范圍內平行工作面炮孔布置剖面Fig.5 Cross-sectional view of blastholes arrangement in parallel working face within the range of 200 m

圖6 200～700 m范圍內平行工作面炮孔布置平面Fig.6 Plane layout of blastholes in parallel working face within the range of 200～700 m

圖7 200～700 m范圍內平行工作面炮孔布置剖面Fig.7 Cross-sectional view of blastholes arrangement in parallel working face within the range of 200～700 m

3 切頂卸壓效果分析

3.1 數值模擬試驗分析

采用FLAC3D軟件建立數值模型，模擬切頂爆破后采場圍巖應力分布。模型尺寸450 m×440 m×150 m，網格數158 400，節點數157 895，模型如圖8所示，頂底板力學參數見表1。模型底邊和前后左右各邊界設置固定水平位移約束，模型煤巖力學特性采用Mohr-Coulomb破壞準則。

圖8 三維數值模擬模型Fig.8 3D numerical simulation model

表1 煤層頂底板巖層力學參數Table 1 Mechanical parameters of coal seam roof and floor

模擬11129工作面從開切眼處沿走向(y軸正方向)推進，開切眼距離邊界150 m，消除邊界效應的影響。開挖步距20 m，采用開挖回填的方式進行周期破斷的模擬，不同推進距離條件下，頂板預裂爆破后應力云圖分布如圖9～11所示。可知，工作面在回采過程中，爆破前煤壁前方超前支承壓力整體在30～40 MPa，煤體對頂板的支承壓力不斷向采空區兩側轉移。位于液壓支架頂梁上方的直接頂壓應力由25 MPa逐漸增大至33.5 MPa，且頂梁上方小

圖9 推進20 m時圍巖垂直應力及支架工作阻力云圖Fig.9 Cloud map of surrounding rock vertical stress and support working resistance when advancing 20 m

圖10 推進40 m時圍巖垂直應力及支架工作阻力云圖Fig.10 Cloud map of surrounding rock vertical stress and support working resistance when advancing 40 m

圖11 推進60 m時圍巖垂直應力及支架工作阻力云圖Fig.11 Cloud map of surrounding rock vertical stress and support working resistance when advancing 60 m

范圍應力較小，頂梁后方應力較大，由于頂梁載荷分布的不均勻，液壓支架立柱上方頂梁所受載荷明顯較大；爆破后破壞頂板的完整性，使其形成較小的塊體結構，回采過程中形成周期垮落，煤壁前方超前支承壓力向前較小的塊體內部轉移，前方煤體受力相對減小。

爆破后采場頂板在周期破斷過程中，采場液壓支架壓力在22～25 MPa浮動，隨著工作面向前推進，支架壓力相對增大，支架承受荷載相對較大；工作面向前推進，頂板垮落，液壓支架主要承擔上覆破碎巖塊自重，支架立柱的受力隨著頂板破壞深度的不斷增加而增大；回采期間，工作面頂板來壓，頂板沿著先前預裂爆破的裂縫向采空區側發生回轉，回轉的力作用到液壓支柱上，支架受力增大。

3.2 工程實測分析

11129工作面采用安徽感知礦用數字式壓力計，利用采集器將工作面壓力數據收集傳到地面計算機進行數據處理。選取工作面退尺為145～175 m與196～226 m區域進行預裂爆破前后礦壓及來壓步距對比分析，如圖12、13所示。

圖12 爆破前后支架壓力變化曲線Fig.12 Change curve of bracket pressure before and after blasting

圖13 爆破前后工作面不同部位來壓步距變化曲線Fig.13 Change curve of pressure step in different parts of working face before and after blasting

對比爆破區域與未爆破區域來支架壓力數據及來壓步距可知，爆破前支架壓力及持續來壓時間明顯大于爆破后，未爆破區域來壓步距整體高于爆破區域來壓步距，爆破區域各支架來壓步距范圍10.5～12.1 m，平均來壓步距為11.1 m；未爆破區域各支架來壓步距范圍15.5～18.8 m，平均來壓步距為17.4 m。分析認為，未爆破區域受上覆巖層回轉運動的影響，因巖層破斷塊體較長導致覆巖破斷塊體回轉較小角度便能受到采空區冒落矸石的支撐，從而出現了工作面周期來壓步距更大及來壓持續長度更短的現象；預裂爆破破壞了覆巖的完整性使其呈塊狀結構，巖層破斷塊體較短，覆巖破斷塊體回轉較大角度受到采空區冒落矸石的支撐，來壓步距相對較短。來壓期間，爆破區域與未爆破區域下部及上部支架來壓步距小于其它部位，這不僅與深孔爆破前后頂板的運動狀態有關，也與工作面因各種原因導致推進速度變化有關。

4 結語

結合數值模擬與現場實測數據，分析了11129工作面預裂爆破的效果。結果表明，堅硬頂板條件下11129工作面采用深孔預裂爆破技術，可以有效弱化頂板結構的完整性，從而提高其冒落能力，改善作業環境，降低對采場液壓支架造成的沖擊，有利于11129工作面的安全高效回采。