1902S 工作面堅硬頂板爆破切頂卸壓研究

劉元超 高 峰 張信承

（新礦內蒙古能源有限責任公司長城三號煤礦，內蒙古 鄂托克前旗 016200）

在煤層推采過程中，堅硬頂板因其自身原因難以及時垮落，易形成大面積懸頂，對井下工作人員造成嚴重威脅，其頂板破斷步距大，支架載荷高，易引發壓架及沖擊礦壓等事故。針對上述問題，堅硬頂板控制技術應運而生。目前，堅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]是通過高水壓將頂板巖層中的原裂隙等進行壓裂，使裂隙增大擴展，造成應力重新分布，從而降低巖體的強度。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，減小頂板懸露面積，避免形成較大沖擊。長城三號煤礦1902S 工作面，頂底板巖性均為強度較高的砂巖，經前期開采觀測，初次來壓步距為79 m，周期來壓步距為36 m，出現了大面積懸頂現象。本文通過分析1902S 工作面爆破切頂弱化機理，提出了爆破切頂方案，在工作面取得了良好的應用效果。

1 礦井概況

長城三號煤礦主采9#煤層，其1902S 工作面埋深約700 m，平均煤厚4.5 m，傾角為6°。頂板巖石強度較高，煤層頂底板巖性特征見表1。工作面區域內沒有大的地質構造，水文地質條件簡單。

表1 煤層頂底板巖性特征

2 爆破切頂弱化效果分析

根據工作面實際地質條件，建立爆破切頂數值計算模型，分析未切頂以及爆破切頂條件下工作面前方的位移及應力變化情況。一般來說[4]，工作面前方為應力集中區，更能說明爆破切頂對頂板的弱化效果，選取工作面前方10 m 位置進行具體分析，如圖1 和圖2。

圖1 工作面前方位移變化

對比切頂前后回采巷道頂底板位移特征（圖1），未進行爆破切頂前，頂板最大下沉量為279.4 mm，進行爆破切頂后，頂板下沉量顯著降低，同比降低了49.5%，為141 mm。同時，切頂后巷道整體變形較小，基本頂巖層也未發生較大位移。綜上所述，切頂后巷道變形能夠得到很好控制。

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

通過對比切頂前后工作面前方位移及應力變化可知，爆破切頂促使區域內的堅硬頂板率先垮落，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 爆破切頂方案設計

3.1 切頂高度

結合現場實際地質條件，爆破切頂高度計算式如下：

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，取1.4。將數據代入計算得出爆破切頂高度H為11.25 m。

3.2 回采巷深孔預裂爆破

1）炮孔布置

在回風與運輸順槽超前工作面30 m 位置處分別布設一組爆破預裂深孔，如圖3 所示。此后，炮孔均隔30 m布置，每組炮孔為3個，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炸藥，設置炮孔仰角為17°，因此孔深為38 m，炮孔水平距離36.3 m，裝藥長度18 m，炮泥封堵長度20 m。

2）裝藥量確定

炮孔裝藥量的計算，考慮到采取的是深孔預裂爆破，需要保證炮孔孔壁的完整及光滑性，根據頂板巖性物理力學性質，裝藥量計算見經驗公式所示：

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

3）爆破工藝

打設爆破鉆孔選用的設備是ZYW-1200 型礦用全液壓坑道鉆機，1902S 工作面兩巷道頂板鉆孔預裂爆破實施過程中的裝藥環節選擇使用的雷管數為兩條。爆破方式是端部拉槽式，在1902S 工作面內沿著切線布置的炮眼的垂直高度為11.25 m。爆破采用三級煤礦許用乳化炸藥，密度1100 kg/m3，爆炸速度3200 m/s。炮眼內藥包的裝藥方式為連續耦合式，外加雙雷管和雙導爆索，雙雷管在炮眼外采用并聯方式相接，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處于完好工作狀態，同時巷道和工作面內所有電氣設備、電源等都處于切斷狀態。

4 工程驗證

4.1 工作面礦壓顯現特征

確定爆破切頂方案后，對1902S 工作面礦壓顯現特征進行觀測，通過分析超前支架阻力、來壓步距，進一步驗證爆破切頂效果。選取1#端頭支架、17#、35#及89#中間支架進行具體分析，其阻力、來壓步距、動載系數見表2。四組支架的來壓步距在24～29 m之間，平均來壓步距為26 m，平均來壓載荷為6596 kN，其中端頭支架所受阻力低于中間支架，四組支架的動載系數在1.23～1.37 之間，整體礦壓顯現特征緩和，表明爆破切頂取得了良好效果。

表2 支架特征參數

4.2 圍巖變形特征

在回采巷道內布置三個測站，對巷道圍巖變形進行測量。頂底板與兩幫移近量如圖4 所示。

圖4 爆破切頂后巷道表面位移

巷道頂底板移近量最大僅為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行安全生產，也為下工作面沿空留巷奠定了基礎，大大增加了礦井的經濟效益。

5 結論

以1902S 工作面作為工程背景，采用了理論計算、數值模擬等方法，分析了爆破切頂弱化效果，設計了爆破切頂方案，主要有以下結論：

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力、位移的變化特征。分析結果表明，切頂后，頂板下沉量顯著降低，降幅達到49.5%，巷道整體變形也較小，巷道內的高應力范圍也顯著減小，減幅達到23.1%。切頂工作有效卸除了頂板壓力。

2）通過理論計算，并結合現場工程條件，確定了1902S 工作面的爆破切頂方案。主要技術參數有：爆破切頂的垂直高度為11.25 m，孔深38 m，仰角17°，炮孔間距30 m，裝藥長度18 m，每孔裝藥量為17.28 kg。

3）通過現場礦壓觀測數據，支架平均來壓步距為26 m，平均來壓載荷為6596 kN，支架的動載系數在1.23～1.37 之間，整體礦壓顯現特征緩和。切頂后巷道頂底板移近量最大僅為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行安全生產。