預裂爆破切頂對底板破壞深度及礦壓影響規律

許延春，張二蒙，馬子民，趙 霖，李志欽，楊勝利

(中國礦業大學(北京) 能源與礦業學院，北京 100083)

隨著簡單地質條件可采資源開采強度增加，難采資源安全回采是提高煤炭整體回收率、減少資源浪費的必由之路[1，2]。就華北煤田而言，由于長期開采，工作面逐漸轉向深部，來自底板奧陶系灰巖承壓水的威脅也隨之增加[3，4]。在對其開采時，工作面易同時受到底板承壓水壓力及其采動礦壓的影響[5]，形成底板水導通通道，具有極大安全隱患。因此研究承壓水上安全回采對提高煤炭資源回收率減少煤炭資源浪費具有重大意義，符合現階段綠色開采要求。

承壓水上采煤一般采用帶壓開采、注漿加固，疏降強排[6]等方法。對大部分礦井而言，底板注漿加固是改善工作面底板力學性質的有效手段，通過對底板進行注漿加固，可明顯提高底板的阻、抗水能力和完整性[7]。近些年來，我國一些學者提出預裂爆破切頂來改善工作面礦山壓力，以期降低危險性，提高資源回采率[8-16]。

為進一步研究有底抽巷情況下切頂卸壓對底板破壞程度和礦山壓力的影響，以河南焦煤集團九里山14141工作面作為工程背景，通過數值模擬，對比分析不同方案下切頂對底板破裂深度的影響，結合現場工程實踐分析不同條件下切頂礦山壓力顯現規律。為焦作及全國其他具有類似煤與瓦斯突出且受底板水害嚴重威脅的礦井底板水害防治提供借鑒。

1 工程背景

1.1 工作面概況

九里山14141工作面位于14采區西翼下部，南鄰亮馬村斷層防隔水煤柱，北鄰已經回采結束的14121工作面，東鄰14采區沉淀池保護煤柱，西鄰井田邊界防隔水煤柱。地面標高+90.47～+93.56m，工作面標高-181.98～-235.80m，平均走向長度748m，傾向長度111m。煤層平均傾角9.5°，工作面平均煤層厚度6.9m，開采厚度3.5m，工作面運輸巷及切眼正下方施工有14141運輸、切眼底抽巷，底抽巷與L8灰巖含水層位置關系如圖1所示。

圖1 14141工作面底板含水層與底抽巷剖面

頂板基巖厚度約158m。底板隔水層厚度約21.5m，直接充水含水層為L8灰巖含水層，厚度約7.5m，水壓約1.5MPa，經計算其突水系數為0.07MPa/m，大于該地段臨界值0.06MPa/m；底板隔水層平均厚度約75m，間接充水含水層為L2灰巖含水層，水壓約2.5MPa，經計算突水系數為0.03MPa/m。工作面采用長壁綜合機械化采煤法，全部垮落法管理頂板。工作面柱狀如圖2所示。

圖2 14141工作面綜合柱狀

1.2 切頂概況

為保證14141工作面安全生產，減輕工作面底板破壞程度和解決頂板來壓問題，對14141工作面開切眼及運輸巷頂板進行預裂爆破切頂。綜合分析地質詳情，借鑒相鄰工作面及巷道爆破經驗，選擇爆破孔布置方式：

1)沿工作面開切眼傾向向下10m處與大槽中線平行，位于切眼架間，距離煤壁1m處布置一列爆破孔，爆破孔深度10m，傾角+90°，直徑50mm，孔間距1.5m，斷層前后5m不設爆破孔，共計48個。

2)沿運輸巷走向，與巷道中線平行，距下幫1.1m，由內向外布置1列爆破孔。爆破孔傾角90°，直徑50mm，孔間距1.8m。每兩個爆破孔中間布置導向孔，導向孔深度12m，傾角+90°，直徑50mm，孔間距1.8m。回采之前，在工作面下安全孔向外30m范圍內進行預裂爆破；回采過程中，超前下安全孔25m完成預裂爆破，直至回采結束，共計416爆破孔。

2 預裂爆破底板破壞深度數值分析

2.1 計算方案

為研究開切眼和有底抽巷的運輸巷切頂對底板破壞程度和礦壓顯現規律的影響，采用FLAC3D對其進行模擬計算，主要探究工作面開采過程中底板應力傳遞規律、巖體位移形態和破壞機制。針對不同條件建立以下3種模擬方案：方案一，開切眼及運輸巷頂板不切頂、無底抽巷；方案二，開切眼及運輸巷頂板不切頂、有底抽巷；方案三，開切眼及運輸巷頂板切頂、有底抽巷。

2.2 建立模型

基于FLAC3D建模原理，根據九里山14141工作面地質條件和煤巖條件建立數值模型。14141工作面頂底板巖體物理力學參數見表1。

表1 14141工作面頂底板巖體物理力學參數

14141工作面煤層屬于近水平煤層，采用走向長壁布置。為方便計算，對模型進行適當的簡化，用施加應力的方法來代替上覆部分巖層，模型長500m，寬500m，高182m。工作面開挖時，先開挖沿傾向170～220m工作面，再開挖沿傾向220～330m的工作面。整個模型共劃分為1250800個單元，1310778個節點。

3 數值模擬結果分析

煤層受采動之前，巖體處于原巖應力狀態。煤層在采動之后形成采動空間，導致采場周圍應力狀態重新分布，并產生附加應力，在應力的產生到重新平衡過程中，底板隔水層出現變形破壞，對三種方案的塑性區分布及圍巖垂直應力分布進行對比分析如下。

3.1 底抽巷對底板破壞程度的影響分析

為了研究底抽巷對底板破壞程度的影響，選擇方案一(不切頂、無底抽巷)和方案二(不切頂、有底抽巷)模擬結果進行對比分析。

3.1.1 塑性區分布規律

由圖3可知，在工作面開挖后，底板破壞主要是在煤壁附近的剪切破壞造成的，因此可以認為集中應力在煤壁處造成的剪切破壞帶即底板破壞深度。采空區底板巖層主要受拉應力產生拉伸破壞，形成拉塑性破壞區，發生底鼓。即方案一數值模擬底板破壞深度為12.5m。

圖3 方案一工作面塑性區分布

由圖4可知，在不切頂情況下，有底抽巷工作面與無底抽巷工作面頂底板整體破壞形態大致類似。由于底抽巷周圍巖體在集中應力作用下發生破壞形成巷道圍巖松動圈，溝通底板剪切破壞帶，擴大底板破壞深度。方案二數值模擬底板破壞深度為14.5m，較方案一增加16%。

圖4 方案二工作面塑性區分布及局部放大

對比方案一和方案二工作面塑性區分布情況可以得出，在不切頂情況下，有底抽巷工作面底板破壞深度大于無底抽巷工作面，說明由于底抽巷圍巖松動圈的存在，溝通底板剪切破壞帶，使底板破壞深度加大。

3.1.2 圍巖垂直應力場分布規律

由圖5可知，煤層開采后圍巖出現不同程度的卸壓和應力集中。在采空區上部、下部巖體出現卸壓，發生拉破壞；在煤壁前方出現應力集中，最大值一般位于工作面兩側煤壁上方，發生剪切破壞。應力集中程度隨著深度的增加逐漸衰減，底板所受應力明顯減小。在應力傳遞過程中，若超過其途經巖體的自身強度，則會造成途經巖體的破壞。破壞巖體通過變形、位移等形式釋放能量，承載能力降低，其所受應力繼續向遠處傳遞，破壞區也也繼續向遠處和深處發展，直到傳播的應力低于巖體自身強度為止。

圖5 方案一工作面垂直應力分布

由圖6可知，在不切頂情況下，有底抽巷工作面與無底抽巷工作面垂直應力分布形態大致類似，底抽巷周圍形成一定程度上的應力集中，從而使巷道周圍發生一定程度上的拉剪破壞，最終形成巷道圍巖松動圈，擴大底板破壞深度。

圖6 方案二工作面垂直應力分布及局部放大

通過在底抽巷上方1m處布置應力測線，每隔1m布置一個測點，調取測點的應力值，對比方案一與方案二工作面開采后底抽巷周圍巖體應力變化如圖7。由圖7可以看出，在工作面開采過后，煤壁內側會形成應力集中，采空區卸壓；而有底抽巷工作面開采時，底抽巷靠近煤壁一側巖體的應力集中程度升高12.8%，而上方巖體則出現卸壓，產生拉應力，造成拉破壞。

圖7 方案一、二底抽巷上方1m處測線測點應力值對比

由圖7可知，底抽巷位置(傾向326-330m)處于應力集中區，不利于巷道的維護。

3.2 切頂對底板破壞程度的影響分析

為了研究工作面開切眼以及運輸巷切頂對底板破壞程度的影響，選擇方案二(不切頂、有底抽巷)和方案三(切頂、有底抽巷)模擬結果進行對比分析。

3.2.1 塑性區分布規律

工作面塑性區分布如圖8所示，該方案在工作面開采后呈現與方案二相似的塑性區發育規律，即在煤壁附近主要發生剪切破壞，而在采空區底板淺部主要發生拉張破壞。方案三數值模擬底板破壞深度為14.5m。

圖8 方案三工作面塑性區分布及局部放大

但對比圖8和圖4可以看出其呈現出：①塑性區進入煤壁的距離減小，可以認為工作面切頂起到卸壓效果，使煤壁內部應力集中程度降低，隨之煤壁內部發生塑性破壞的范圍比不切頂工作面小，從而降低了底板破壞影響范圍。②底抽巷圍巖松動圈范圍減小，同樣可以認為工作面切頂起到卸壓效果，使底抽巷周圍巖體應力集中程度降低，從而降低了底抽巷圍巖松動圈范圍。③由于計算精度的問題，底板破壞深度沒有明顯降低，但是破壞程度降低。

3.2.2 圍巖垂直應力場分布規律

根據圖9工作面垂直應力分布圖可以得出，該方案在工作面開采后呈現與方案二相似的垂直應力分布規律，即在煤壁內部出現應力集中，而在采空區上部、下部出現卸壓，形成應力釋放。

圖9 方案三工作面垂直應力分布

對比圖9和圖6可知，底抽巷附近垂直應力分布狀態大致呈現出由靠近煤壁一側到靠近采空區一側逐漸遞減的趨勢，其中在底抽巷正上方出現卸壓，形成應力釋放。

通過在底抽巷上方1m處布置一條應力測線，每隔1m布置一個測點，調取測點的應力值，對比方案三與方案二工作面開采后底抽巷周圍巖體應力變化，如圖10所示。由圖10可知，切頂后的工作面的垂直應力分布規律：①在煤壁內側的應力集中區峰值點進入煤壁的距離減小，應力影響范圍減小，這與切頂后煤壁內側塑性區范圍縮小的現象是一致的。②在煤壁內側應的力峰值降低，應力集中程度降低，切頂后的應力峰值是比不切頂情況下低6.8%。綜合分析表明，切頂可以在一定程度上降低底板破壞程度。

圖10 方案二、三底抽巷上方1m處測線測點應力值對比

4 切頂卸壓底抽巷工作面礦壓顯現規律

4.1 觀測方法

使用HY60L系列礦用本安型藍牙壓力計，KT217-S3礦用本安型手機適用于綜采或單體工作面支架或支柱的工作阻力進行連續監測。在14141工作面皮帶巷距煤壁70m處垂直煤幫依次鉆取三組水平鉆孔，鉆孔間距為20m，每個鉆孔深度15m。鉆孔布置如圖11所示。

圖11 礦壓觀測孔布置(m)

4.2 觀測結果分析

4.2.1 基本頂初次來壓

14141工作面推進到19-27m時，工作面頂板下移速度出現峰值，支架阻力和活柱下縮量出現增大現象，這是由基本頂斷裂下沉造成，是基本頂初次垮落預兆。支架阻力曲線如圖12所示。

圖12 基本頂初次來壓支架阻力

從圖12可知，在工作面推進24m時，6#測點支架阻力開始上升，推進至30.5m，支架阻力到達峰值，但并沒有開啟安全閥；3#測點支架阻力在工作面推進到27m時達到峰值，在29.5m后開始減小，未超過安全閥開啟值；1#測點支架阻力也在工作面推進到27m時達到峰值，未超過安全閥開啟值。

14141工作面煤層屬于近水平煤層，但仍是有一定角度的，所以基本頂初次來壓具有分區段現象，即工作面上部來壓大于下部且超前下部大約3m，且工作面上部來壓持續時間較下部長，綜合可知工作面初次來壓步距為22～27m。

4.2.2 基本頂周期來壓

觀測初次來壓之后支架阻力升高的區域，支架阻力降低至恢復穩定后到下一次升高的距離即為周期來壓的步距，如圖13所示。

圖13 周期來壓支架阻力

工作面下部支架較工作面中部支架，支架最大壓力減小657.5kN，降低了10.47%；平均壓力減小266.7kN，降低了8.7%；較工作面上部支架最大壓力減小467.2kN，降低了7.4%；平均壓力減小919kN，降低了30.0%。根據最大工作阻力數據，工作面中部支架阻力較大，上部次之，下部最小，出現這種情況是與工作面中部頂板存在小的斷層構造和初支撐力不足有關，而支架平均工作阻力則是同理論預測的下部最小，中部次之，上部最大相同。

根據現場實際觀測結果，周期來壓期間煤壁片幫情況出現次數極少，而且片幫范圍均很小。支架安全閥開啟次數少，支架平均工作阻力為16.33MPa，約為支架額定工作阻力35MPa的50.5%，支架最大工作阻力為33.95MPa，約為支架額定工作阻力35MPa的97%，雖然較為接近支架的額定工作阻力，但是通過數據分析和現場觀測判斷，最大工作阻力只是瞬時壓力，發生次數極少，且持續時間極短，不能完全說明支架受力加大。以上數據可以說明工作面正常推進和頂板來壓時，額定工作阻力還有比較大的剩余，支架能滿足支撐頂板的要求。

由地質資料可知14121和14141工作面為相鄰工作面，兩個工作面所采煤層賦存條件和開采技術條件相同，14121工作面沒有較大斷層，也沒有采取預裂爆破切頂，其工作面初次來壓步距48m，周期來壓步距18～21m，來壓期間支架工作阻力高達6500kN，部分支架有液壓閥開啟現象。采取預裂爆破切頂的14141工作面初次來壓步距22～27m，周期來壓步距10～15m，來壓期間支架最大工作阻力5300kN，來壓并不明顯。因此，可推斷14141工作面采取預裂爆破切頂有效減小工作面來壓步距，降低工作面來壓強度。

實施預裂爆破技術，能夠有效減小工作面初次來壓和周期來壓步距。對14141工作面開切眼和運輸巷實施深孔預裂爆破，開切眼和運輸巷頂部巖體產生大量裂隙，實現頂板預裂的目的，能夠有效降低工作面老頂初次來壓強度，減小工作面生產的危險性和礦山壓力對綜采設備、設施的破壞。基本頂在初次來壓期間，來壓強度小，持續時間短，沒有發生采空區瓦斯集中涌出和瓦斯超限現象。周期來壓強度不明顯，來壓步距平均只有11m左右，甚至有些區段監測不到來壓。

5 結 論

1)未經預裂爆破切頂的有底抽巷運輸巷底板破裂深度相較于無底抽巷巷道，其底板破裂深度為14.5m，增加16%，其底抽巷圍巖松動圈易與底板剪切破壞帶溝通，導致底板破壞深度增加。

2)預裂爆破切頂對底板破壞深度影響較小，該技術主要通過降低巷道底板破壞程度，減小底抽巷圍巖松動圈范圍從而降低底板突水危險性。

3)對工作面開切眼和運輸巷預裂爆破切頂，可以有效切斷礦壓傳遞途徑，減少采面初次來壓和周期來壓步距，減少煤壁向底板傳遞的壓力，從而減少底板破裂深度。