大采高堅硬頂板雙向聚能爆破弱化試驗研究

吳紅雷

（霍州煤電集團呂梁山煤電有限公司方山木瓜煤礦 山西 呂梁 033102）

0 引言

我國煤礦煤層賦存條件復雜，屬于堅硬頂板的煤層占很大比例。堅硬頂板具有抗拉強度大，彈性模量高的特點，在不采取措施的條件下，進行回采后容易形成大面積懸頂，從而形成較高的支承壓力。一旦垮落極易產生颶風和強沖擊載荷，造成人員傷亡和設備損壞，對安全高效生產的礦井產生不利影響。針對堅硬頂板誘發的頂板事故，一般通過縮短堅硬頂板來壓步距，來降低工作面礦壓顯現強度，目前國內外處理方法主要有水力致裂和爆破弱化堅硬頂板。

建立合理的巖石爆破理論模型可以正確地再現爆破作用下巖石的破壞過程和揭示巖石的破碎規律，巖石爆破力學模型的發展依次經歷了彈性理論[1]、斷裂理論[2]、損傷理論[3]三個階段。

雙向聚能爆破新技術是一種新型巖體聚能控制爆破專利技術，其使爆破炸藥單耗將大大下降，同時由于聚能裝置對圍巖的保護，鉆孔周邊巖體所受損傷也大大降低，所以該技術可以達到實現預裂的同時又可以保護頂板。

1 工程概況

木瓜煤礦南區所采煤層為南區左翼下組煤，該煤層為9#與10#煤合并層，傾角2°～6°，平均4°，煤巖層賦存較穩定。首采面10-202 工作面煤厚6.2 m，上覆巖層為5.15 m較為堅硬的K2灰巖，屬于大采高工作面堅硬頂板。其埋藏深度262.4 m～371.0 m，工作面東西寬580 m，南北長245 m。工作面采用綜合機械化走向長壁后退式一次采全高采煤法回采工藝，全部垮落法管理頂板，工作面每天回采4 個循環，每循環進尺0.8 m，平均割煤高度6.2 m。液壓支架選用ZY12000/29/65 型支撐掩式支架，支架寬度約1.75 m，全工作面支架個數共計141個。工作面及其頂底板具體巖性參數見表1。

表1 工作面巖性參數表

2 回采過程中頂板活動數值模擬分析

2.1 數值計算模型的建立

利用FLAC3D軟件建立10-202 工作面的三維數值計算模型，考慮到模型過大，故按一定的比例縮小對模型進行簡化，得出的規律對大模型同樣適用。選取工作面的推進方向為x 軸方向，工作面傾向為y 軸，豎直向上為z軸，模擬典型工作面，工作面推進長度方向取180 m，取y軸方向長度為120 m，豎直方向取100 m，由此形成了180 m×120 m×100 m 的計算模型，見圖1。

圖1 數值模擬計算模型圖

表2 模型參數表

2.2 回采過程中數值模擬計算結果分析

（1）采場覆巖位移場演化規律

煤層開采后，采場覆巖將發生相應位移，其采空區頂板位移最為明顯，主要表現為下沉位移。由圖2可知，預裂切頂前，采場頂板位移呈半橢圓狀向深部擴展，且逐漸減小，相應底板位移呈半橢圓狀向底板深部逐漸增加。隨著工作面的推進，采場頂板垂直位移的大小和分布范圍都呈現增加的趨勢，直到采場覆巖最終壓實，其頂板位移達到最大。同時，隨著工作面向前推進，采場頂板位移有向斜后方發展的趨勢，底板位移有向前發展的趨勢。預裂切頂后，采場上方位移整體比切頂前位移大，位移分布規律不再像切頂前呈現對稱分布，切眼處位移明顯增加，垮落位置向后發生偏移，說明切頂對加快懸頂垮落是有利的。

根據工作面的推進與采場位移的變化很好的詮釋了采場頂板下沉的動態過程，其采空區中垮落帶為下沉量最大區域，也就是采場淺部巖層直接冒落，切頂前在采場中部產生最大位移，切頂后最大位移處后移，整個采場覆巖都發生了一定的位移。從圖2(b)可以看出預裂切頂后回采到30 m～35 m 左右時頂板垮落，沒切頂采場頂板則未出現垮落，說明了預裂切頂可以加速頂板垮落，避免大面積頂板的懸露，從而保證了工作面的安全生產。

圖2 預裂切頂前后工作面不同步距時采場位移分布圖

（2）采動覆巖卸壓區形態演化規律

根據煤層開采進程中推進的不同步距，如圖3 所示，得到回采面頂板上方5 m 處水平位置的垂直應力云圖。切頂前，在垮落帶中充分卸壓裂隙發育區形態可以認為是圓角矩形圈，其中部垂直應力最小且呈向外擴展增加的趨勢，四周有應力集中區，兩邊應力集中區較小，前后應力集中區較大，呈橢圓狀分布；切頂后，垮落帶中充分卸壓裂隙發育區形態呈現不完整圓角矩形圈，其一邊被切縫隔斷，四周也出現相應的應力集中區，同時回采面前上方應力集中區應力大于未切頂時，隨著推進距離加大，此現象越明顯。說明切頂后導致此區域應力增大，加速懸頂斷裂。沒有預裂切頂時，煤壁前方頂板應力隨回采工作的進行逐漸增加，未出現峰值，而預裂切頂后回采到35 m 時應力出現降低，說明初次垮落步距在30 m～35 m左右。

圖3 預裂切頂前后工作面不同步距時距煤層5 m處應力分布圖

3 雙向聚能爆破切頂技術及效果分析

3.1 爆破工藝

針對木瓜煤礦南區首采面10-202 工作面實際情況，為縮短堅硬頂板來壓步距，降低工作面礦壓顯現強度，采用雙向聚能爆破切頂的方式對工作面切眼處頂板進行切縫處理，提高回采過程中的安全性。共打設鉆孔301個，鉆孔參數見表3。

表3 鉆孔參數表

為了降低爆破壓縮波作用時間，增加裂隙區的擴展半徑，采用不耦合裝藥，串聯放炮，保證聚能管切縫方向與切頂線一致后，采用專用封孔水泥藥卷進行封孔，裝藥參數見表4。

表4 裝藥參數表

3.2 現場單孔窺視

現場單孔窺視結果和整體窺視結果綜合分析得出如下結論：爆破后，爆破孔的孔壁僅在設定方向產生斷裂縫，而其他方向不產生裂縫或裂縫不明顯。在各炮孔間形成一定寬度的貫通裂縫，頂板沿裂隙整體被切落，實現頂板結構預裂控制，由此說明聚能管參數合理，在聚能管管壁的抑制緩沖作用及聚能孔優先卸載作用，減少了爆破物對孔壁的破壞，抑制了非設定方向裂紋的發展；巖層分布及巖性不同所需要爆破藥量不同，鉆孔窺視深度不同時未發現局部面域破碎情況，充分說明爆破參數合理。

3.3 工作面支架工作阻力觀測

為了了解雙向聚能爆破后大采高直接頂關鍵層工作面回采時的礦山壓力顯現規律，在10-202大采高綜采面布置了8個測站進行礦壓實測。測站位置分別為工作面 1#、20#、40#、60#、80#、100#、120#和 139#液壓支架處。

由圖4所示的采場礦壓分布可知頂板壓力呈波浪狀，且隨推進度增加周期性的增大、減小；工作面推進距離在0 m～28 m 時，頂板壓力較小，來壓特征不明顯；工作面推進距離在28 m～36 m時，來壓特征明顯，在34 m～36 m 時來壓強度最大。其中在32 m 支架阻力突然增大，說明頂板此時斷裂。現場觀測，當工作面推進到35 m時，基本頂初次垮落。根據工作面液壓支架阻力變化情況可以得出，初次來壓步距為35 m左右，來壓強度34.2 MPa～50.6 MPa，平均值38.5 MPa。說明雙向聚能爆破切頂有效地縮短了初次來壓步距，降低了來壓強度，避免了因來壓步距大，大面積懸頂突然垮落對工作面產生強烈沖擊而造成的設備損壞，人員傷亡的情況，從而保證了工作面安全高效生產。

圖4 工作面支架阻力三維圖

4 結論

（1）通過FLAC3D軟件對回采過程中的頂板情況進行數值模擬，分析得出在切頂后初次垮落步距應該在30 m～35 m，避免了大面積懸頂，提高回采工作面的安全性。

（2）采用雙向聚能爆破切頂技術在木瓜煤礦南區首采面10-202工作面對頂板進行切頂，觀測結果表明初次來壓步距與數值模擬結果相近為35 m左右，來壓強度34.2 MPa～50.6 MPa，平均值38.5 MPa，避免了大面積懸頂突然垮落所造成的危險。