1902S 工作面坚硬顶板爆破切顶卸压研究

刘元超 高 峰 张信承

（新矿内蒙古能源有限责任公司长城三号煤矿，内蒙古 鄂托克前旗 016200）

在煤层推采过程中，坚硬顶板因其自身原因难以及时垮落，易形成大面积悬顶，对井下工作人员造成严重威胁，其顶板破断步距大，支架载荷高，易引发压架及冲击矿压等事故。针对上述问题，坚硬顶板控制技术应运而生。目前，坚硬顶板控制措施主要包括水力压裂与爆破切顶法。水力压裂[1]是通过高水压将顶板岩层中的原裂隙等进行压裂，使裂隙增大扩展，造成应力重新分布，从而降低岩体的强度。爆破切顶[2-3]是使顶板岩层破断，让一部分顶板岩层率先垮落到采空区，减小顶板悬露面积，避免形成较大冲击。长城三号煤矿1902S 工作面，顶底板岩性均为强度较高的砂岩，经前期开采观测，初次来压步距为79 m，周期来压步距为36 m，出现了大面积悬顶现象。本文通过分析1902S 工作面爆破切顶弱化机理，提出了爆破切顶方案，在工作面取得了良好的应用效果。

1 矿井概况

长城三号煤矿主采9#煤层，其1902S 工作面埋深约700 m，平均煤厚4.5 m，倾角为6°。顶板岩石强度较高，煤层顶底板岩性特征见表1。工作面区域内没有大的地质构造，水文地质条件简单。

表1 煤层顶底板岩性特征

2 爆破切顶弱化效果分析

根据工作面实际地质条件，建立爆破切顶数值计算模型，分析未切顶以及爆破切顶条件下工作面前方的位移及应力变化情况。一般来说[4]，工作面前方为应力集中区，更能说明爆破切顶对顶板的弱化效果，选取工作面前方10 m 位置进行具体分析，如图1 和图2。

图1 工作面前方位移变化

对比切顶前后回采巷道顶底板位移特征（图1），未进行爆破切顶前，顶板最大下沉量为279.4 mm，进行爆破切顶后，顶板下沉量显著降低，同比降低了49.5%，为141 mm。同时，切顶后巷道整体变形较小，基本顶岩层也未发生较大位移。综上所述，切顶后巷道变形能够得到很好控制。

切顶前后应力分布特征如图2。切顶前后工作面前方应力变化较为显著，切顶前应力高值区主要靠近工作面侧，最大垂直应力26.12 MPa，影响回采巷道围岩稳定；在切顶后，不仅高应力范围显著减小，工作面侧应力也能快速降低，最大垂直应力20.7 MPa，降低了23.1%。

通过对比切顶前后工作面前方位移及应力变化可知，爆破切顶促使区域内的坚硬顶板率先垮落，能够有效卸除并缓解顶板压力，不仅能够让先垮落的岩层在采空区形成垫层起到缓冲作用，还能减小顶板悬露面积，避免顶板整体垮落形成的冲击危害。

3 爆破切顶方案设计

3.1 切顶高度

结合现场实际地质条件，爆破切顶高度计算式如下：

式中：H为切顶高度，m；M为工作面采高，取4.5 m；p为顶板垮落后的岩石碎胀系数，取1.4。将数据代入计算得出爆破切顶高度H为11.25 m。

3.2 回采巷深孔预裂爆破

1）炮孔布置

在回风与运输顺槽超前工作面30 m 位置处分别布设一组爆破预裂深孔，如图3 所示。此后，炮孔均隔30 m布置，每组炮孔为3个，分别记为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ。炮孔垂直高度11.25 m，为方便清理炮孔及埋设炸药，设置炮孔仰角为17°，因此孔深为38 m，炮孔水平距离36.3 m，装药长度18 m，炮泥封堵长度20 m。

2）装药量确定

炮孔装药量的计算，考虑到采取的是深孔预裂爆破，需要保证炮孔孔壁的完整及光滑性，根据顶板岩性物理力学性质，装药量计算见经验公式所示：

式中：Q为装药密度值，g/m；Rc为岩石抗拉强度，取1217 kg/cm2；a为孔距，取100 cm。将取值代入公式（2）进行计算，钻孔每米装药量为0.56 kg，每个钻孔总装药量为10.08 kg。

3）爆破工艺

打设爆破钻孔选用的设备是ZYW-1200 型矿用全液压坑道钻机，1902S 工作面两巷道顶板钻孔预裂爆破实施过程中的装药环节选择使用的雷管数为两条。爆破方式是端部拉槽式，在1902S 工作面内沿着切线布置的炮眼的垂直高度为11.25 m。爆破采用三级煤矿许用乳化炸药，密度1100 kg/m³，爆炸速度3200 m/s。炮眼内药包的装药方式为连续耦合式，外加双雷管和双导爆索，双雷管在炮眼外采用并联方式相接，用木塞将其炮眼口堵塞，放炮引线需确保绝缘性好，且外露悬于空中。保证巷道和工作面所有的支护处于完好工作状态，同时巷道和工作面内所有电气设备、电源等都处于切断状态。

4 工程验证

4.1 工作面矿压显现特征

确定爆破切顶方案后，对1902S 工作面矿压显现特征进行观测，通过分析超前支架阻力、来压步距，进一步验证爆破切顶效果。选取1#端头支架、17#、35#及89#中间支架进行具体分析，其阻力、来压步距、动载系数见表2。四组支架的来压步距在24～29 m之间，平均来压步距为26 m，平均来压载荷为6596 kN，其中端头支架所受阻力低于中间支架，四组支架的动载系数在1.23～1.37 之间，整体矿压显现特征缓和，表明爆破切顶取得了良好效果。

表2 支架特征参数

4.2 围岩变形特征

在回采巷道内布置三个测站，对巷道围岩变形进行测量。顶底板与两帮移近量如图4 所示。

图4 爆破切顶后巷道表面位移

巷道顶底板移近量最大仅为202～251 mm，两帮移近量最大为165～190 mm。采用爆破切顶后，巷道围岩变形量平均值及最大值均较小，围岩变形速率较小，围岩控制效果较好，工作面回采期间能够进行安全生产，也为下工作面沿空留巷奠定了基础，大大增加了矿井的经济效益。

5 结论

以1902S 工作面作为工程背景，采用了理论计算、数值模拟等方法，分析了爆破切顶弱化效果，设计了爆破切顶方案，主要有以下结论：

1）采用FLAC3D模拟软件建立了工作面的回采模型，模拟切顶后巷道围岩应力、位移的变化特征。分析结果表明，切顶后，顶板下沉量显著降低，降幅达到49.5%，巷道整体变形也较小，巷道内的高应力范围也显著减小，减幅达到23.1%。切顶工作有效卸除了顶板压力。

2）通过理论计算，并结合现场工程条件，确定了1902S 工作面的爆破切顶方案。主要技术参数有：爆破切顶的垂直高度为11.25 m，孔深38 m，仰角17°，炮孔间距30 m，装药长度18 m，每孔装药量为17.28 kg。

3）通过现场矿压观测数据，支架平均来压步距为26 m，平均来压载荷为6596 kN，支架的动载系数在1.23～1.37 之间，整体矿压显现特征缓和。切顶后巷道顶底板移近量最大仅为202～251 mm，两帮移近量最大为165～190 mm，围岩控制效果较好，工作面回采期间能够进行安全生产。