吳紅雷

（霍州煤電集團(tuán)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(fù)雜，屬于堅硬頂板的煤層占很大比例。堅硬頂板具有抗拉強(qiáng)度大，彈性模量高的特點，在不采取措施的條件下，進(jìn)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(chǎn)生颶風(fēng)和強(qiáng)沖擊載荷，造成人員傷亡和設(shè)備損壞，對安全高效生產(chǎn)的礦井產(chǎn)生不利影響。針對堅硬頂板誘發(fā)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(xiàn)強(qiáng)度，目前國內(nèi)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(xiàn)爆破作用下巖石的破壞過程和揭示巖石的破碎規(guī)律，巖石爆破力學(xué)模型的發(fā)展依次經(jīng)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(shù)是一種新型巖體聚能控制爆破專利技術(shù)，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(hù)，鉆孔周邊巖體所受損傷也大大降低，所以該技術(shù)可以達(dá)到實現(xiàn)預(yù)裂的同時又可以保護(hù)頂板。

1 工程概況

木瓜煤礦南區(qū)所采煤層為南區(qū)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(wěn)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?guī)r，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(jī)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(huán)，每循環(huán)進(jìn)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(shù)共計141個。工作面及其頂?shù)装寰唧w巖性參數(shù)見表1。

表1 工作面巖性參數(shù)表

2 回采過程中頂板活動數(shù)值模擬分析

2.1 數(shù)值計算模型的建立

利用FLAC3D軟件建立10-202 工作面的三維數(shù)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(jìn)行簡化，得出的規(guī)律對大模型同樣適用。選取工作面的推進(jìn)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(jìn)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(shù)值模擬計算模型圖

表2 模型參數(shù)表

2.2 回采過程中數(shù)值模擬計算結(jié)果分析

（1）采場覆巖位移場演化規(guī)律

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

根據(jù)工作面的推進(jìn)與采場位移的變化很好的詮釋了采場頂板下沉的動態(tài)過程，其采空區(qū)中垮落帶為下沉量最大區(qū)域，也就是采場淺部巖層直接冒落，切頂前在采場中部產(chǎn)生最大位移，切頂后最大位移處后移，整個采場覆巖都發(fā)生了一定的位移。從圖2(b)可以看出預(yù)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(xiàn)垮落，說明了預(yù)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(chǎn)。

圖2 預(yù)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(qū)形態(tài)演化規(guī)律

根據(jù)煤層開采進(jìn)程中推進(jìn)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(yīng)力云圖。切頂前，在垮落帶中充分卸壓裂隙發(fā)育區(qū)形態(tài)可以認(rèn)為是圓角矩形圈，其中部垂直應(yīng)力最小且呈向外擴(kuò)展增加的趨勢，四周有應(yīng)力集中區(qū)，兩邊應(yīng)力集中區(qū)較小，前后應(yīng)力集中區(qū)較大，呈橢圓狀分布；切頂后，垮落帶中充分卸壓裂隙發(fā)育區(qū)形態(tài)呈現(xiàn)不完整圓角矩形圈，其一邊被切縫隔斷，四周也出現(xiàn)相應(yīng)的應(yīng)力集中區(qū)，同時回采面前上方應(yīng)力集中區(qū)應(yīng)力大于未切頂時，隨著推進(jìn)距離加大，此現(xiàn)象越明顯。說明切頂后導(dǎo)致此區(qū)域應(yīng)力增大，加速懸頂斷裂。沒有預(yù)裂切頂時，煤壁前方頂板應(yīng)力隨回采工作的進(jìn)行逐漸增加，未出現(xiàn)峰值，而預(yù)裂切頂后回采到35 m 時應(yīng)力出現(xiàn)降低，說明初次垮落步距在30 m～35 m左右。

圖3 預(yù)裂切頂前后工作面不同步距時距煤層5 m處應(yīng)力分布圖

3 雙向聚能爆破切頂技術(shù)及效果分析

3.1 爆破工藝

針對木瓜煤礦南區(qū)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(xiàn)強(qiáng)度，采用雙向聚能爆破切頂?shù)姆绞綄ぷ髅媲醒厶庬敯暹M(jìn)行切縫處理，提高回采過程中的安全性。共打設(shè)鉆孔301個，鉆孔參數(shù)見表3。

表3 鉆孔參數(shù)表

為了降低爆破壓縮波作用時間，增加裂隙區(qū)的擴(kuò)展半徑，采用不耦合裝藥，串聯(lián)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(jìn)行封孔，裝藥參數(shù)見表4。

表4 裝藥參數(shù)表

3.2 現(xiàn)場單孔窺視

現(xiàn)場單孔窺視結(jié)果和整體窺視結(jié)果綜合分析得出如下結(jié)論：爆破后，爆破孔的孔壁僅在設(shè)定方向產(chǎn)生斷裂縫，而其他方向不產(chǎn)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(xiàn)頂板結(jié)構(gòu)預(yù)裂控制，由此說明聚能管參數(shù)合理，在聚能管管壁的抑制緩沖作用及聚能孔優(yōu)先卸載作用，減少了爆破物對孔壁的破壞，抑制了非設(shè)定方向裂紋的發(fā)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(fā)現(xiàn)局部面域破碎情況，充分說明爆破參數(shù)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(guān)鍵層工作面回采時的礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律，在10-202大采高綜采面布置了8個測站進(jìn)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(jìn)度增加周期性的增大、減??；工作面推進(jìn)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(jìn)距離在28 m～36 m時，來壓特征明顯，在34 m～36 m 時來壓強(qiáng)度最大。其中在32 m 支架阻力突然增大，說明頂板此時斷裂?，F(xiàn)場觀測，當(dāng)工作面推進(jìn)到35 m時，基本頂初次垮落。根據(jù)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(qiáng)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(qiáng)度，避免了因來壓步距大，大面積懸頂突然垮落對工作面產(chǎn)生強(qiáng)烈沖擊而造成的設(shè)備損壞，人員傷亡的情況，從而保證了工作面安全高效生產(chǎn)。

圖4 工作面支架阻力三維圖

4 結(jié)論

（1）通過FLAC3D軟件對回采過程中的頂板情況進(jìn)行數(shù)值模擬，分析得出在切頂后初次垮落步距應(yīng)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(shù)在木瓜煤礦南區(qū)首采面10-202工作面對頂板進(jìn)行切頂，觀測結(jié)果表明初次來壓步距與數(shù)值模擬結(jié)果相近為35 m左右，來壓強(qiáng)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。