張浩龍，田夫乾，張 鶴

（兗礦能源集團股份有限公司南屯煤礦，山東 濟寧 273515）

當沖擊地壓發(fā)生時，會突然釋放大量的能量，造成人員傷亡，嚴重影響礦井的安全高效生產(chǎn)[1-2]。目前，斷頂爆破技術(shù)在防治沖擊地壓中得到了較好地應(yīng)用[3-6]。南屯煤礦93上24 工作面上方賦存堅硬巨厚砂巖組（紅層），為弱化工作面上方近距離堅硬頂板強度，縮短工作面上方懸頂距離，降低工作面回采期間微震能量，結(jié)合工作面地質(zhì)條件及推采情況，特對工作面回采期間的面內(nèi)頂板進行爆破預(yù)裂。

1 工作面概況

南屯煤礦93上24 為九采區(qū)東翼3上煤不規(guī)則“梯形”工作面，地面標高+47.2～+50.1 m，平均為48.7 m，工作面標高-494.2～-523.2 m，平均為-508.7 m。該工作面煤層厚度平均5.3 m，煤層傾角平均3°。工作面初始面長163.5 m，推進約123.5 m后開始邊采邊撤支架至設(shè)計停采線位置，總回采推進長度約230 m，工作面平面圖如圖1 所示。

圖1 93 上24 工作面平面圖

93上24 工作面上方依次為1.4 m 細砂巖、7.25 m中砂巖、10.13 m 粗砂巖、9.07 m 中砂巖、0.5 m 中砂巖、14.5 m 粉砂巖，再往上為厚度約450 m“紅層”（堅硬巨厚砂巖組）。工作面上方近距離存在3 層堅硬“關(guān)鍵層”，總厚33.7 m，關(guān)鍵層1∶10.13 m 粗砂巖；關(guān)鍵層2∶9.07 m 中砂巖；關(guān)鍵層3∶14.5 m 粉砂巖。工作面采煤方法為綜合機械化放頂煤采煤法，走向長壁式開采，全部垮落法管理頂板。

2 巷道掘進與支護

2.1 巷道掘進

軌順（西段）位置的確定主要考慮3上F271 斷層的影響，為提高生產(chǎn)效率，考慮工作面回采過程中刮板輸送機使用單電機、簡易機尾，根據(jù)礦井經(jīng)驗結(jié)合工作面傾角等因素，確定工作面面長不超過165 m為宜，設(shè)計平行于九采一分區(qū)南部運輸巷布置，巷道東幫距3上F271 斷層最近處平距12 m。軌順（東段）沿3上F271 走向布置，巷道東幫距斷層最近處平距12 m。運順利用九采一分區(qū)南部運輸巷459.6 m，與九采一分區(qū)3 條開拓巷道平行布置，九采一分區(qū)南部運輸巷原設(shè)計與93上02 采空區(qū)（北端）留設(shè)5 m煤柱，后期掘進過程中與采空區(qū)實際煤柱逐漸減小，調(diào)整方位后繼續(xù)施工。

93上24 工作面順槽掘進采用EBZ160 型掘進機截割落煤，采用MQT-130/3.3 頂置式風動錨桿鉆機配合B19 中空六角形釬桿、φ28 mm 鉆頭進行頂部支護鉆眼；采用ZQS-50/300 手持式氣動錨桿鉆機配合2.2 m 中空麻花鉆桿、φ32 mm 鉆頭，或采用7665MZ氣腿式風動鑿巖機配合B22 中空六角形釬桿、φ30 mm 柱齒鉆頭進行幫部支護鉆眼。

運輸順槽沿3上煤層底板掘進，矩形錨網(wǎng)（索）支護，凈寬4.8 m，凈高3.5 m，作為本面進風、行人、材料運輸之用。軌道順槽沿3上煤層底板掘進，矩形錨網(wǎng)（索）支護，凈寬4.8 m，凈高3.5 m，作為本面進風、行人、材料運輸之用。設(shè)計切眼前幫（南端）與93上06運輸順槽南幫重合布置，采用矩形、錨網(wǎng)索支護，凈寬8 m，凈高3.6 m，沿3上煤層底板掘進，切眼分導(dǎo)硐及擴寬2 次施工，其中導(dǎo)硐為93上06 運順順槽。

在施工93上24 工作面順槽時，遇斷層破碎帶時，安設(shè)頂板離層觀測儀，定時觀測記錄，根據(jù)前期井巷地壓顯現(xiàn)情況，總體地壓較穩(wěn)定，殘余構(gòu)造應(yīng)力表現(xiàn)不明顯，巷道密集區(qū)域有一定壓力顯現(xiàn)。工作面順槽掘進時，每100 m 設(shè)置1 組頂板離層儀，每周觀測1 次并做好記錄。如出現(xiàn)礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象，應(yīng)及時采取措施。

2.2 巷道永久支護

軌道順槽支護要求：正常情況下巷道頂錨桿每排均布6 根，間距900 mm。幫錨桿每排每幫均布4根，間距950 mm。錨桿排距均為900 mm。巷道頂錨索每排沿巷中布置3 根，并使用29 號U 型鋼錨索梁支護，間距1 500 mm，排距1 800 mm。巷道西幫每排靠肩部布置1 根φ22 mm×6 000 mm 錨索，允許替代靠肩部1 根幫錨桿，自頂板往下約1 600 mm 位置布置1 根φ22 mm×4 000 mm 錨索，錨索布置于相鄰2 排錨桿之間。幫錨索排距均為2 700 mm。巷道東幫每排布置2 根φ22 mm×4 000 mm 錨索，其中靠肩部1 根錨索允許替代靠肩部1 根幫錨桿，自頂板往下約1 600 mm 位置布置1 根錨索，錨索布置于相鄰2 排錨桿之間。幫錨索排距均為2 700 mm。

運輸順槽支護要求：正常情況下巷道頂錨桿每排均布6 根，間距950 mm。幫錨桿每排每幫均布4根，幫錨桿間距為900 mm。錨桿排距均為900 mm。巷道頂錨索每排沿巷中布置2 根，間距1 600 mm，排距1 800 mm。巷道每幫靠肩部各布置1 根φ22 mm×4 000 mm 錨索，排距1 800 mm。允許替代靠肩部1 根幫錨桿。

2.3 超前支護

93上24 運順采用順槽支架配合單元式超前支架進行超前支護。采用1 套3 組ZT45000/24/45 型中置式順槽支架支護頂板，支架高度2 400～4 500 mm，順槽支架布置在轉(zhuǎn)載機兩側(cè)，支護距離20 m。順槽支架前布置15 組ZQ2000/22/48B 型單元支架支護頂板，支架高度2 200～4 800 mm，單元支架間距不超過7 m，支護距離100 m。轉(zhuǎn)載機驅(qū)動部等特殊區(qū)域無法保證安全出口時，單元支架間距不超過10 m。運順為實體煤巷道，總超前支護距離不低于120 m。運順順槽支架到不采幫的距離小于0.8 m時，采取擴幫或調(diào)整順槽支架和轉(zhuǎn)載機，保證安全出口寬度符合要求；當順槽支架到不采幫頂板壓力顯現(xiàn)時，在架側(cè)鋼帶下支設(shè)單體點柱進行支護，保證安全出口寬度符合要求。

93上24 軌順采用順槽支架配合單元式超前支架進行超前支護。采用1 套3 組ZT115200/23.5/42 型中置式順槽支架支護頂板，支架高度為2 350～4 200 mm，支護距離25 m，順槽支架前布置19 組ZQ2000/22/48A 型單元支架支護頂板，支架高度為2 200～4 800 mm，單元支架間距不超過5 m，支護距離95 m。軌順為實體煤巷道，軌順總超前支護距離不低于120 m。如受地質(zhì)構(gòu)造（斷層）的影響順槽局部區(qū)域壓力較大，順槽支架間的人行道寬度較小影響通風時，提前將順槽超前支架外移，并在最后一組順槽超前支架至機尾區(qū)域支設(shè)兩路單體點柱進行支護，單體走向柱距800±50 mm，2 排支柱間人行道寬度不小于0.8 m，鋼梁上必須墊板梁或板皮接實頂板。

3 工作面內(nèi)斷頂爆破方案

3.1 斷頂爆破位置

根據(jù)工作面沖擊危險宏觀評價結(jié)果，工作面沖擊地壓發(fā)生的可能性指數(shù)U=0.94，該面具備了能夠發(fā)生沖擊地壓的應(yīng)力條件。根據(jù)93上24 工作面地質(zhì)因素和開采技術(shù)因素，該工作面軌道巷道掘進期間沖擊地壓危險等級評定綜合指數(shù)Wt1=0.47，具有弱沖擊危險，主要影響因素為埋深、煤巖沖擊傾向性、頂板巖層結(jié)構(gòu)等。該工作面回采期間沖擊地壓危險等級評定綜合指數(shù)Wt1=0.47，具有弱沖擊危險，主要影響因素為工作面埋深、煤巖層沖擊傾向性、頂板巖層結(jié)構(gòu)等。工作面沖擊地壓總體評價為弱沖擊危險。

為弱化工作面上方頂板應(yīng)力，防止沖擊地壓的發(fā)生，采用斷頂爆破技術(shù)對工作面回采期間的面內(nèi)頂板進行爆破預(yù)裂。當工作面回采期間推采至33.1、61.1、92、139.3、185 m 時，分別進行5 次斷頂爆破。前4 次斷頂爆破時在工作面內(nèi)均勻布置4 組斷頂孔；隨著工作面的回采，面長減小，第5 次斷頂爆破時在工作面內(nèi)均勻布置3 組斷頂孔。工作面回采期間斷頂爆破位置平面圖如圖2 所示。

圖2 斷頂爆破位置平面圖

圖3 前4 次斷頂爆破鉆孔布置剖面圖

3.2 斷頂爆破技術(shù)參數(shù)

3.2.1 前4 次斷頂爆破參數(shù)

前4 次工作面內(nèi)均布4 組斷頂孔，每組3 孔（編號1-1、1-2、1-3、2-1、2-2、2-3、3-1、3-2、3-3、4-1、4-2、4-3），共12 孔。工作面兩端斷頂孔距順槽30 m，組間距30～35 m，孔間距3 m，工作面內(nèi)斷頂孔整體朝向采空區(qū)。

第1 組斷頂孔位置分別為：1-1 孔布置于90、91號架間，1-2 孔布置于88、89 號架間，1-3 孔布置于86、87 號架間；第2 組斷頂孔位置分別為：2-1 孔布置于68、69 號架間，2-2 孔布置于66、67 號架間，2-3 孔布置于64、65 號架間；第3 組斷頂孔位置分別為：3-1孔布置于46、47 號架間，3-2 孔布置于44、45 號架間，3-3 孔布置于42、43 號架間；第4 組斷頂孔位置分別為：4-1 孔布置于24、25 號架間，4-2 孔布置于22、23號架間，4-3 孔布置于20、21 號架間。前4 次斷頂爆破孔參數(shù)見表1，各組相同序號的爆破孔參數(shù)均一致。前4 次斷頂爆破鉆孔布置剖面圖如圖4 所示。

表1 前4 次斷頂爆破孔參數(shù)

圖4 第5 次斷頂爆破鉆孔布置剖面圖

3.2.2 第5 次斷頂爆破參數(shù)

第5 次工作面內(nèi)均布3 組斷頂孔（1-3 號），每組3 孔，共9 孔。工作面兩端斷頂孔距順槽35 m，組間距34 m，孔間距3 m，工作面內(nèi)斷頂孔整體也朝向采空區(qū)。

第1 組斷頂孔位置分別為：1-1 孔布置于67、68號架間，1-2 孔布置于65、66#架間，1-3 孔布置于63、64 號架間；第2 組斷頂孔位置分別為：2-1 孔布于47、48 號架間，2-2 孔布置于45、46 號架間，2-3孔布置于43、44 號架間；第3 組斷頂孔位置分別為：3-1 孔布置于25、26 號架間，3-2 孔布置于23、24 號架間，3-3 孔布置于21、22 號架間。第5 次斷頂爆破孔參數(shù)見表2，各組相同序號的爆破孔參數(shù)均一致。第5 次斷頂爆破鉆孔布置剖面圖如圖4 所示。

表2 第5 次斷頂爆破孔參數(shù)

3.2.3 炸藥選用及爆破施工工藝

1）炸藥選用煤礦需用瓦斯抽采水膠藥柱，藥柱外徑63±1 mm，裝藥線密度3.3 kg/m，藥柱質(zhì)量3 300±80 g。

2）雷管選用煤礦許用毫秒延期電雷管1～5 段爆破，毫秒延期電雷管最后一段的延期時間不超過130 ms。1-1、2-1、3-1、4-1 孔內(nèi)采用1 段電雷管，1-2、2-2、3-2、4-2 孔內(nèi)采用3 段電雷管，1-3、2-3、3-3、4-3 孔內(nèi)采用5 段電雷管。

3）起爆使用FD200D(A)煤礦用電容式聯(lián)鎖發(fā)爆器，發(fā)爆器必須使用具有導(dǎo)通功能。

4）封孔采用FKGC-2/110 封孔器配合GC-SFK封孔材料進行封孔。

5）雷管腳線采用孔內(nèi)并聯(lián)，孔間串聯(lián)的方式。

6）爆破孔采取正向裝藥方式。每個爆破孔采取分2 段裝藥，2 個炮頭，2 根母線的方式裝藥。裝藥時根據(jù)設(shè)計藥量對藥柱進行分段，每段藥柱最下方為炮頭，每個炮頭安設(shè)2 發(fā)電雷管，并采用雙股φ2 mm×1.5 mm 花線引出。

4 效果分析

4.1 5 次面內(nèi)斷頂爆破后震源位置

93上24 工作面5 次斷頂爆破后震源位置如圖5所示，通過分析震源位置可知，工作面內(nèi)在面內(nèi)斷頂爆破后，震源呈在斷頂線附近分布的趨勢，震源多為3 次方能量，4 次方能量基本沿斷頂線分布，在第3次斷頂后出現(xiàn)2 次5 次方事件，均分布于第1 次和第2 次斷頂線附近，同時3 次方能量在斷頂線靠軌順側(cè)較為集中。說明面內(nèi)斷頂對于弱化頂板結(jié)構(gòu)，促進頂板斷裂有較好的促進作用。

圖5 93 上24 工作面5 次斷頂爆破后震源位置圖

4.2 工作面回采期間的大能量事件

根據(jù)圖6 所示的93上24 工作面回采期間微震能量趨勢分析可知，斷頂后推采2～3 d 內(nèi)，微震事件明顯增多且隨推采逐漸較少，特別是第3 次和第4 次面內(nèi)斷頂后推采約8 m 均出現(xiàn)了5 次方大能量事件，以上現(xiàn)象可說明面內(nèi)斷頂對于降低頂板強度、促進裂隙發(fā)育、縮短頂板垮落步距有較好的效果。

圖6 93 上24 工作面回采期間微震能量趨勢圖

5 結(jié) 語

根據(jù)93上24 工作面地質(zhì)條件，采用深孔斷頂爆破技術(shù)，在工作面回采期間進行5 次斷頂爆破，有效地弱化了堅硬砂巖頂板的強度，保障了工作面正常的安全高效回采，在防治沖擊地壓方面積累了寶貴的經(jīng)驗，該技術(shù)可在全礦進行推廣應(yīng)用。