肖書文

（山西澤州天泰錦辰煤業(yè)有限公司，山西 晉城 048000）

工作面鄰側(cè)頂板無法正?？迓鋵е孪锏莱惺茌^高的支承壓力，并且對安全生產(chǎn)造成威脅。厚層堅硬石灰?guī)r頂板的單軸抗壓強度大，巖體完整性高，容易積聚彈性能，難以實施有效的切頂技術(shù)[1-3]。相應的，當頂板突然斷裂時，又容易因彈性能的快速釋放誘發(fā)強烈的礦震與沖擊擾動，影響工作面的安全生產(chǎn)。針對石灰?guī)r的厚硬頂板主要采取弱化卸壓技術(shù)，主要包括預裂爆破、水力壓裂或機械切縫等技術(shù)[4-7]。陸菜平等[8]采用微震測試系統(tǒng)監(jiān)測煤巖組合體變形破壞過程中的微震信號，分析了破壞前后的微震頻譜變化規(guī)律。李春睿等[9]對比了淺孔爆破與深孔爆破的裂隙發(fā)育規(guī)律，優(yōu)化了堅硬頂板炮孔布置參數(shù)。李新元等[10]對頂板斷裂過程的能量演化規(guī)律進行了研究，表明堅硬頂板斷裂后發(fā)生壓縮、反彈的空間區(qū)域，是產(chǎn)生沖擊的震源區(qū)域。為對天泰錦辰煤業(yè)有限公司15 號煤層堅硬頂板進行有效切頂，采用理論分析方法對有效切頂角度進行了計算，并運用數(shù)值模擬方法對不同角度參數(shù)的圍巖應力特征進行了探究，采用現(xiàn)場試驗方法分析了炮孔布置參數(shù)。

1 工程概況

天泰錦辰煤業(yè)150103 綜采工作面為首采工作面。該工作面采煤方法為一次采全高后退式綜合機械化采煤法，工作面長165 m，走向長度1290 m，如圖1。煤層均厚3.19 m，煤層傾角1°～7°，煤層的埋深較淺，約為117 m。在150103 綜采工作面布置兩條順槽，采用一進一回“U”形通風方式。運輸順槽凈寬×凈高=4800 mm×2800 mm，回風順槽凈寬×凈高=3800 mm×3500 mm。支護方式均為“錨桿+錨網(wǎng)+錨索+錨噴”的聯(lián)合支護方式，如圖2。

圖1 150103 工作面布置圖（m）

圖2 150103 綜采工作面順槽支護斷面圖（mm）

15號煤層直接頂為K2石灰?guī)r，厚度2.4～11.4 m，均厚6.9 m，大部分區(qū)域厚度在4 m 以上，黑灰色，隱晶質(zhì)結(jié)構(gòu)，致密、堅硬、厚層狀。根據(jù)地質(zhì)鉆孔取樣力學試驗，石灰?guī)r試樣單向抗壓強度平均78.8 MPa，單向抗拉強度平均3.4 MPa，抗剪強度平均8.4 MPa，屬堅硬性頂板。工作面回采過程中頂板來壓具有沖擊傾向性，由于頂板較為堅硬，致使來壓步距較大，礦壓顯現(xiàn)十分明顯，需采用爆破技術(shù)對頂板進行弱化處理。煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖如圖3。

圖3 煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖

2 切頂參數(shù)力學模型與分析

厚層堅硬頂板弱化爆破切頂技術(shù)的關鍵參數(shù)在于確定切頂高度、切頂角度、單孔裝藥量、炮眼布置方式、單次起爆數(shù)量等[11-12]。切頂高度主要利用頂板巖石的碎脹特性進行計算，切頂角度可利用薄煤層切頂角度公式計算[13-14]，如式（1）所示：

式中：HF為切頂高度，m；HM為采高，m；ΔH1為頂板下沉量，m；ΔH2為底鼓量，m；K為碎脹系數(shù)；β為切頂角度，（°）；LY為頂板斷裂長度，m；LH為巷道寬度，m。根據(jù)150103 工作面的地質(zhì)條件，HM取3.5 m；ΔH1取0.3 m；ΔH2取0.2 m，K取1.4。計算可得切頂高度為7.5 m。根據(jù)礦壓監(jiān)測經(jīng)驗，石灰?guī)r側(cè)向斷裂距離LY取19 m，巷道寬度取4.8 m，計算可得切頂角度為15°。

當確定切頂高度與切頂角度后，根據(jù)式（2）可計算出切頂深度：

式中：LF為切頂深度，m。

關于切縫角度的設計中，需盡可能地減小采空區(qū)頂板垮落時對巷道側(cè)頂板的摩擦力作用，防止頂板垮落時的下墜力作用導致鄰側(cè)巷道頂板的大變形，同時需要保證切落的頂板垮落后，足以填充采空區(qū)的工作空間，盡可能地使巷道處于低應力區(qū)，便于巷道的維護。為減小頂板垮落對鄰側(cè)巷道頂板的摩擦力作用，關鍵在于確定采空區(qū)基本頂“關鍵塊”結(jié)構(gòu)在回轉(zhuǎn)破斷過程中的幾何運動過程。

如圖4 所示，其中基本頂關鍵塊的長度為LY，此長度與來壓步距相等，基本頂OABN 以O 為軸承受扭矩為m。根據(jù)幾何關系可知，在基本頂回轉(zhuǎn)過程中當線段LOA＞線段LOB時，對切縫線LBM的影響最小，因此，可推算LOA與LOB的長度計算公式如式（3）所示：

圖4 基本頂“關鍵塊”幾何運動過程示意圖

式中：LOB、LBM、LMO、LBM分別為對應標號線段的長度，m；HZ為直接頂厚度，m。根據(jù)150103工作面地質(zhì)條件及幾何關系，HZ為1 m，∠3 為33°，LMO為20 m。計算得切頂角度為30°。

3 切頂角度數(shù)值模擬分析與校驗

根據(jù)經(jīng)驗公式與幾何推演計算得到兩種切頂角度，分別為15°與30°。為校驗兩種切頂角度的適用性，采用數(shù)值模擬方法進行可視化分析，合理的切頂角度應盡可能地降低巷道圍巖承受的支承壓力，綜合得到最佳切頂角度。運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立0°、15°、30°三種切頂角度的數(shù)值模型，模型尺寸為200 m×170 m×50 m，固定模型的四周邊界與底部邊界，在上方施加8 MPa 地應力，采用摩爾庫倫本構(gòu)模型。頂板厚度為30 m，底板厚度為17 m，模擬工作面開采走向長度200 m，開采傾向長度130 m，巷道寬度設置為5 m。數(shù)值模擬巖性參數(shù)見表1。

表1 數(shù)值模擬巖性參數(shù)表

根據(jù)圖5 所示不同切頂爆破傾角模型的垂直應力分布云圖可知，根據(jù)砌體梁回轉(zhuǎn)失穩(wěn)結(jié)構(gòu)理論，當頂板切落垮塌的時候，頂板旋轉(zhuǎn)下沉將產(chǎn)生變形，因此，不同的切縫角度將會影響頂板的垮落形態(tài)。當預裂爆破切縫角度垂直于巷道頂板，頂板垮落對基本頂有明顯的摩擦作用力，在摩擦力的作用下引起巷道上方頂板下墜，致使巷道變形程度增加。當切頂?shù)慕嵌雀淖儯黾拥?5°以后，垮落的頂板對采空區(qū)上方基本頂?shù)闹瘟υ黾?，同時由于存在切頂角度，降低了巖石垮落對巷道頂板的擠壓與摩擦作用，使得回轉(zhuǎn)下沉作用得到了有效抑制，巷道頂板將會位移減小。當切頂角度增加到30°時，切頂位置出現(xiàn)明顯的應力集中，頂板的力學傳遞作用增強，不利于巷道圍巖的維護。通過綜合分析可知，當切頂角度為15°時，巷道圍巖的應力集中程度較低，應力集中范圍距離巷道圍巖位置較遠，最終確定切頂角度為15°。

圖5 不同切頂爆破傾角數(shù)值模擬

4 現(xiàn)場工程應用與監(jiān)測

根據(jù)前文所述切頂參數(shù)設計過程，最終確定切頂高度為7.5 m，切頂角度為15°，切頂深度為7.7 m。在此基礎上進行單孔爆破試驗參數(shù)設計，確定裝藥結(jié)構(gòu)。爆破采用長為1.5 m、外徑42 mm、內(nèi)徑36.5 mm 的聚能管作為聚能裝置，采用直徑為32 mm、長度為200 mm 的三級乳化炸藥藥卷作為預裂切縫炸藥，封泥長度為2 m。試驗位置為順槽的100 m 進尺處，裝藥結(jié)構(gòu)分別選取33220、43221、43331、44331。數(shù)字含義表示間隔裝藥數(shù)量，采用空氣間隔將不同數(shù)量的藥卷進行分割，提高能量的利用率。其中試驗1 與試驗2 在爆破孔5～6 m 區(qū)間內(nèi)裂隙率較低，試驗4 的炮孔存在崩泥與炮口破碎現(xiàn)象。綜合比較可知，試驗3 的裂隙率與安全程度最好。

采用間隔爆破試驗方法，即布置不同的炮眼間距，同時在炮眼的間隔處設置窺視鉆孔，在爆破后對窺視孔進行窺視，用以確定合理的炮眼布置間距。在炮眼間距確定之后，采用連續(xù)爆破試驗方法確定單孔裝藥量，并驗證參數(shù)設計結(jié)果，以保證單次爆破產(chǎn)生的有毒有害氣體含量滿足煤礦安全規(guī)程要求，并適應工作面的推進度。炮眼布置方式如圖6所示，間隔爆破炮眼布置共設計3 種試驗間距，分別為300 mm、400 mm、500 mm。

圖6 間隔爆破與連續(xù)爆破炮眼布置圖（mm）

根據(jù)測試結(jié)果，當炮眼間距為300 mm 時，由于炮孔的布置間距過于密集，爆破能量過大，導致窺視孔發(fā)生塌孔現(xiàn)象；炮眼間距為400 mm 時，窺視孔塌孔現(xiàn)象略微減輕；當炮眼間據(jù)為500 mm 時，窺視孔內(nèi)部形成較為連貫的爆破裂隙。綜合比較可知，炮眼布置間距選用500 mm。

最終確定150103 工作面留巷順槽的爆破設計參數(shù)為：爆破裝藥結(jié)構(gòu)為43331，炮眼間距為500 mm，單次起爆數(shù)量為6，可根據(jù)頂板巖性差異對裝藥位置進行調(diào)節(jié)。在12 個爆破鉆孔中間布置窺視鉆孔檢驗切縫效果。根據(jù)圖7（a）所示的頂板爆破效果可知，在頂板表面產(chǎn)生了明顯的定向裂縫，無向外發(fā)散的宏觀裂縫，定向切頂效果較好。如圖7（b）、（c）、（d）、（e）所示，在鉆孔內(nèi)部也同樣形成了定向裂縫，并且無向外發(fā)散的宏觀裂縫。切縫線的形成效果較好，表明鉆孔布置、裝藥結(jié)構(gòu)與起爆參數(shù)的設計具有可靠性。

圖7 頂板聚能爆破裂縫發(fā)育圖

在工作面回采過程中對液壓支架的支承壓力進行監(jiān)測，繪制液壓支架支承壓力隨工作面推進距離的演化曲線如圖8 所示。在工作面未實施爆破切頂之前，頂板的支承壓力較大，來壓步距分別為65 m、40 m、41 m、42 m，支承壓力普遍在10～40 MPa 范圍之內(nèi)浮動，支承壓力最大值可達41 MPa，對礦井工作面的安全生產(chǎn)產(chǎn)生了極大的威脅。在實施切頂后，支承壓力出現(xiàn)明顯降低，來壓步距分別為59 m、45 m、46 m、44 m，支承壓力普遍在5～30 MPa 范圍內(nèi)浮動，支承壓力的最大值可達31 MPa。來壓步距平均增加4 m，支承壓力平均強度降低2.1 MPa，支承壓力的峰值強度減低10 MPa，結(jié)果表明弱化爆破切頂技術(shù)取得了良好的卸壓效果。

圖8 液壓支架礦壓監(jiān)測圖

5 結(jié)語

1）根據(jù)經(jīng)驗法與幾何推演法確定切頂高度為7.5 m，切頂角度為15°與30°，運用數(shù)值模擬方法進行分析與校驗。當切頂角度為15°時，巷道圍巖的應力集中程度較低，應力集中范圍距離巷道圍巖位置較遠，最終確定切頂角度為15°。

2）在確定切頂高度與角度的基礎上進行單孔爆破試驗參數(shù)設計，采用間隔爆破試驗方法與連續(xù)爆破試驗方法確定單孔裝藥量，并驗證參數(shù)設計結(jié)果。確定爆破裝藥結(jié)構(gòu)為43331、炮眼間距為500 mm、單次起爆數(shù)量為6。

3）鉆孔窺視證實了切縫線的形成效果較好。實施切頂后來壓步距平均增加4 m，支承壓力平均強度降低2.1 MPa，支承壓力的峰值強度減低10 MPa，表明弱化爆破切頂技術(shù)取得了良好的卸壓效果。