煤峪口矿2603 工作面切顶卸压技术应用研究

高士超

（晋能控股煤业集团有限公司煤峪口矿，山西 大同 037003）

厚煤层沿空留巷技术是现阶段厚煤层开采方式的重要组成部分，在进行沿空留巷技术应用过程中，由于巷道顶板坚硬难垮使得巷道围岩变形严重，所以对沿空留巷顶板进行切顶十分重要[1-2]。通过对巷道顶板进行超前预裂，缩短悬臂梁长度，降低巷道上覆岩层的载荷，从而达到保护巷道的目的[3-4]。在不同地质条件下爆破切顶的参数及方案有所不同，以煤峪口矿为研究背景，通过数值模拟对切顶参数进行研究，并通过工业化试验验证了爆破切顶卸压方案的可行性，为矿井安全开采做出一定的贡献。

1 概况

煤峪口矿位于大同煤田东南翼的东北端，2603工作面煤层赋存稳定，煤厚7.4～8.9 m，平均厚8.1 m，采用放顶煤开采，顶煤厚4.5～6.0 m，平均厚5.25 m。工作面切巷因基底不平造成局部煤层变薄，最薄全煤厚为7.4 m。煤层走向近似SN，倾向近似SE，煤层倾角1°～3°，平均为2°。煤层顶底板情况见表1。

2 数值模拟研究

聚能爆破切顶卸压技术，是在顶板进行定距离钻孔布设，在钻孔内部布置炸药，并进行封孔，由于爆破瞬间聚集大量能量，远超过钻孔壁的抗拉强度，此时钻孔出现定向裂缝，随着爆破能的扩展，裂缝逐步扩展，使得巷道顶板整体性减弱，完成切顶卸压的目的。

利用数值模拟软件对不同爆破切顶参数下切顶效果进行分析，进行模型的建立，本文选定3DEC软件进行分析，根据实际地质资料建立模型长宽高为240 m×50 m×66 m。工作面回采距离设定为120 m，回风顺槽尺寸为5.2 m×3.5 m，沿空掘巷尺寸5 m×3.5 m。在模型的四周施加水平约束边界，在模型的下部施加垂直方向约束，根据容重及埋深在模型的上端施加10.2 MPa 的垂直应力。完成模型建立后对模型进行模拟计算，首先对不同切顶角度下巷道切顶效果进行分析，切顶角度选定为0°、5°、10°、15°，沿着Y 方向进行开挖，共挖10 步，每步5 m。不同切顶角度下巷道围岩应力分布云图及煤柱垂直应力分布图如图1，本文仅展示切顶角度10°时的应力云图。

从图1 中可以看出，随着切顶角度增大，实体煤柱内部的应力集中范围及现象均存在一定差异。当切顶角度为0°和5°时，由于切缝之间存在一定的摩擦阻力，致使切顶在水平方向形成铰接，无法整体发生垮落。此时在煤柱内部应力集中范围及应力集中程度均较大。当切顶角度为10°时，煤柱内垂直应力集中范围及应力集中程度均有明显的减弱，垂直应力峰值从25.69 MPa 降至23.63 MPa，降低了约2 MPa。由此可知，当切顶角度为10°时，能够有效切断煤体与采空区顶板的连接，降低煤柱应力集中现象。当切顶角度为15°时，煤柱体内应力集中范围及集中程度虽有一定降低，但其降低幅度并不明显。所以当切顶角度为10°时，岩层垮落效果较好，切顶效果明显，所以最优切顶角度为10°。

3 工业化试验

对2601 工作面回风顺槽进行爆破切顶，聚能装置选择为PVC 管，对切顶参数进行设置。根据现场地质条件、模拟结构选定炮孔与工作面竖直方向夹角为10°，开孔位置位于西帮1 m 位置。装药长度根据顶板的岩性设定为10 m，钻孔封孔长度为10 m，在每个钻孔内布置5 个PVC 聚能管，每根聚能管间安装雷管。炸药采用三级乳化炸药，炸药尺寸为Ф35 mm×200 mm。为了确保切顶效果达到预期的目标，在进行切顶时设计两组预爆钻孔，每组布置两个钻孔，钻孔间距为2 m，两组爆破孔间距为6 m，具体施工布置图如图2。

图2 具体施工布置图（m）

在2601 工作面回风顺槽的炮孔布置形式采用一字型炮眼，起爆方式采用正向起爆方式，将炸药装入爆破聚能装置中，然后再将聚能爆破装置放入钻孔内。在放置聚能爆破装置时，应当确保装置起爆线在同一直线上，确保整体起爆效果达到设计要求。为了避免出现拒爆和哑炮的情况，在爆破时通过安装导爆索进行引爆，同时每个爆破孔的雷管通过并联方式进行连接，相邻的爆破孔之间选择串联方式，保证各炮孔之间的同步起爆。

对顶板预裂爆破效果进行监测，在距离爆破孔约500 mm 的位置施工窥视孔，通过钻孔窥视仪对爆破后顶板裂缝的扩展情况进行监测。孔深11.3 m及16.5 m 时定向爆破切顶效果窥视图如图3。

图3 定向爆破切顶效果窥视图

从图3 中可以看出，当钻孔深度小于11.3 m 时，在钻孔两侧基本无裂缝产生，此时的孔壁几乎完整；当钻孔深度11.3 m 时，在钻孔内部有微裂隙产生，裂隙呈现对称分布特征，但裂缝的深度及扩展性较小；当钻孔深度16.5 m 时，裂缝发育十分明显，裂缝宽度较钻孔深度11.3 m 时有了较大幅度的提升，同时在钻孔两侧裂缝形成贯通，裂隙呈现对称分布，此时岩石的完整性遭到破坏，切顶效果较为成功。

对爆破切顶卸压后巷道围岩的变形进行监测，在巷道的顶底板及两帮的位置布置4 个监测点，分别监测顶底板及两帮移近量。选定试验段长度为400 m，监测2603 工作面回风顺槽的围岩变形情况。巷道顶底板及两帮移近量曲线如图4。

图4 巷道顶底板及两帮移近量曲线

从图4 中可以看出，受到工作面超前支承压力影响，在距工作面60 m 距离的测点巷道围岩变形初次开始显现，当距离工作面30～40 m 位置时，巷道的变形速率增大速度较为明显，巷道变形较为剧烈；当工作面推进至测点后5～10 m 的位置时，巷道变形速率明显减小，整体巷道的变形逐步趋于稳定。在巷道达到稳定后，2 个测站顶底板及两帮最大移近量为315 mm，两帮最大变形量为545 mm，此时巷道的顶板、底板、两帮的变形量均在控制允许的范围内。根据现场巷道围岩变量监测结果可以看出，经过施加预裂爆破切顶技术后，巷道围岩的变形得到有效控制，变形在合理范围内。

4 结论

（1）通过对不同钻孔角度下强制爆破断顶后巷道应力分布进行分析，发现当切顶角度为10°时，岩层垮落效果较好，切顶效果明显，确定最优切顶角度为10°。

（2）对切顶效果进行钻孔窥视发现， 11.3 m处的孔内部有微裂隙产生，但裂缝的深度及扩展性较小；当16.5 m 时，孔内部裂缝完全贯通。

（3）根据现场巷道围岩变量监测结果可以看出，经过预裂爆破切顶后，巷道的围岩变形得到有效控制，变形均在合理范围内。