厚层坚硬石灰岩顶板弱化爆破技术应用

2023-12-09肖书文

山东煤炭科技 2023年11期

肖书文

（山西泽州天泰锦辰煤业有限公司，山西晋城 048000）

工作面邻侧顶板无法正常垮落将会导致巷道承受较高的支承压力，并且对安全生产造成威胁。厚层坚硬石灰岩顶板的单轴抗压强度大，岩体完整性高，容易积聚弹性能，难以实施有效的切顶技术[1-3]。相应的，当顶板突然断裂时，又容易因弹性能的快速释放诱发强烈的矿震与冲击扰动，影响工作面的安全生产。针对石灰岩的厚硬顶板主要采取弱化卸压技术，主要包括预裂爆破、水力压裂或机械切缝等技术[4-7]。陆菜平等[8]采用微震测试系统监测煤岩组合体变形破坏过程中的微震信号，分析了破坏前后的微震频谱变化规律。李春睿等[9]对比了浅孔爆破与深孔爆破的裂隙发育规律，优化了坚硬顶板炮孔布置参数。李新元等[10]对顶板断裂过程的能量演化规律进行了研究，表明坚硬顶板断裂后发生压缩、反弹的空间区域，是产生冲击的震源区域。为对天泰锦辰煤业有限公司15 号煤层坚硬顶板进行有效切顶，采用理论分析方法对有效切顶角度进行了计算，并运用数值模拟方法对不同角度参数的围岩应力特征进行了探究，采用现场试验方法分析了炮孔布置参数。

1 工程概况

天泰锦辰煤业150103 综采工作面为首采工作面。该工作面采煤方法为一次采全高后退式综合机械化采煤法，工作面长165 m，走向长度1290 m，如图1。煤层均厚3.19 m，煤层倾角1°～7°，煤层的埋深较浅，约为117 m。在150103 综采工作面布置两条顺槽，采用一进一回“U”形通风方式。运输顺槽净宽×净高=4800 mm×2800 mm，回风顺槽净宽×净高=3800 mm×3500 mm。支护方式均为“锚杆+锚网+锚索+锚喷”的联合支护方式，如图2。

图1 150103 工作面布置图（m）

图2 150103 综采工作面顺槽支护断面图（mm）

15号煤层直接顶为K2石灰岩，厚度2.4～11.4 m，均厚6.9 m，大部分区域厚度在4 m 以上，黑灰色，隐晶质结构，致密、坚硬、厚层状。根据地质钻孔取样力学试验，石灰岩试样单向抗压强度平均78.8 MPa，单向抗拉强度平均3.4 MPa，抗剪强度平均8.4 MPa，属坚硬性顶板。工作面回采过程中顶板来压具有冲击倾向性，由于顶板较为坚硬，致使来压步距较大，矿压显现十分明显，需采用爆破技术对顶板进行弱化处理。煤层顶底板综合柱状图如图3。

图3 煤层顶底板综合柱状图

2 切顶参数力学模型与分析

厚层坚硬顶板弱化爆破切顶技术的关键参数在于确定切顶高度、切顶角度、单孔装药量、炮眼布置方式、单次起爆数量等[11-12]。切顶高度主要利用顶板岩石的碎胀特性进行计算，切顶角度可利用薄煤层切顶角度公式计算[13-14]，如式（1）所示：

式中：HF为切顶高度，m；HM为采高，m；ΔH1为顶板下沉量，m；ΔH2为底鼓量，m；K为碎胀系数；β为切顶角度，（°）；LY为顶板断裂长度，m；LH为巷道宽度，m。根据150103 工作面的地质条件，HM取3.5 m；ΔH1取0.3 m；ΔH2取0.2 m，K取1.4。计算可得切顶高度为7.5 m。根据矿压监测经验，石灰岩侧向断裂距离LY取19 m，巷道宽度取4.8 m，计算可得切顶角度为15°。

当确定切顶高度与切顶角度后，根据式（2）可计算出切顶深度：

式中：LF为切顶深度，m。

关于切缝角度的设计中，需尽可能地减小采空区顶板垮落时对巷道侧顶板的摩擦力作用，防止顶板垮落时的下坠力作用导致邻侧巷道顶板的大变形，同时需要保证切落的顶板垮落后，足以填充采空区的工作空间，尽可能地使巷道处于低应力区，便于巷道的维护。为减小顶板垮落对邻侧巷道顶板的摩擦力作用，关键在于确定采空区基本顶“关键块”结构在回转破断过程中的几何运动过程。

如图4 所示，其中基本顶关键块的长度为LY，此长度与来压步距相等，基本顶OABN 以O 为轴承受扭矩为m。根据几何关系可知，在基本顶回转过程中当线段LOA＞线段LOB时，对切缝线LBM的影响最小，因此，可推算LOA与LOB的长度计算公式如式（3）所示：

图4 基本顶“关键块”几何运动过程示意图

式中：LOB、LBM、LMO、LBM分别为对应标号线段的长度，m；HZ为直接顶厚度，m。根据150103工作面地质条件及几何关系，HZ为1 m，∠3 为33°，LMO为20 m。计算得切顶角度为30°。

3 切顶角度数值模拟分析与校验

根据经验公式与几何推演计算得到两种切顶角度，分别为15°与30°。为校验两种切顶角度的适用性，采用数值模拟方法进行可视化分析，合理的切顶角度应尽可能地降低巷道围岩承受的支承压力，综合得到最佳切顶角度。运用FLAC3D数值模拟软件建立0°、15°、30°三种切顶角度的数值模型，模型尺寸为200 m×170 m×50 m，固定模型的四周边界与底部边界，在上方施加8 MPa 地应力，采用摩尔库伦本构模型。顶板厚度为30 m，底板厚度为17 m，模拟工作面开采走向长度200 m，开采倾向长度130 m，巷道宽度设置为5 m。数值模拟岩性参数见表1。

表1 数值模拟岩性参数表

根据图5 所示不同切顶爆破倾角模型的垂直应力分布云图可知，根据砌体梁回转失稳结构理论，当顶板切落垮塌的时候，顶板旋转下沉将产生变形，因此，不同的切缝角度将会影响顶板的垮落形态。当预裂爆破切缝角度垂直于巷道顶板，顶板垮落对基本顶有明显的摩擦作用力，在摩擦力的作用下引起巷道上方顶板下坠，致使巷道变形程度增加。当切顶的角度改变，增加到15°以后，垮落的顶板对采空区上方基本顶的支撑力增加，同时由于存在切顶角度，降低了岩石垮落对巷道顶板的挤压与摩擦作用，使得回转下沉作用得到了有效抑制，巷道顶板将会位移减小。当切顶角度增加到30°时，切顶位置出现明显的应力集中，顶板的力学传递作用增强，不利于巷道围岩的维护。通过综合分析可知，当切顶角度为15°时，巷道围岩的应力集中程度较低，应力集中范围距离巷道围岩位置较远，最终确定切顶角度为15°。

图5 不同切顶爆破倾角数值模拟

4 现场工程应用与监测

根据前文所述切顶参数设计过程，最终确定切顶高度为7.5 m，切顶角度为15°，切顶深度为7.7 m。在此基础上进行单孔爆破试验参数设计，确定装药结构。爆破采用长为1.5 m、外径42 mm、内径36.5 mm 的聚能管作为聚能装置，采用直径为32 mm、长度为200 mm 的三级乳化炸药药卷作为预裂切缝炸药，封泥长度为2 m。试验位置为顺槽的100 m 进尺处，装药结构分别选取33220、43221、43331、44331。数字含义表示间隔装药数量，采用空气间隔将不同数量的药卷进行分割，提高能量的利用率。其中试验1 与试验2 在爆破孔5～6 m 区间内裂隙率较低，试验4 的炮孔存在崩泥与炮口破碎现象。综合比较可知，试验3 的裂隙率与安全程度最好。

采用间隔爆破试验方法，即布置不同的炮眼间距，同时在炮眼的间隔处设置窥视钻孔，在爆破后对窥视孔进行窥视，用以确定合理的炮眼布置间距。在炮眼间距确定之后，采用连续爆破试验方法确定单孔装药量，并验证参数设计结果，以保证单次爆破产生的有毒有害气体含量满足煤矿安全规程要求，并适应工作面的推进度。炮眼布置方式如图6所示，间隔爆破炮眼布置共设计3 种试验间距，分别为300 mm、400 mm、500 mm。

图6 间隔爆破与连续爆破炮眼布置图（mm）

根据测试结果，当炮眼间距为300 mm 时，由于炮孔的布置间距过于密集，爆破能量过大，导致窥视孔发生塌孔现象；炮眼间距为400 mm 时，窥视孔塌孔现象略微减轻；当炮眼间据为500 mm 时，窥视孔内部形成较为连贯的爆破裂隙。综合比较可知，炮眼布置间距选用500 mm。

最终确定150103 工作面留巷顺槽的爆破设计参数为：爆破装药结构为43331，炮眼间距为500 mm，单次起爆数量为6，可根据顶板岩性差异对装药位置进行调节。在12 个爆破钻孔中间布置窥视钻孔检验切缝效果。根据图7（a）所示的顶板爆破效果可知，在顶板表面产生了明显的定向裂缝，无向外发散的宏观裂缝，定向切顶效果较好。如图7（b）、（c）、（d）、（e）所示，在钻孔内部也同样形成了定向裂缝，并且无向外发散的宏观裂缝。切缝线的形成效果较好，表明钻孔布置、装药结构与起爆参数的设计具有可靠性。

图7 顶板聚能爆破裂缝发育图

在工作面回采过程中对液压支架的支承压力进行监测，绘制液压支架支承压力随工作面推进距离的演化曲线如图8 所示。在工作面未实施爆破切顶之前，顶板的支承压力较大，来压步距分别为65 m、40 m、41 m、42 m，支承压力普遍在10～40 MPa 范围之内浮动，支承压力最大值可达41 MPa，对矿井工作面的安全生产产生了极大的威胁。在实施切顶后，支承压力出现明显降低，来压步距分别为59 m、45 m、46 m、44 m，支承压力普遍在5～30 MPa 范围内浮动，支承压力的最大值可达31 MPa。来压步距平均增加4 m，支承压力平均强度降低2.1 MPa，支承压力的峰值强度减低10 MPa，结果表明弱化爆破切顶技术取得了良好的卸压效果。