王 立

(內(nèi)蒙古同煤鄂爾多斯礦業(yè)投資有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

隨著我國煤礦開采機械化水平的提高，工作面的推進速度以及開采強度不斷加大[1]。在這種前提下，若煤層頂板存在堅硬巖層，則會使工作面后方懸頂面積增大，從而導(dǎo)致出現(xiàn)工作面來壓強度高、巷道變形量大等問題[2]，嚴(yán)重影響井下的安全生產(chǎn)。目前,堅硬頂板弱化控制的主要技術(shù)措施有爆破切頂卸壓技術(shù)、水力壓裂技術(shù)、二氧化碳致裂技術(shù)[3]等，取得了一定成效，但同時也存在作業(yè)空間小、人力及經(jīng)濟投入量大等問題。

本次研究針對山西某礦的生產(chǎn)地質(zhì)條件，采用在兩巷布置扇形鉆孔，通過爆破對堅硬頂板進行弱化的方式，以期控制老頂初次來壓以及周期來壓強度，降低巷道變形量，確保工作面的安全生產(chǎn)。

1 工程背景

山西某礦目前開采9+10號合并層，采用81002工作面綜采放頂煤采煤工藝。該工作面平均埋深270 m，工作面可采長度450 m。其中，工作面運輸巷道為21002巷，回風(fēng)巷為51002巷。如圖1所示。

圖1 工作面布置示意

工作面煤層傾角0～6°。煤層厚度平均為4 m。工作面局部柱狀圖如圖2所示。煤層直接頂為K2灰?guī)r，根據(jù)礦方資料顯示，其普氏硬度系數(shù)f=11，屬堅硬巖層。

圖2 煤層綜合柱狀

2 預(yù)裂爆破參數(shù)理論分析

1) 爆破孔角度。假如在炮孔施工中的仰角確定應(yīng)結(jié)合工作面頂板的實際情況，其參考計算公式如下[4]：

式中：l為炮眼水平投影長度(根據(jù)巷道開孔位置與所需預(yù)裂的堅硬頂板終孔位置確定)；θ為煤層傾角；a為炮眼開口位置與頂板的距離；H為放頂高度。代入相關(guān)數(shù)值可以得出，本次炮孔仰角為28°。

2) 爆破孔直徑。在炮孔直徑選擇時應(yīng)結(jié)合礦井現(xiàn)場情況，綜合考慮斷面大小、炸藥性能、鉆孔速度等因素。接桿鑿巖時常用直徑為50～75 mm的鉆桿。結(jié)合礦方鉆桿情況，本次選取孔徑為55 mm。

3) 爆破孔深度。一般情況下在施工爆破孔前，應(yīng)先測定好頂板長度，設(shè)計炮孔傾角，確保炮孔傾角的投影長度符合爆破放頂?shù)囊?，然后再通過計算得出爆破孔的鉆進長度。炮孔深度關(guān)系如下：

L=l/cosα

根據(jù)該礦鉆機技術(shù)性能、鉆眼速度、巖石力學(xué)性質(zhì)、煤層賦存條件等因素，計算得出爆破孔深度為17 m。

4) 爆破孔間距。計算爆破生成裂隙范圍的方法有很多，最常用的是裂隙圈計算公式[5]：

式中：RP為裂隙圈半徑。σ為應(yīng)力波衰減值，σ=2-v/(1-v)。v為泊松比，取0.3。P為應(yīng)力波初始徑向應(yīng)力峰值，P=ρ0D2(rc/rb)6·n/8；D為炸藥爆速，5 000 m/s；ρ0為炸藥密度，500 g/m；rc為藥包半徑，26 mm；n為壓力增大系數(shù)，取9；rb為炮眼半徑，27.5 mm。St為巖體抗拉強度，5 MPa；炮眼排距應(yīng)小于2倍的裂隙圈半徑。

計算得出RP為0.45 m，因此間排距應(yīng)小于0.9 m，本次的炮孔間距取0.5 m。

5) 裝藥結(jié)構(gòu)與藥量。在進行預(yù)裂爆破時，如果裝藥量過大，則會引起炮孔破壞，影響圍巖完整性，同時還可能損壞相關(guān)設(shè)備；如果裝藥量過小，則達不到預(yù)裂爆破的目的。因此裝藥量的確定要根據(jù)相關(guān)礦井頂板巖層的性質(zhì)、炸藥的類型、炮孔的布置等因素來確定。一般選用經(jīng)驗公式來確定。

Q=0.187qW3

式中：q為標(biāo)準(zhǔn)拋擲爆破單位耗藥量；W為炸藥的最小抵抗線。通過計算，本次的單孔裝藥量為10 kg。

3 頂板預(yù)裂方案

1) 炮孔布置：爆破目標(biāo)層位為K2灰?guī)r，其平均厚度為6.57 m。運輸巷和回風(fēng)巷從切眼處至回采方向30 m范圍內(nèi)各布置兩組炮孔，第一組距離工作面切眼15 m，第二組距離第一組12.5 m。第一組為6個炮孔，分別為A、B、C、D、E、F，扇形布置，鉆孔深度均為17 m，仰角28°，其中F鉆孔與工作面平行，A、B、C、D、E鉆孔與巷道中線成75°、60°、45°、30°、15°夾角；終孔間距為0.5 m；鉆孔開孔距離巷道底板1.5 m。

第二組為4個炮孔，分別為A＇、B＇、C＇、D＇，扇形布置，深度均為17 m，仰角28°，其中D＇鉆孔與工作面平行，A＇、B＇、C＇鉆孔與巷道中線成45°、30°、15°夾角；終孔間距為0.5 m；鉆孔開孔距離巷道底板1.5 m。

鉆孔布置示意如圖3所示，鉆孔參數(shù)見表1。

圖3 爆破方案鉆孔布置示意

表1 兩巷道內(nèi)每組炮眼參數(shù)與裝藥量

2) 兩巷爆破：聯(lián)線采用“局部并聯(lián)，總體串聯(lián)”的方式進行(即炮孔之間串聯(lián)，每個炮孔內(nèi)并聯(lián))。炮孔起爆順序是每次起爆1個炮孔，采用起爆順序：A—B—C—D—E—F。

4 現(xiàn)場試驗效果分析

1) 老頂來壓情況。表2為沿工作面長度不同部位老頂初次來壓步距和初次來壓動載系數(shù)的統(tǒng)計結(jié)果?？梢?，初次來壓步距為28～34 m，平均31 m，工作面機巷部位早于風(fēng)巷部位；來壓前支架的平均載荷為23～31 MPa，平均26.5 MPa；來壓期間支架的平均載荷為29～39 MPa，平均33.2 MPa；來壓期支架峰值載荷為31～42 MPa，平均36 MPa；整體上表現(xiàn)為工作面風(fēng)巷部位支架載荷>工作面中部支架載荷>工作面機巷部位支架載荷，來壓動載系數(shù)為1.04～1.26，平均1.12，表現(xiàn)為來壓不明顯特征。

2) 巷道變形情況。1號、2號測點分別位于未實施爆破切頂?shù)南锏酪约氨敬蔚脑囼炏锏乐?。通過對比1號及2號測點的巷道變形情況進一步驗證本次爆破弱化堅硬頂板效果。觀測結(jié)果如圖4所示。

根據(jù)巷道變形觀測數(shù)據(jù)結(jié)果可知，巷道兩幫的變形量由原來的最大420 mm降低為80 mm，頂板下沉量由原來的120 mm降低為70 mm，底鼓量由原來的1 000 mm降低為88 mm。其中，兩幫變形量降低比例達81%，底鼓量降低比例達到91.2%.因此，本次試驗在該礦的地質(zhì)條件下對兩幫及底鼓的變形控制效果最為顯著。

圖4 切頂前后巷道表面位移變化曲線

5 結(jié) 語

1) 通過理論分析，確定爆破目標(biāo)層位為6.57 m厚的K2灰?guī)r。爆破孔仰角為28°，直徑為55 mm，深度為17 m，間距為0.5 m，單孔裝藥量為10 kg。

2) 對堅硬頂板爆破弱化方案進行設(shè)計，并在現(xiàn)場實施。監(jiān)測結(jié)果表明，在實施爆破弱化堅硬頂板方案后老頂來壓不明顯，且使巷道兩幫變形量較不切頂情況下降低81%，底鼓量降低91.2%.效果十分顯著。