18504综采工作面停采线深孔爆破卸压护巷技术实践

吴 旭

（西山煤电股份有限公司马兰矿，山西 古交 030205）

马兰矿南五采区18502工作面开采结束后，由于停采线距离采区大巷距离较近，停采后未进行切顶卸压，导致采区大巷尤其是距离最近的南一轨道下山长期受高应力影响，出现顶板下沉量大、喷层脱落等大动压显现，巷道反复维修，对生产造成了一定的影响。为减少矿山压力的影响，在18504工作面进行爆破切顶卸压，取得了较好的效果。

1 工程概况

马兰矿18504工作面位于910 m水平，所采煤层为8号煤，煤层厚度4.00～4.68 m，平均4. 3 m。煤层顶底板岩性如图1。

图1 8号煤顶底板岩性

18504工作面开切眼长度为251 m，安装支架168架，推进长度1215 m，采用走向长壁综合机械化开采，全部垮落法处理顶板。工作面位于南五下组煤采区左翼，东南方向为18506工作面，尚未回采，西北侧为18502工作面，已经回采结束。工作面切眼东北侧上部为南八南九胶带机运输大巷，胶带巷上部为12510采空区。

2 切顶卸压机理分析

工作面开采过程中，在工作面前方形成超前支承压力区，随着工作面的推进而逐渐前移。该区域内的巷道受支承压力影响，容易出现大变形[1-3]。工作面回采结束后，采空区上方未垮落的基本顶形成悬臂梁结构，使得前方的巷道长期处于高应力的环境中，也是巷道剧烈变形的原因之一。

通过切顶，人为将采空区上方覆岩断开，实现矿山压力的主动调控[4-6]，一方面降低超前支承压力峰值，使得应力重新分布，减少对巷道的影响；另一方面阻止基本顶覆岩对巷道的侧压作用，打断基本顶的悬臂梁结构，实现对巷道的保护。如图2。

图2 卸压前后超前支承压力分布规律

3 爆破切顶设计

3.1 目标层位

由柱状图可知，8号煤层顶板中的粉砂岩、中粒砂岩等均为坚硬不易垮落岩层，石灰岩承载上方的7号煤和泥岩，为基本顶岩层。为保证切顶效果，要求切顶层位不低于7号煤底板的砂质泥岩，即8号煤以上23.3 m。

3.2 炮孔布置

在工作面停采线附近和皮带巷内分别打孔爆破。

停采线：该区域内的炮孔间距为3.0 m，每2个支架施工一个爆破钻孔；高抽巷5 m左右及两端头5 m范围内不施工钻孔。共施工炮孔77个。钻孔向上倾斜角度为45°，深度不低于33 m。

皮带巷：该区域内的炮孔间距为3.0 m，从停采线往外在保护煤柱侧布置，共施工17个钻孔。钻孔向上倾斜75°，深度不低于33 m。

3.3 主要爆破参数

炮孔直径为75 mm，封孔长度为13 m，装药长度为20 m，每米装药量为1.5 kg，每个炮孔装药30 kg，两个区域共计炮孔94个，合计用药2.82 t。

3.4 数值模拟分析

采用FLAC3D数值模拟软件对18504工作面爆破切顶前后的超前支承压力分布规律进行模拟分析。模型尺寸设为300 m×300 m×180 m，如图3所示。模型底部边界为固定支承，上部边界采用应力边界条件。

图3 爆破切顶数值模拟模型

爆破切顶前后的超前支承压力分布规律如图4。

图4 切顶前后支承压力分布规律

由数值模拟结果可以看出，切顶前后工作面前方支承压力分布变化明显，切顶前的应力峰值为19.8 MPa，应力集中系数为1.9。爆破切顶后，煤层上方15 m应力峰值为12.2 MPa，应力下降38.4%，卸压效果明显。

4 现场实践

4.1 爆破工艺

4.1.1 钻孔

使用坑道钻机施工炮孔，钻头为三翼金刚钻头，直径为Φ75 mm，钻杆直径为Φ50 mm，每根钻杆长度为1 m。在钻孔施工过程中，使用坡度仪准确定位炮孔角度，炮孔角度允许偏离的角度为±1°，钻杆钻到规定深度时钻机空转3 min排除孔内岩渣。

4.1.2 装药

为实现定向切顶爆破，炸药都装在“O”形聚能管内。聚能管直径为50 mm，长度为2000 mm。炸药为矿用三级乳化炸药，药卷直径为32 mm，长度为200 mm。

先将药卷装入聚能管内，然后向炮孔内填送炸药，在每一节炸药填入孔内的同时，将雷管塞入。为杜绝残炮，需采用“分段连体式”装药结构，即将每个炮孔内的10个聚能管分为两组，分段安装。装药前必须用直径55 mm的专用炮棍先探孔，如果炮棍能够顺利深入孔内，则进行装药。如果遇到卡阻现象，说明孔内有打钻残渣，将高压水管接到炮棍上，使用高压水冲洗炮孔，然后再装药。

4.1.3 封孔

每个炮孔的封孔长度为13 m，采用专用的深孔封泥袋进行封孔，封泥袋直径50 mm，每节长度为500 mm。封孔泥袋内装有干燥的黄土，爆破之前将黄土装好，送至工作面。

装药结束后，每个炮孔内采用26个封孔泥袋，封孔时注意对爆破母线的保护，防止其磨损与绞缠，母线悬挂至孔壁上侧，并固定好。初始封孔时，采用炮棍大头将黄土封泥袋塞入孔内，用力封实。

4.1.4 起爆

每根聚能管内的药卷采用并联的方式，而同一炮孔内的聚能管之间采用大串联的方式。起爆器型号为MFB200型，同时起爆的多个炮孔之间采用串联的方式。每次施工3～5个炮孔后即可装药一次起爆，每次起爆不超过5个孔，按每天三班施工9个，工作面77个孔共需8～9 d完成。位于胶运巷内的炮孔可后期根据时间自行安排施工，每次同时起爆不超过5个炮孔。

4.2 应用情况

在距离工作面最近的南一轨道下山中设置测点，采用十字布点法对巷道表面位移进行观测。共设置3个测点，测点间距为100 m。其中2号测点位于巷道中部，在工作面到达停采位置时开始观测，每天观测一次，当连续两天观测到的巷道下沉量变化值小于0.5 mm时停止观测。观测结果如图5。

图5 巷道表面位移观测结果

由图5可知，受爆破卸压影响，南一轨道下山的巷道变形呈现特有的规律。爆破之前，巷道受工作面支承压力的影响，具有一定的变形，顶板变形速度约为3.2 mm/d，两帮收敛速度约为2.5 mm/d。观测后第5 d，爆破切顶作业到达工作面中部，受爆破影响，南一轨道下山出现剧烈变形，顶板日最大下沉量达到12 mm。爆破影响期大概为7 d，之后巷道进入缓慢变形阶段，顶板变形速度约为0.6 mm/d，仅为卸压前的19%，卸压护巷效果明显。

5 结论

（1）受工作面超前支承压力和采空区上方悬臂梁的影响，工作面前方一定距离内的巷道处于高应力状态，变形严重。

（2）根据数值模拟结果，切顶可以降低超前支承压力峰值，最大降幅达38.4%，同时阻止基本顶覆岩对巷道的侧压作用，有利于巷道的维护。

（3）18504工作面采用爆破切顶后，位于工作面前方的南一轨道下山等采区大巷变形量小，顶板下沉速度为卸压前的19%，最大下沉量为41 mm，取得了较好的卸压效果。