顶板爆破技术

长期以来，顶板灾害在我国煤矿事故中占据主要位置，其发生频率和致命性是煤矿安全生产的主要挑战。通过分析顶板岩性、矿压表现特征和实例统计，得出我国回采工作面顶板灾害主要表现为片帮冒顶、顶板大面积突然垮落和大面积切顶压架三种类型。系统分析了各类型顶板灾害的发生特点及其成因：片帮冒顶多发生于松软煤岩体和管理不善的工作面；顶板大面积突然垮落主要由坚硬顶板的瞬时垮落引起；大面积切顶压架则常见于浅埋薄基岩或累积下沉严重的工作面。针对我国煤矿顶板灾害监测与防治，提出了工作面顶板灾害全景监测预警技术架构，包括微震监测系统、矿压监测系统和三维激光扫描技术，以动态掌握采场围岩活动规律和支架工况，实现顶板灾害的有效监测预警。此外，还建议在工作面开采前优化采煤方法和科学布置工作面，以及在开采过程中采用顶板弱化技术，综合防治顶板灾害。

深部综采工作面厚顶板的不稳定性常导致煤岩动力灾害。为应对这一问题，基于煤岩力学特性，建立了爆破弱化顶板的力学分析模型。采用LS-DYNA有限元程序、ALE算法和3DEC离散单元法，计算爆破对岩体裂纹扩展的影响范围，确定了爆破位置和卸压高度，为爆破减灾方案提供了理论支持。研究表明，爆破作用能有效消除应力集中区域，通过21102工作面顶板深孔爆破方案验证了其显著的断裂效果。

为解决大跨度开切眼复合顶板破坏迅速、持续时间长、变形剧烈等难题，通过现场实测获得了复合顶板的结构特征。利用FLAC3D软件对不同迭代次数下开切眼顶底板及帮部的位移变化和塑性区发育进行了统计分析，揭示了单一顶板与复合顶板条件下开切眼围岩变形和塑性区发育的规律和特征。同时，基于Goodman弹性夹层理论建立了复合顶板弹性夹层组合梁力学模型，并得出了复合顶板极限跨距的计算公式。最后，优化了“锚杆锚索+单体支柱”联合支护方案的参数。现场实践表明，在掌握大跨度复合顶板结构特点和破坏特征的基础上，该支护方案有效控制了开切眼顶板0～4.0 m岩层的离层平均值为108 mm。

为研究巷道顶板离层变化规律，基于离层的时间序列理论和弹性梁的弯曲理论，利用Maple符号运算和SAS统计分析功能，建立了考虑锚杆锚固因素和水平地应力因素的顶板力学模型。提出了确定离层临界值的方法，包括弹性临界值ωmax和失稳临界值δmax。通过分析离层预测值Xt与ωmax、δmax之间的关系，可确定巷道的合理支护时间以及判断顶板失稳。探讨了围岩失稳机制及其离层临界值的力学意义。以东滩矿1305运输巷道作为算例，得出：该巷道的ωmax和δmax值分别为16mm、35mm。在离层值达到16mm之前进行合理的加强支护可维持围岩稳定；当离层值达到35mm时，巷道即将失稳，需要采取防冲和冒顶预防措施。

针对潘四东煤矿11513大倾角工作面煤壁片帮、支架滑移倾倒和顶板大面积来压问题，通过理论分析、数值模拟和现场实测的研究方法，对厚硬顶板下大倾角软煤开采的灾变机制和防控技术进行了研究。研究结果显示，在厚硬顶板下大倾角软煤开采初期，围岩塑性破坏主要集中在煤壁和底板岩层；邻近工作面区域煤岩体位移表现出煤壁挤出位移量大于底板鼓起位移量大于顶板下沉位移量的特征。随着工作面推进距离增加，煤壁挤出位移量逐渐增大，导致煤壁片帮失稳的风险增加。根据围岩位移和变形破坏特征，结合现场观测，提出了两种厚硬顶板下大倾角软煤开采的灾害模式：一是“片帮-冒顶”主导的动态互馈失稳，二是冲击动力显现的瞬发性灾害。基于这些机制，采用了深孔预裂爆破初次放顶技术控制顶板运动，同时实施了煤壁注浆加固、支架防倒防滑以及“铺金属网+工字钢”辅助液压支架管理破碎直接顶等多重防治措施，以确保“支架-围岩”系统的稳定工作。经过一系列防治措施后，对支架工作阻力和煤壁片帮进行了统计分析。

深孔断顶爆破是有效处理坚硬顶板冲击地压的方法，但会产生大量高体积分数的CO等有害气体。这些气体严重影响井下风流环境，对易自燃或自燃煤层矿井的火灾预测产生干扰。根据理论计算和现场实测统计分析，爆破后75%的CO气体将在1小时内排入工作面风流，并随风流排出；剩余的15%将积存或吸附于破裂的煤岩体内，在瓦斯预抽后7至9天逐渐释放。

掏槽孔深度是影响岩巷掘进爆破效率的关键因素之一。通过对近40年相关文献的统计分析，发现掏槽孔超深深度（掏槽孔与非掏槽孔深度之差）通常设定为200mm，炮孔利用率维持在90%左右。其中，岩性对炮孔利用率的影响最为显著。 为探究掏槽孔超深深度与炮孔利用率之间的关系，进行了现场爆破试验。结果显示，当掏槽孔超深深度分别为300mm、400mm和500mm时，炮孔利用率较200mm时分别提高到93%、97%和97%，最大提升了8%。试验条件下，掏槽孔超深深度的最优值为400mm。 研究表明，适当加大掏槽孔超深深度可以显著提高炮孔利用率，但不同施工条件下最优掏槽孔深度仍需进一步研究。

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