朱文慶，郝兵元，劉世濤，任興云，楊 冉

(1.太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，山西 太原 030024；2.太原理工大學(xué) 安全與應(yīng)急管理工程學(xué)院，山西 太原 030024)

煤礦在進(jìn)行回采作業(yè)前，地下深部巖層處于應(yīng)力平衡狀態(tài)。由于采掘影響，工作面上覆巖層自重由煤層和采空區(qū)共同承擔(dān)，應(yīng)力平衡狀態(tài)被破壞，巷道及采場(chǎng)圍巖應(yīng)力重新分布，在其四周產(chǎn)生切向垂直壓力，引起巷道圍巖應(yīng)力的突然增高，位于工作面煤壁前方的垂直壓力稱為超前支承壓力[1，2]。超前支承壓力分為應(yīng)力增高區(qū)、應(yīng)力降低區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。當(dāng)巷道處于應(yīng)力增高區(qū)或降低區(qū)內(nèi)時(shí)，巷道圍巖變形量顯著增加、變形速度加快，容易引起片幫、冒頂?shù)葐?wèn)題。由此可見，動(dòng)壓巷道的治理關(guān)鍵在于改善其應(yīng)力環(huán)境，使其處于原巖應(yīng)力區(qū)內(nèi)，減少工作面采動(dòng)影響。

通過(guò)近些年來(lái)國(guó)內(nèi)外學(xué)者的研究，采用切頂卸壓技術(shù)，破壞頂板巖層的連續(xù)性和整體性，可減小工作面采動(dòng)影響范圍。徐曉鼎[3]通過(guò)建立力學(xué)模型分析采場(chǎng)應(yīng)力分布規(guī)律，將引起圍巖失穩(wěn)的上覆巖層載荷分為靜荷載和動(dòng)荷載，分析了靜荷載轉(zhuǎn)移機(jī)理和動(dòng)荷載傳遞衰減規(guī)律，并將爆破卸壓帶基于應(yīng)力波透射理論進(jìn)行擬合分析，得出動(dòng)載荷穿過(guò)破碎帶時(shí)其能量將大幅衰減，可采用切頂卸壓技術(shù)減小對(duì)遠(yuǎn)處巷道的影響。姚海[4]通過(guò)切頂卸壓的方法在撤架通道貫通前對(duì)采空區(qū)進(jìn)行預(yù)裂爆破，以切斷工作面走向方向的應(yīng)力傳遞，降低工作面來(lái)壓強(qiáng)度，并對(duì)撤架通道進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，以保證撤架期間的巷道圍巖穩(wěn)定。溫穎遠(yuǎn)等[5]通過(guò)理論分析和工業(yè)性實(shí)驗(yàn)綜合確定了爆破卸壓層位及扇形鉆孔布置方法，并運(yùn)用微震監(jiān)測(cè)方式對(duì)比分析走向和傾向扇形鉆孔布置切頂效果，最終得出傾向布置爆破誘發(fā)能量是走向布置的3倍，且均可有效起到切頂卸壓的效果。

經(jīng)文獻(xiàn)調(diào)研發(fā)現(xiàn)，多數(shù)研究?jī)H分析工作面應(yīng)力場(chǎng)分布，而針對(duì)工作面超前支承壓力傳遞路徑的研究較少。因此，本文提出通過(guò)在終采線處進(jìn)行深孔爆破切頂，并定量設(shè)計(jì)切頂卸壓方案，以破壞工作面上覆厚硬巖層的完整性，達(dá)到縮小超前支承壓力影響范圍及提升大巷圍巖穩(wěn)定性的目的。

1 工程背景

南關(guān)煤業(yè)核定生產(chǎn)能力150萬(wàn)t/a，主采2#煤層，煤層厚度2.25～2.8m，平均厚度2.6m，煤層傾角平均7°，屬近水平煤層；瓦斯絕對(duì)涌出量3.21m3/min，屬低瓦斯礦井；井田內(nèi)褶曲、斷層較發(fā)育，但規(guī)律明顯，煤礦地質(zhì)構(gòu)造復(fù)雜程度屬中等類型。2#煤層頂、底板柱狀如圖1所示。

圖1 2#煤層頂、底板柱狀

3213工作面位于2#煤層三采區(qū)，屬孤島工作面，平均埋深568.7m，工作面長(zhǎng)度120m，直接頂6.1m(1.5m砂質(zhì)泥巖、3m粗砂巖、1.6m泥巖)，老頂為6m的細(xì)粒砂巖。3213工作面布置如圖2所示。

圖2 3213工作面布置

南關(guān)煤業(yè)采用盤區(qū)式開采，采區(qū)大巷兩側(cè)留設(shè)有保護(hù)煤柱60m，但由于工作面兩側(cè)均為采空區(qū)，在進(jìn)入末采階段時(shí)，隨著推進(jìn)距離的增加，采空區(qū)頂板及其兩側(cè)上覆巖層失去剛性支撐體，致使超前支承壓力的影響范圍大幅增加，引起3213工作面對(duì)應(yīng)的采區(qū)大巷段頂板及兩幫產(chǎn)生較大變形，而巷道斷面的縮小帶來(lái)了通風(fēng)阻力加大，物料運(yùn)輸難度增加等。因此，需對(duì)超前支承壓力進(jìn)行針對(duì)性處理，從根本上改善采區(qū)大巷處應(yīng)力環(huán)境。

2 力學(xué)模型建立

工作面回采作業(yè)后，由“煤壁-采空區(qū)”結(jié)構(gòu)承載上覆巖層重量，而工作面后方采空區(qū)是由冒落矸石組成，支承能力較差，故大部分重量由煤壁承擔(dān)，由此形成超前支承壓力。超前支承壓力是隨著工作面推進(jìn)而移動(dòng)的，由煤壁前方上覆厚硬巖層作為載體向前傳遞，并在一定距離后達(dá)到峰值[6-8]。工作面超前支承壓力分布如圖3所示。

圖3 工作面超前支承壓力

圍繞超前支承壓力峰值位置及其影響范圍進(jìn)行定量分析，結(jié)合極限平衡理論及彈性力學(xué)相關(guān)原理作如下假設(shè)：

1)將煤體及其上覆巖層視為彈性均勻且各向同性的連續(xù)體；

2)均按平面應(yīng)變問(wèn)題處理；

3)煤體破壞時(shí)滿足莫爾-庫(kù)倫準(zhǔn)則。

根據(jù)采區(qū)大巷及工作面所處應(yīng)力環(huán)境和超前支承壓力的分布規(guī)律建立如圖4所示的力學(xué)模型，將超前支承壓力分為應(yīng)力增高區(qū)(cd)、應(yīng)力降低區(qū)(bc)、原巖應(yīng)力區(qū)(ab)，M點(diǎn)為動(dòng)壓巷道，σy1為應(yīng)力降低區(qū)應(yīng)力，σy為采動(dòng)影響形成的高于原巖應(yīng)力的垂直應(yīng)力峰值，cd段為超前支承壓力峰值與煤壁距離，bd段為超前支承壓力影響區(qū)域。

圖4 力學(xué)模型

2.1 超前支承壓力峰值與煤壁距離計(jì)算

根據(jù)原巖應(yīng)力σy=γh，引入垂直應(yīng)力集中系數(shù)K[9]可得受擾動(dòng)后的垂直應(yīng)力峰值σy為：

σy=Kγh

(1)

式中，K為垂直應(yīng)力集中系數(shù)，取2；γ為上覆巖層平均容重，取25kN/m3；h為工作面煤層埋深，取568.7m。

由式(1)計(jì)算得出超前支承壓力峰值為σy=28.44MPa。根據(jù)極限平衡理論[10]，cd段處于極限平衡區(qū)內(nèi)，其最大垂直應(yīng)力σy與煤壁之間的距離Lcd可由下式進(jìn)行計(jì)算：

式中，M為煤層采高，取2.6m；A為側(cè)壓系數(shù)，取0.2；ε為三軸應(yīng)力系數(shù)，ε=1-sinφ/1+sinφ；f為煤層與圍巖之間的摩擦系數(shù)，取0.1；C為煤體的粘聚力，取2.5MPa；φ為煤體內(nèi)摩擦角，取26°。

由式(2)可知，煤層厚度(采高)是超前支承壓力峰值距離大小的關(guān)鍵影響因素，即在其他地質(zhì)條件不變的情況下，應(yīng)力增高區(qū)范圍隨著煤層厚度(采高)的增加呈正比增大。將上述參數(shù)代入式(2)，可得3213工作面應(yīng)力增高區(qū)長(zhǎng)度為L(zhǎng)cd=18.81m，即在煤壁前方18.81m處為超前支承壓力峰值。

2.2 超前支承壓力影響區(qū)域計(jì)算

根據(jù)極限平衡理論可知，應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)的超前支承壓力大小為：

式中，β=1/A。

同時(shí)，應(yīng)力降低區(qū)與原巖應(yīng)力區(qū)交點(diǎn)可取值為原巖應(yīng)力，因此將交點(diǎn)處σy1=γh代入式(3)可得[11]：

由式(4)可知，在其他地質(zhì)條件不變的情況下，應(yīng)力降低區(qū)范圍隨著煤層厚度(采高)的增加呈正比增大。將工作面地質(zhì)參數(shù)代入式(4)可得應(yīng)力降低區(qū)Lbc距離為45.05m。即超前支承壓力影響范圍為：

Lbd=Lbc+Lcd

(5)

經(jīng)過(guò)理論分析可以得出，3213工作面超前支承壓力影響范圍為63.86m。

2.3 動(dòng)壓巷道M點(diǎn)應(yīng)力計(jì)算

為進(jìn)一步分析在采動(dòng)影響下的采區(qū)大巷應(yīng)力環(huán)境，運(yùn)用半平面體解法根據(jù)前文所求三區(qū)范圍進(jìn)行應(yīng)力解答。以工作面煤壁為原點(diǎn)建立坐標(biāo)系，求動(dòng)壓巷道M點(diǎn)處應(yīng)力，并在距O點(diǎn)為ζ距離處取微小單元長(zhǎng)度dx，其所受載荷大小視為集中力dF=qdζ，M點(diǎn)與集中力dF水平距離為x-ζ、垂直距離為y，運(yùn)用疊加原理結(jié)合積分即可算出煤壁前方上覆巖層下任一點(diǎn)在集中力dF作用下的應(yīng)力大小，可運(yùn)用下式進(jìn)行計(jì)算[12，13]：

根據(jù)圖4所示力學(xué)模型可知，M點(diǎn)在ab、bc、cd三段區(qū)域內(nèi)的應(yīng)力函數(shù)表達(dá)式：

ab段：

qab=γh

(7)

bc段：

cd段：

將以上三段區(qū)域的應(yīng)力函數(shù)表達(dá)式帶入式(6)中，并通過(guò)計(jì)算可得出：

原巖應(yīng)力區(qū)ab段作用到M點(diǎn)上的垂直應(yīng)力為：

應(yīng)力降低區(qū)bc段作用到M點(diǎn)上的垂直應(yīng)力為：

應(yīng)力增高區(qū)cd段作用到M點(diǎn)上的垂直應(yīng)力為：

根據(jù)疊加原理將式(10)—式(12)相加，代入前文所述參數(shù)：應(yīng)力降低區(qū)長(zhǎng)度Lbc=45.05m；應(yīng)力增高區(qū)長(zhǎng)度Lcd=18.81m；可求得采區(qū)大巷M點(diǎn)在超前支承壓力影響下所受應(yīng)力為16.46MPa。

由上述計(jì)算得出：3213工作面推進(jìn)至終采線處時(shí)，超前支承壓力峰值為28.44MPa，位于煤壁前方18.81m處，應(yīng)力降低區(qū)范圍為45.05m，超前支承壓力影響范圍為63.86m，而采區(qū)大巷與終采線距離為60m，處于影響范圍內(nèi)，并通過(guò)計(jì)算得出超前支承壓力大小為16.46MPa，高于原巖應(yīng)力。

3 切頂卸壓機(jī)理及關(guān)鍵參數(shù)選取

3.1 切頂卸壓方式

目前，國(guó)內(nèi)常用的切頂卸壓方法可大致分為爆破切頂和水力壓裂兩種：①水力壓裂是利用高壓泵向鉆孔內(nèi)注水并不斷加壓，使得巖體原生微小裂隙沿鉆孔散射狀擴(kuò)大，從而破壞巖體完整性[14]。但是3213工作面頂板巖層節(jié)理較為發(fā)育，而水的流動(dòng)又具有不確定性，容易造成定向水力裂縫位置出現(xiàn)偏差，影響切頂效果；②深孔預(yù)裂爆破是通過(guò)合理的爆破鉆孔布置，利用爆轟波震動(dòng)，在相鄰爆破孔之間產(chǎn)生貫通裂隙，使得頂板沿鉆孔布置走向形成結(jié)構(gòu)弱面，利用工作面采動(dòng)影響及上覆巖層自身重力沿切頂線斷裂，減小懸臂長(zhǎng)度，縮小采動(dòng)影響范圍，具有高效、定向切頂?shù)葍?yōu)點(diǎn)[15，16]。因此，選用深孔預(yù)裂爆破技術(shù)對(duì)巷道頂板進(jìn)行切頂卸壓處理。

3.2 深孔預(yù)裂爆破關(guān)鍵參數(shù)

3.2.1 爆破孔位置及切頂高度

為提高卸壓效果，最大化減弱超前支承壓力的影響，選擇在終采線處進(jìn)行切頂作業(yè)，當(dāng)進(jìn)入末采階段時(shí)提前掘出撤架通道，在撤架通道煤柱幫肩角位置進(jìn)行爆破[17，18]。

根據(jù)關(guān)鍵層理論，在工作面覆巖結(jié)構(gòu)中，關(guān)鍵層作為全部巖層或者局部巖層的承載主體，對(duì)超前支承壓力及其他礦壓顯現(xiàn)起關(guān)鍵控制作用。因此，在老頂巖層(關(guān)鍵層)處進(jìn)行爆破作業(yè)，在破壞其承載結(jié)構(gòu)連續(xù)性的同時(shí)，進(jìn)一步保護(hù)巷道完整性。

1)切頂角度。當(dāng)老頂巖層沿結(jié)構(gòu)弱面斷裂后，弱面兩側(cè)形成多個(gè)斷裂巖梁，而位于實(shí)體煤上方的斷裂體A和位于采空區(qū)內(nèi)的斷裂體B相互鉸接摩擦形成平衡結(jié)構(gòu)，只有使斷裂體A、B沿切縫線滑移失穩(wěn)，才能有效破壞巖層完整性。引起斷裂體A、B的滑移失穩(wěn)條件為[19，20]：

(Tcosθ-Rsinθ)tanφ≤Rcosθ+Tsinθ

(13)

式中，T為斷裂體B所受水平力，kN；R為斷裂體B承受剪切力，kN；θ為切頂角度，(°)；φ為斷裂體A、B之間的摩擦角，(°)。

斷裂體B所受水平力為：

式中，q為斷裂體B所受均布載荷，kN；l為斷裂體B長(zhǎng)度，m；H為老頂厚度，m；ΔH為斷裂體B的下沉量，m。

斷裂體B所受剪切力為：

R=ql

(15)

將式(14)、式(15)代入式(13)并化簡(jiǎn)后可得：

將3213工作面相關(guān)地質(zhì)參數(shù)：l=24m；H=6m；ΔH=3.2m；φ=38°，代入式(16)計(jì)算可得切頂角度θ為25°，即仰角65°。而切頂角度的增大加劇了斷裂體B的滑移失穩(wěn)，容易在工作面回撤時(shí)造成壓架現(xiàn)象，因此，選擇朝向采區(qū)大巷方向，可以在切頂后暫時(shí)形成鉸接結(jié)構(gòu)，以維持撤架期間頂板穩(wěn)定性。

3.2.2 鉆孔間距

在深孔爆破中，根據(jù)爆破后巖體破碎程度可依次分為破碎區(qū)、裂隙區(qū)和震動(dòng)區(qū)，裂隙區(qū)內(nèi)巖體受到剪切破壞，徑向裂隙發(fā)育，而切頂卸壓機(jī)理則是通過(guò)爆裂隙的貫通從而形成弱面。因此，將爆破影響范圍控制在裂隙區(qū)內(nèi)即可達(dá)到切頂效果。裂隙區(qū)半徑可由公式進(jìn)行計(jì)算[21-23]：

式中，b為側(cè)向應(yīng)力系數(shù)，b=μd/1-μd；α=2-b；σcd為單軸抗壓強(qiáng)度，取49.6MPa；σtd為單軸抗拉強(qiáng)度，取2.18MPa；ρ0為炸藥密度，取1201kg/m3，Dv為炸藥爆速，取2800m/s；η為爆炸物絕熱系數(shù)，取6；n為炸藥與孔壁接觸時(shí)的壓力增大系數(shù)，取3；μd為動(dòng)態(tài)泊松比，取0.24；lc為軸向裝藥系數(shù)，取1；Kp為裝藥不耦合系數(shù)，取1.5；rd為炮孔半徑，取0.03m。

將以上參數(shù)代入式(17)計(jì)算得出鉆孔周圍裂隙區(qū)半徑為3.1m。要想更好的達(dá)到定向爆破效果，需要為爆生裂隙提供自由面，因此，本方案選擇隔孔裝藥方式，即相鄰爆破孔之間設(shè)置自由孔，鉆孔間距選取為3m(爆破孔間距6m)。

通過(guò)以上理論分析，結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)工程地質(zhì)條件，確定3213工作面爆破切頂卸壓初步方案為：在距離回風(fēng)大巷200m時(shí)掘出撤架通道，并在其煤柱幫肩角處，沿巷道走向布置一排爆破孔及自由孔，鉆孔朝向采區(qū)大巷方向仰角為65°，切頂高度12.1m，鉆孔間距3m(爆破孔間距6m)，鉆孔直徑60mm，鉆孔長(zhǎng)度13.35m，鉆孔裝藥段6.62m，封孔段6.73m，切頂鉆孔布置剖面如圖5所示。

圖5 鉆孔布置剖面

4 數(shù)值模擬驗(yàn)證

4.1 模型的建立

選用FLAC3D軟件進(jìn)行數(shù)值模擬計(jì)算，根據(jù)計(jì)算結(jié)果分析對(duì)比實(shí)施此方案前后超前支承壓力的影響范圍，以驗(yàn)證方案的合理性。

本次數(shù)值計(jì)算模型尺寸為長(zhǎng)×寬×高=200mm×200mm×100m，工作面兩側(cè)為采空區(qū)，煤層上覆巖層取至老頂12.1m，其余皆為砂質(zhì)泥巖，煤層底板取至4.3m泥巖，巖層物理力學(xué)參數(shù)表見表1。為限制模型水平位移，模型底部及左右兩端固定，頂部施加原巖應(yīng)力載荷14.22MPa。

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)

4.2 計(jì)算結(jié)果分析

按上述切頂卸壓方案建立數(shù)值模型并進(jìn)行計(jì)算，其爆破切頂卸壓前后應(yīng)力分布如圖6、圖7所示，超前煤壁垂直應(yīng)力分布如圖8所示。分析圖6、圖8可知，爆破切頂卸壓前3213工作面的超前支承壓力峰值為29.48MPa，位于煤壁前方20.1m處，超前支承壓力的影響范圍為68.2m，而采區(qū)大巷位于煤壁前方60m處，所受應(yīng)力大小為15.2MPa，高于原巖應(yīng)力，受到超前支承壓力的影響。分析圖7、圖8可知，爆破切頂卸壓后，超前支承壓力傳遞路徑被破壞，峰值區(qū)域向巖層深部轉(zhuǎn)移，其影響范圍為57.8m，采區(qū)大巷處于原巖應(yīng)力區(qū)，所受應(yīng)力大小為14.3MPa，基本與原巖應(yīng)力相同。

圖6 爆破切頂卸壓前

圖7 爆破切頂卸壓后

圖8 超前煤壁垂直應(yīng)力分布

由上述分析可知：在撤架通道內(nèi)對(duì)老頂巖層進(jìn)行深孔預(yù)裂爆破，可減小超前支承壓力的影響范圍，改善采區(qū)大巷處應(yīng)力環(huán)境，減少圍巖變形。

5 工業(yè)性試驗(yàn)及效果分析

5.1 工業(yè)性試驗(yàn)

根據(jù)上述深孔預(yù)裂爆破切頂卸壓方案，在撤架通道內(nèi)煤柱幫肩角位置平行于巷道軸向均勻布置共41個(gè)鉆孔(21個(gè)爆破孔、20個(gè)自由孔)。爆破采用二級(jí)煤礦許用乳化炸藥，藥卷規(guī)格為?36mm×60mm，每孔需裝藥卷8卷。為保證裝藥不耦合性及裝藥安全，選用被筒式裝藥，導(dǎo)爆索引爆，每孔連接2根導(dǎo)爆索和2個(gè)雷管，防止出現(xiàn)拒爆情況。首先在撤架通道內(nèi)將藥卷密實(shí)裝入被筒內(nèi)并連接導(dǎo)爆索，使用炮棍將被筒炸藥送入鉆孔深部，在剩余鉆孔長(zhǎng)度內(nèi)填入封孔泡泥，封孔炮泥長(zhǎng)度共需141.33m。在爆破作業(yè)完成，且撤架通道內(nèi)炮煙消散后進(jìn)入查看直接頂是否產(chǎn)生裂隙等圍巖破壞現(xiàn)象。

5.2 效果分析

為進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)爆破切頂效果評(píng)價(jià)，對(duì)爆破孔及自由孔分別進(jìn)行鉆孔窺視可知：爆破孔在孔深4.8m處開始出現(xiàn)少量爆生裂隙，鉆孔成型較好，說(shuō)明直接頂大部分巖層仍保持一定完整性，隨后在孔深6.3～13.35m范圍裂隙大量增加，且孔壁部分段伴有塊狀破碎；自由孔在孔深7m處出現(xiàn)少量裂隙，孔壁完整，隨著深度的增加，爆破裂隙逐漸增多，說(shuō)明孔距合理且爆破效果較好，孔間裂隙已貫通。

為進(jìn)一步分析切頂卸壓效果，在3213工作面對(duì)應(yīng)的回風(fēng)大巷內(nèi)布置如圖9所示的10個(gè)位移監(jiān)測(cè)點(diǎn)，于爆破切頂后開始進(jìn)行回風(fēng)大巷表面位移監(jiān)測(cè)，隨后針對(duì)頂?shù)装寮皟蓭鸵平繑?shù)據(jù)進(jìn)行分析，由于工作面距離回風(fēng)大巷超過(guò)100m時(shí)，圍巖基本無(wú)變形，故以5#、8#測(cè)點(diǎn)為例，以距離回風(fēng)大巷100m時(shí)做為原點(diǎn)，繪制圍巖變形曲線如圖10所示。

圖9 位移測(cè)點(diǎn)布置

圖10 圍巖變形曲線

根據(jù)3211工作面回采作業(yè)規(guī)程，其工作面對(duì)應(yīng)的回風(fēng)大巷在未受該工作面采動(dòng)影響時(shí)的斷面尺寸為寬×高=4.4m×3.5m；受采動(dòng)影響后的斷面平均尺寸為寬×高=4.13m×3.12m，由此可知，平均頂?shù)装遄畲笠平考s為380mm，平均兩幫最大移近量約為270mm。

分析圖10得出，在爆破切頂條件下，3213工作面回采后，回風(fēng)大巷內(nèi)5#測(cè)點(diǎn)處的頂?shù)装逡平孔畲鬄?24mm，兩幫移近量最大為86mm，較之3211工作面對(duì)應(yīng)范圍的回風(fēng)大巷分別降低約41%和68.1%；8#測(cè)點(diǎn)處的頂?shù)装逡平孔畲鬄?69mm，兩幫移近量最大為68mm，較之3211工作面對(duì)應(yīng)范圍的回風(fēng)大巷分別降低約55.5%和74.8%，由此得出：切頂卸壓護(hù)巷技術(shù)可以減少圍巖變形量，改善采區(qū)大巷應(yīng)力環(huán)境，有利于巷道圍巖穩(wěn)定。

6 結(jié) 論

1)建立超前支承壓力分布力學(xué)模型，通過(guò)理論計(jì)算得出當(dāng)3213工作面推進(jìn)至終采線時(shí)，超前支承壓力峰值為28.44MPa，位于煤壁前方18.81m處，影響范圍為63.86m，采區(qū)大巷處應(yīng)力大小為16.46MPa，高于原巖應(yīng)力。

2)通過(guò)定量分析結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)條件選取切頂卸壓關(guān)鍵參數(shù)為：鉆孔朝向采區(qū)大巷方向仰角65°，切頂高度12.1m，鉆孔間距為3m(爆破孔間距6m)，隔空裝藥，鉆孔直徑60mm，鉆孔長(zhǎng)度13.35m，鉆孔裝藥段為6.62m，封孔段6.73m，頂板處理高度為老頂巖層處。

3)運(yùn)用數(shù)值模擬方法進(jìn)行方案驗(yàn)證，根據(jù)應(yīng)力云圖可知爆破切頂前超前支承壓力影響范圍68.2m，采區(qū)大巷處所受應(yīng)力15.2MPa，爆破切頂后超前支承壓力影響范圍減少為57.8m，采區(qū)大巷處所受應(yīng)力14.3MPa，處于原巖應(yīng)力區(qū)內(nèi)，方案可行。

4)通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性實(shí)驗(yàn)，由爆破后鉆孔窺視結(jié)果分析可知，在自由孔內(nèi)7m后出現(xiàn)裂隙，并逐漸增加，直至孔底，說(shuō)明爆生裂隙可貫通形成弱面；針對(duì)礦壓監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)分析可知，與相鄰3211工作面對(duì)應(yīng)范圍的回風(fēng)大巷進(jìn)行對(duì)比，爆破切頂后頂?shù)装逡平科骄鶞p少48.3%，兩幫移近量平均減少71.5%，圍巖變形量大幅降低，方案可行。