牟秀超 張百勝 楊永康 王夏南 金力波

(1.太原理工大學礦業(yè)工程學院，山西省太原市，030024；2.太原理工大學采礦工藝研究所，山西省太原市，030024)

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堅硬頂板綜放面深孔預(yù)裂弱化頂板處理技術(shù)

牟秀超1張百勝1楊永康2王夏南1金力波1

(1.太原理工大學礦業(yè)工程學院，山西省太原市，030024；2.太原理工大學采礦工藝研究所，山西省太原市，030024)

為了解決致密堅硬頂板初次斷裂步距大而容易引起沖擊礦壓、瓦斯積聚以及放頂煤初采期間頂煤放出率低等難題，針對余吾煤業(yè)3#煤層賦存環(huán)境和開采條件，通過選用基本頂固支巖梁力學模型，對該礦N1202綜放工作面基本頂初次垮落步距進行了理論分析和計算，提出對N1202工作面進行初采前頂板深孔預(yù)裂爆破切頂，縮短綜放工作面基本頂初次來壓的垮落步距。工業(yè)試驗結(jié)果表明，經(jīng)過弱化處理后基本頂初次來壓步距縮短至24.3 m，有效減小了采空區(qū)頂板懸露面積，杜絕了堅硬頂板大面積來壓隱患，保證了綜放工作面綠色安全開采。

綜放面 致密堅硬頂板 深孔預(yù)裂爆破 工業(yè)試驗

余吾煤業(yè)N1202綜放工作面基本頂巖層厚而堅硬，節(jié)理裂隙不發(fā)育。隨著工作面的推進，采空區(qū)懸頂面積逐漸增大，尤其在回采初期懸頂面積更大。在這一頂板條件下進行綜放開采，初采時采空區(qū)頂板不能順利垮落，容易出現(xiàn)支架不接頂、移架困難、工作面嚴重漏風等問題。一旦大面積懸頂瞬間垮落，巖層斷裂時產(chǎn)生的強烈動載荷嚴重時會摧毀液壓支架，同時可能導(dǎo)致破壞性極強的颶風或沖擊礦壓出現(xiàn)，容易使采空區(qū)積聚的瓦斯瞬間涌出，引起工作面瓦斯超限。如果在初采前對堅硬頂板展開弱化處理，上述威脅將會消失，可以保證安全回采，更能提前回收頂煤，大幅度提高經(jīng)濟效益。為了解決堅硬頂板難題，采礦專家和礦山技術(shù)人員對深孔預(yù)裂弱化堅硬頂板進行數(shù)值模擬分析和對爆破處理堅硬頂板的參數(shù)進行了研究，為了進一步在工程實踐中完善頂板弱化技術(shù)，針對余吾煤業(yè)N1202工作面條件進行堅硬頂板弱化處理。

1 工程概況

余吾煤業(yè)N1202綜放工作面回采3#煤層。3#煤層平均厚度為6.34 m，厚度較穩(wěn)定。工作面傾斜長度為295 m，推進長度為890 m，采用全部垮落法管理頂板，選用走向長壁、后退式大采高低位放頂煤采煤法。工作面采高為3 m，放煤高度為3.34 m。煤層頂板主要為致密堅硬且強度較高的中粒砂巖，底板為細粒砂巖及泥巖。3#煤層和頂?shù)装鍘r石物理力學參數(shù)見表1。

表1 3#煤層及頂?shù)装逯饕獛r石物理力學參數(shù)

巖性厚度/m容重/kN·m-3泊松比抗壓強度/MPa抗拉強度/MPa細粒砂巖3.7026.70.24959.5中粒砂巖8.1026.10.21727.5砂質(zhì)泥巖1.6525.70.19552.53#煤層6.3414.30.3514.50.54泥巖0.3724.90.18302.2細粒砂巖1.8526.70.24959.5

2 初次垮落步距計算及處理方法選擇

2.1 堅硬頂板初次垮落步距計算

余吾煤業(yè)N1202綜放工作面東西側(cè)均為未回采工作面，南側(cè)為實體煤，北接北二膠帶上山、北二進風上山、北二2號回風上山，因此考慮可采用四周固支巖梁力學模型計算初次垮落步距Lc，即：

(1)

式中：h——基本頂巖層厚度，取8.1 m；

γ——頂板巖石容重，取26.1kN/m3；

q——基本頂上覆巖層載荷，MPa；

μ——基本頂巖體泊松比，取0.21；

λ0——工作面長度影響系數(shù)。

(1)基本頂上覆巖層載荷。在計算基本頂初次垮落步距之前，根據(jù)梁式模型計算基本頂上覆均布載荷q，分別將各巖層參數(shù)代入下式逐層計算并對均布載荷結(jié)果比較，計算結(jié)果如表2所示。

(2)

式中：(qn)1——計算到上覆第n層巖層時基本頂所承受的載荷，kPa；

E1——基本頂彈性模量，MPa；

h1——基本頂厚度，m；

Ei——上覆第i層巖層的彈性模量，MPa；

hi——上覆第i層巖層的厚度，m；

γi——上覆第i層巖層的容重，kN/m3。

表2 N1202工作面基本頂上覆巖層作用載荷計算表

編號計算層數(shù)上覆載荷/kPa編號計算層數(shù)上覆載荷/kPa1基本頂自重194.405上覆第4層386.562上覆第1層253.126上覆第5層408.403上覆第2層311.057上覆第6層447.144上覆第3層342.878上覆第7層228.03

在確定第7層為亞關(guān)鍵層之前，還需要保證其滿足強度判定條件，需要比較基本頂和第7層巖層的斷裂步距，根據(jù)梁式模型理論，均按固支形式計算兩巖層的垮落步距，得到基本頂斷裂步距小于第7巖層的斷裂步距，故滿足強度判定條件。因此，基本頂上覆巖層載荷q為447.14 kPa。

(2)工作面長度影響系數(shù)計算式如下：

(3)

式中：a——工作面長度，取295 m。

經(jīng)計算，λ0為0.159。

(3)四周固支巖梁力學模型邊界的影響系數(shù)η計算式如下：

(4)

分別將泊松比和工作面長度影響系數(shù)代入式(4)，經(jīng)計算，η為0.9968。

(4)初次垮落步距。將上述計算參數(shù)代入式(1)，得到基本頂初次垮落步距為46.75 m。

計算結(jié)果表明，N1202工作面頂板未經(jīng)過弱化處理時初次垮落步距較大，頂板懸露面積最大可能達到13791.25 m2。如任由頂板自然垮落，發(fā)生垮落的面積較大，將會對工作面支架造成巨大的沖擊載荷，出現(xiàn)瓦斯超限隱患?；诒Ｕ铣醮蝸韷浩陂g圍巖穩(wěn)定和回采安全的需要，應(yīng)對N1202綜放工作面進行初采前堅硬頂板弱化處理，預(yù)先破壞切眼上覆頂板完整性，使得頂板原始裂隙進一步發(fā)育，促使及時垮落。

2.2 堅硬頂板弱化處理方法選擇

目前國內(nèi)堅硬頂板主要弱化處理方式是水壓致裂和爆破弱化法。水壓致裂是利用高壓水對頂板實施壓裂，增加和擴展頂板原始裂隙，降低巖層強度。但從已有的工程經(jīng)驗來看水壓致裂現(xiàn)場施工效果較慢，技術(shù)復(fù)雜，仍處于探索階段。

爆破弱化是采取爆破方式破壞頂板完整性，使頂板能夠及時垮落。實現(xiàn)人為控制頂板垮落面積，減弱頂板自然冒落時產(chǎn)生的強沖擊力，緩和頂板冒落時強礦壓顯現(xiàn)。爆破弱化效果直接，技術(shù)上礦方易掌握，有利于推廣應(yīng)用。

N1202綜放面頂板主要為砂巖，吸水性差，采用注水弱化周期長，浸泡后強度降低不明顯。綜上所述，在綜放面初采前選擇深孔預(yù)裂爆破進行切頂。

3 堅硬頂板弱化方案

3.1 頂板處理高度確定

頂板垮落后存在碎脹現(xiàn)象，若使其垮落后能夠充滿采空區(qū)，保證采空區(qū)不存在懸頂情形，爆破弱化處理頂板高度H為：

(5)

式中:M——采高，取3.5 m；

Kp——巖石碎脹系數(shù)，取1.25～1.3。

根據(jù)式(5)計算得H=11.7～14 m。

因此，為了保證采空區(qū)充填效果，弱化處理頂板高度為11.7～14 m，實際操作中為提高弱化效果和考慮到工程設(shè)計的富余系數(shù)，在靠近端頭處，設(shè)計弱化垂直高度為15 m，切眼中部一般所受動荷載作用較大且易垮落，設(shè)計弱化垂直高度為12 m。

3.2 炮孔間距確定

柱狀炸藥爆炸產(chǎn)生爆破沖擊波在巖體內(nèi)主要形成粉碎區(qū)、破裂區(qū)和震動區(qū)。弱化堅硬頂板主要是利用爆破形成破裂區(qū)在巖體中形成弱面和裂隙，因此破裂區(qū)直徑是設(shè)計炮孔間距的標準。根據(jù)Mises 強度失效準則，柱狀不耦合裝藥條件下，孔壁巖層爆破形成粉碎區(qū)和破裂區(qū)的半徑公式為：

(6)

(7)

(8)

式中：Rc——粉碎區(qū)半徑，mm；

Rp——破裂區(qū)半徑，mm；

ρ0——炸藥密度，取1200 kg/m3；

Dv——炸藥爆速，取2800 m/s；

x——炸藥爆炸碰壁時的壓力增大系數(shù)，取10；

K——裝藥不耦合系數(shù)；

rb、rc——炮孔和柱狀炸藥半徑，取75、60 mm；

η——爆轟產(chǎn)物膨脹絕熱指數(shù)，取3；

le——軸向裝藥系數(shù)，取

(9)

(10)

μd=0.8μ

(11)

(12)

(13)

cd=cε

(14)

td=t

(15)

式中：b——側(cè)向應(yīng)力系數(shù)；

μd——巖石動態(tài)泊松比；

μ——巖石靜態(tài)泊松比；

α——沖擊波傳播衰減指數(shù)；

β——應(yīng)力波傳播衰減指數(shù)；

ε——加載應(yīng)變率，取10s-1；

經(jīng)計算兩區(qū)破壞范圍如表3所示。

因此炮孔間距范圍設(shè)計為3.6～6.5m，工作切眼端部和三角區(qū)適當加密。根據(jù)實際工程背景，組間距分別設(shè)計為4m、8m和10m。

表3 頂板上覆主要巖層兩區(qū)破壞半徑計算結(jié)果

3.3 炮孔布置

在長度為295m的工作面沿切眼方向共布置48個炮孔，呈“一”字型分布，炮孔均在靠近采空區(qū)一側(cè)距開切眼外幫0.5～1.2m處鉆設(shè)，從進風巷開始依次對各炮孔編號，各炮孔具體布置參數(shù)及裝藥量如表4所示，布置圖如圖1所示。

表4N1202工作面炮孔設(shè)計參數(shù)與裝藥量表

炮孔編號炮孔長度/m仰角/(°)孔徑/mm裝藥長度/m封泥長度/m裝藥卷數(shù)/個117.0627512.54.525216.8637512.54.325316.7647512.54.2254～616.6657512.54.1257～918.4557514.04.42810～4218.2417512.55.72543～4517.5597513.54.0274616.7647512.54.2254716.4677512.53.9254816.2687512.04.224

4 爆破工藝

采用連續(xù)不耦合方式裝藥，并采用雙雷管、雙導(dǎo)爆引爆。在工作面推進1～2刀后停止4h，待工作面圍巖、煤幫穩(wěn)定后開始裝藥，用30mm×1000mm的炮棍，將有藥卷和導(dǎo)爆索裝入炮孔內(nèi)，嚴禁沖擊擠壓，緩慢推至孔底，炮孔內(nèi)各藥卷必須相互密接，裝緊壓實，在裝藥過程中嚴禁破壞導(dǎo)爆索。

裝藥后，進行封孔。分兩步進行，第一步是封至距孔口1m處用膠帶將雙雷管和雙根導(dǎo)爆索以并聯(lián)形式緊緊纏繞后送入孔內(nèi)，確保外露雷管腳線處于短路狀態(tài)，接著塞入水炮泥用于消焰；第二步將孔口剩余段用炮泥封實，預(yù)防“沖孔”現(xiàn)象出現(xiàn)。嚴禁將雷管與導(dǎo)爆索露出黃土外。

放炮選用MBF-200型電容式起爆器，分組裝藥、分次爆破。一次爆破遵循“局部并聯(lián)，總體串聯(lián)”的方式進行，每次起爆炮孔數(shù)量上限為3個，當班裝藥炮孔必須當班完成爆破。

5 預(yù)裂效果分析

N1202工作面于2015年8月1-2日成功爆破，2015年8月3日下午4:00班開始回采。與相同條件下未實施頂板弱化的鄰近N1205工作面進行對比，說明此次爆破弱化的效果。

圖1 N1202頂板炮孔布置設(shè)計圖

5.1 初采時礦壓數(shù)據(jù)對比

(1)頂煤垮落情況。N1205工作面機頭推進9.6m、機尾推進12m，頂煤全部垮落。初采前對N1202工作面切眼實施深孔預(yù)裂爆破弱化，初采割煤后頂煤就開始垮落，當機頭推進6.4m、機尾推進7.8m時，工作面頂煤全部垮落，垮落塊度也較N1205工作面明顯變小。

(2)直接頂垮落距離。N1205工作面機頭推進16.4m、機尾推進19.8m，平均推進18.1m時直接頂初次垮落。N1202工作面機頭推進11.2m、機尾推進15.8m，平均推進13.5m時直接頂初次垮落。

(3)基本頂初次來壓情況。N1202工作面與N1205工作面基本頂初次來壓特征對比見表5。

表5 基本頂初次來壓特征對比

由表5可知，通過預(yù)裂弱化頂板達到了縮短來壓步距的目的，同時也降低了來壓強度。

5.2 初采期間瓦斯?jié)舛葘Ρ?/p>

從工作面初采至回采第10天，對N1202工作面瓦排巷的瓦斯?jié)舛冗M行監(jiān)測記錄，取瓦斯?jié)舛鹊淖畲笾岛推骄?，并與未進行頂板處理的N1205工作面的原始記錄數(shù)據(jù)進行對比，結(jié)果如圖2所示。

圖2 初采期間每日工作面瓦排巷瓦斯?jié)舛戎祵Ρ?/p>

由圖2可知，未經(jīng)頂板弱化處理的N1205工作面瓦排巷中瓦斯?jié)舛茸畲笾当萅1202的要大，且N1202瓦斯?jié)舛鹊钠骄狄草^前者低。分析原因可能是由于深孔預(yù)裂頂板使得頂板中瓦斯提前卸壓，沿爆生裂隙提前釋放出來，從而使得瓦排巷中的瓦斯含量較正常情況偏低一些，體現(xiàn)出頂板預(yù)裂的意義所在。

5.3 頂煤回收情況對比

N1202綜放面預(yù)裂切頂后初次垮落步距平均為24.3m，相較于未經(jīng)弱化處理的基本頂初次斷裂步距46.75m成功縮短了22.45m，即深孔弱化后可提前22.45m回收頂煤，可增加產(chǎn)量30968t，大幅提高了經(jīng)濟效益。

6 結(jié)論

(1)針對余吾煤業(yè)堅硬頂板賦存環(huán)境，理論上分析并確定了弱化處理高度、炮孔間距、裝藥方法、封孔方式及炮眼布置等參數(shù)，并證實分組爆破效果較好。

(2)現(xiàn)場實踐表明，采用深孔預(yù)裂爆破切頂方法處理N1202綜放面開切眼頂板，不僅改變了工作面礦壓顯現(xiàn)特征，而且人為控制了堅硬頂板的垮落，基本頂初次垮落步距平均僅為24.3m，提前22.45m垮落，多回收頂煤30968t，利用深孔爆破對堅硬頂板實施弱化具有一定優(yōu)勢。

(3)炮孔呈微扇形布置，頂板弱化處理高度不在同一設(shè)計水平，在實際放頂過程中，由于工作面兩端頭頂板較難垮落，易形成三角難垮區(qū)域，因此在機頭機尾處縮短炮孔布置間距，加密炮孔布置，超出理論計算處理高度2～3m。

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(責任編輯 郭東芝)

Technology of roof weakening by deep-hole presplitting in fully mechanized caving face with hard roof

Mu Xiuchao1, Zhang Baisheng1, Yang Yongkang2, Wang Xianan1, Jin Libo1

(1. College of Mining Technology, Taiyuan University of Technology, Taiyuan, Shanxi 030024, China;2. Mining Technology Research Institute, Taiyuan University of Technology, Taiyuan, Shanxi 030024, China)

In order to solve the problem of rock burst, gas accumulation and low caving rate during the initial top coal caving mining that were easily caused by the large initial fracture step of dense and hard roof, according to the actual occurrence environment and mining technology condition of No. 3 coal seam of Yuwu Coal Mine, theoretical analysis and calculation of the initial caving step of basic roof of the N1202 fully mechanized caving face were carried out with clamped rock-beam mechanical model, deep-hole presplitting blasting was put forward to the roof of N1202 working face before initial mining, in order to shorten the caving step distance during the initial weighting of basic roof. The results of industrial test showed that the initial weighting step distance of basic roof had reduced to 24.3 m after roof weakening treatment, and the technology effectively decreased the open area of the roof, eliminated the hidden danger of large-area weighting in the hard roof and ensured the green safety mining in fully mechanized caving face.

fully mechanized caving face, dense and hard roof, deep-hole presplitting blasting, industrial test

國家自然科學基金資助項目(51404167)，中國博士后科學基金資助項目(2016M590151)，山西省自然科學基金(2014011035-2)

牟秀超，張百勝，楊永康等. 堅硬頂板綜放面深孔預(yù)裂弱化頂板處理技術(shù)[J]. 中國煤炭，2017,43(6)：62-66,84. Mu Xiuchao, Zhang Baisheng, Yang Yongkang, et al. Technology of roof weakening by deep-hole presplitting in fully mechanized caving face with hard roof[J]. China Coal, 2017, 43(6):62-66,84.

TD235.37

A

牟秀超(1991- )，男，吉林扶余人，碩士研究生，主要從事礦山壓力與巖層控制研究工作。