坚硬顶板综放面深孔预裂弱化顶板处理技术

牟秀超 张百胜 杨永康 王夏南 金力波

(1.太原理工大学矿业工程学院，山西省太原市，030024；2.太原理工大学采矿工艺研究所，山西省太原市，030024)



坚硬顶板综放面深孔预裂弱化顶板处理技术

牟秀超1张百胜1杨永康2王夏南1金力波1

(1.太原理工大学矿业工程学院，山西省太原市，030024；2.太原理工大学采矿工艺研究所，山西省太原市，030024)

为了解决致密坚硬顶板初次断裂步距大而容易引起冲击矿压、瓦斯积聚以及放顶煤初采期间顶煤放出率低等难题，针对余吾煤业3#煤层赋存环境和开采条件，通过选用基本顶固支岩梁力学模型，对该矿N1202综放工作面基本顶初次垮落步距进行了理论分析和计算，提出对N1202工作面进行初采前顶板深孔预裂爆破切顶，缩短综放工作面基本顶初次来压的垮落步距。工业试验结果表明，经过弱化处理后基本顶初次来压步距缩短至24.3 m，有效减小了采空区顶板悬露面积，杜绝了坚硬顶板大面积来压隐患，保证了综放工作面绿色安全开采。

综放面 致密坚硬顶板 深孔预裂爆破 工业试验

余吾煤业N1202综放工作面基本顶岩层厚而坚硬，节理裂隙不发育。随着工作面的推进，采空区悬顶面积逐渐增大，尤其在回采初期悬顶面积更大。在这一顶板条件下进行综放开采，初采时采空区顶板不能顺利垮落，容易出现支架不接顶、移架困难、工作面严重漏风等问题。一旦大面积悬顶瞬间垮落，岩层断裂时产生的强烈动载荷严重时会摧毁液压支架，同时可能导致破坏性极强的飓风或冲击矿压出现，容易使采空区积聚的瓦斯瞬间涌出，引起工作面瓦斯超限。如果在初采前对坚硬顶板展开弱化处理，上述威胁将会消失，可以保证安全回采，更能提前回收顶煤，大幅度提高经济效益。为了解决坚硬顶板难题，采矿专家和矿山技术人员对深孔预裂弱化坚硬顶板进行数值模拟分析和对爆破处理坚硬顶板的参数进行了研究，为了进一步在工程实践中完善顶板弱化技术，针对余吾煤业N1202工作面条件进行坚硬顶板弱化处理。

1 工程概况

余吾煤业N1202综放工作面回采3#煤层。3#煤层平均厚度为6.34 m，厚度较稳定。工作面倾斜长度为295 m，推进长度为890 m，采用全部垮落法管理顶板，选用走向长壁、后退式大采高低位放顶煤采煤法。工作面采高为3 m，放煤高度为3.34 m。煤层顶板主要为致密坚硬且强度较高的中粒砂岩，底板为细粒砂岩及泥岩。3#煤层和顶底板岩石物理力学参数见表1。

表1 3#煤层及顶底板主要岩石物理力学参数

岩性厚度/m容重/kN·m-3泊松比抗压强度/MPa抗拉强度/MPa细粒砂岩3.7026.70.24959.5中粒砂岩8.1026.10.21727.5砂质泥岩1.6525.70.19552.53#煤层6.3414.30.3514.50.54泥岩0.3724.90.18302.2细粒砂岩1.8526.70.24959.5

2 初次垮落步距计算及处理方法选择

2.1 坚硬顶板初次垮落步距计算

余吾煤业N1202综放工作面东西侧均为未回采工作面，南侧为实体煤，北接北二胶带上山、北二进风上山、北二2号回风上山，因此考虑可采用四周固支岩梁力学模型计算初次垮落步距Lc，即：

(1)

式中：h——基本顶岩层厚度，取8.1 m；

γ——顶板岩石容重，取26.1kN/m3；

q——基本顶上覆岩层载荷，MPa；

μ——基本顶岩体泊松比，取0.21；

λ0——工作面长度影响系数。

(1)基本顶上覆岩层载荷。在计算基本顶初次垮落步距之前，根据梁式模型计算基本顶上覆均布载荷q，分别将各岩层参数代入下式逐层计算并对均布载荷结果比较，计算结果如表2所示。

(2)

式中：(qn)1——计算到上覆第n层岩层时基本顶所承受的载荷，kPa；

E1——基本顶弹性模量，MPa；

h1——基本顶厚度，m；

Ei——上覆第i层岩层的弹性模量，MPa；

hi——上覆第i层岩层的厚度，m；

γi——上覆第i层岩层的容重，kN/m3。

表2 N1202工作面基本顶上覆岩层作用载荷计算表

编号计算层数上覆载荷/kPa编号计算层数上覆载荷/kPa1基本顶自重194.405上覆第4层386.562上覆第1层253.126上覆第5层408.403上覆第2层311.057上覆第6层447.144上覆第3层342.878上覆第7层228.03

在确定第7层为亚关键层之前，还需要保证其满足强度判定条件，需要比较基本顶和第7层岩层的断裂步距，根据梁式模型理论，均按固支形式计算两岩层的垮落步距，得到基本顶断裂步距小于第7岩层的断裂步距，故满足强度判定条件。因此，基本顶上覆岩层载荷q为447.14 kPa。

(2)工作面长度影响系数计算式如下：

(3)

式中：a——工作面长度，取295 m。

经计算，λ0为0.159。

(3)四周固支岩梁力学模型边界的影响系数η计算式如下：

(4)

分别将泊松比和工作面长度影响系数代入式(4)，经计算，η为0.9968。

(4)初次垮落步距。将上述计算参数代入式(1)，得到基本顶初次垮落步距为46.75 m。

计算结果表明，N1202工作面顶板未经过弱化处理时初次垮落步距较大，顶板悬露面积最大可能达到13791.25 m2。如任由顶板自然垮落，发生垮落的面积较大，将会对工作面支架造成巨大的冲击载荷，出现瓦斯超限隐患。基于保障初次来压期间围岩稳定和回采安全的需要，应对N1202综放工作面进行初采前坚硬顶板弱化处理，预先破坏切眼上覆顶板完整性，使得顶板原始裂隙进一步发育，促使及时垮落。

2.2 坚硬顶板弱化处理方法选择

目前国内坚硬顶板主要弱化处理方式是水压致裂和爆破弱化法。水压致裂是利用高压水对顶板实施压裂，增加和扩展顶板原始裂隙，降低岩层强度。但从已有的工程经验来看水压致裂现场施工效果较慢，技术复杂，仍处于探索阶段。

爆破弱化是采取爆破方式破坏顶板完整性，使顶板能够及时垮落。实现人为控制顶板垮落面积，减弱顶板自然冒落时产生的强冲击力，缓和顶板冒落时强矿压显现。爆破弱化效果直接，技术上矿方易掌握，有利于推广应用。

N1202综放面顶板主要为砂岩，吸水性差，采用注水弱化周期长，浸泡后强度降低不明显。综上所述，在综放面初采前选择深孔预裂爆破进行切顶。

3 坚硬顶板弱化方案

3.1 顶板处理高度确定

顶板垮落后存在碎胀现象，若使其垮落后能够充满采空区，保证采空区不存在悬顶情形，爆破弱化处理顶板高度H为：

(5)

式中:M——采高，取3.5 m；

Kp——岩石碎胀系数，取1.25～1.3。

根据式(5)计算得H=11.7～14 m。

因此，为了保证采空区充填效果，弱化处理顶板高度为11.7～14 m，实际操作中为提高弱化效果和考虑到工程设计的富余系数，在靠近端头处，设计弱化垂直高度为15 m，切眼中部一般所受动荷载作用较大且易垮落，设计弱化垂直高度为12 m。

3.2 炮孔间距确定

柱状炸药爆炸产生爆破冲击波在岩体内主要形成粉碎区、破裂区和震动区。弱化坚硬顶板主要是利用爆破形成破裂区在岩体中形成弱面和裂隙，因此破裂区直径是设计炮孔间距的标准。根据Mises 强度失效准则，柱状不耦合装药条件下，孔壁岩层爆破形成粉碎区和破裂区的半径公式为：

(6)

(7)

(8)

式中：Rc——粉碎区半径，mm；

Rp——破裂区半径，mm；

ρ0——炸药密度，取1200 kg/m3；

Dv——炸药爆速，取2800 m/s；

x——炸药爆炸碰壁时的压力增大系数，取10；

K——装药不耦合系数；

rb、rc——炮孔和柱状炸药半径，取75、60 mm；

η——爆轰产物膨胀绝热指数，取3；

le——轴向装药系数，取

(9)

(10)

μd=0.8μ

(11)

(12)

(13)

cd=cε

(14)

td=t

(15)

式中：b——侧向应力系数；

μd——岩石动态泊松比；

μ——岩石静态泊松比；

α——冲击波传播衰减指数；

β——应力波传播衰减指数；

ε——加载应变率，取10s-1；

经计算两区破坏范围如表3所示。

因此炮孔间距范围设计为3.6～6.5m，工作切眼端部和三角区适当加密。根据实际工程背景，组间距分别设计为4m、8m和10m。

表3 顶板上覆主要岩层两区破坏半径计算结果

3.3 炮孔布置

在长度为295m的工作面沿切眼方向共布置48个炮孔，呈“一”字型分布，炮孔均在靠近采空区一侧距开切眼外帮0.5～1.2m处钻设，从进风巷开始依次对各炮孔编号，各炮孔具体布置参数及装药量如表4所示，布置图如图1所示。

表4N1202工作面炮孔设计参数与装药量表

炮孔编号炮孔长度/m仰角/(°)孔径/mm装药长度/m封泥长度/m装药卷数/个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 爆破工艺

采用连续不耦合方式装药，并采用双雷管、双导爆引爆。在工作面推进1～2刀后停止4h，待工作面围岩、煤帮稳定后开始装药，用30mm×1000mm的炮棍，将有药卷和导爆索装入炮孔内，严禁冲击挤压，缓慢推至孔底，炮孔内各药卷必须相互密接，装紧压实，在装药过程中严禁破坏导爆索。

装药后，进行封孔。分两步进行，第一步是封至距孔口1m处用胶带将双雷管和双根导爆索以并联形式紧紧缠绕后送入孔内，确保外露雷管脚线处于短路状态，接着塞入水炮泥用于消焰；第二步将孔口剩余段用炮泥封实，预防“冲孔”现象出现。严禁将雷管与导爆索露出黄土外。

放炮选用MBF-200型电容式起爆器，分组装药、分次爆破。一次爆破遵循“局部并联，总体串联”的方式进行，每次起爆炮孔数量上限为3个，当班装药炮孔必须当班完成爆破。

5 预裂效果分析

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班开始回采。与相同条件下未实施顶板弱化的邻近N1205工作面进行对比，说明此次爆破弱化的效果。

图1 N1202顶板炮孔布置设计图

5.1 初采时矿压数据对比

(1)顶煤垮落情况。N1205工作面机头推进9.6m、机尾推进12m，顶煤全部垮落。初采前对N1202工作面切眼实施深孔预裂爆破弱化，初采割煤后顶煤就开始垮落，当机头推进6.4m、机尾推进7.8m时，工作面顶煤全部垮落，垮落块度也较N1205工作面明显变小。

(2)直接顶垮落距离。N1205工作面机头推进16.4m、机尾推进19.8m，平均推进18.1m时直接顶初次垮落。N1202工作面机头推进11.2m、机尾推进15.8m，平均推进13.5m时直接顶初次垮落。

(3)基本顶初次来压情况。N1202工作面与N1205工作面基本顶初次来压特征对比见表5。

表5 基本顶初次来压特征对比

由表5可知，通过预裂弱化顶板达到了缩短来压步距的目的，同时也降低了来压强度。

5.2 初采期间瓦斯浓度对比

从工作面初采至回采第10天，对N1202工作面瓦排巷的瓦斯浓度进行监测记录，取瓦斯浓度的最大值和平均值，并与未进行顶板处理的N1205工作面的原始记录数据进行对比，结果如图2所示。

图2 初采期间每日工作面瓦排巷瓦斯浓度值对比

由图2可知，未经顶板弱化处理的N1205工作面瓦排巷中瓦斯浓度最大值比N1202的要大，且N1202瓦斯浓度的平均值也较前者低。分析原因可能是由于深孔预裂顶板使得顶板中瓦斯提前卸压，沿爆生裂隙提前释放出来，从而使得瓦排巷中的瓦斯含量较正常情况偏低一些，体现出顶板预裂的意义所在。

5.3 顶煤回收情况对比

N1202综放面预裂切顶后初次垮落步距平均为24.3m，相较于未经弱化处理的基本顶初次断裂步距46.75m成功缩短了22.45m，即深孔弱化后可提前22.45m回收顶煤，可增加产量30968t，大幅提高了经济效益。

6 结论

(1)针对余吾煤业坚硬顶板赋存环境，理论上分析并确定了弱化处理高度、炮孔间距、装药方法、封孔方式及炮眼布置等参数，并证实分组爆破效果较好。

(2)现场实践表明，采用深孔预裂爆破切顶方法处理N1202综放面开切眼顶板，不仅改变了工作面矿压显现特征，而且人为控制了坚硬顶板的垮落，基本顶初次垮落步距平均仅为24.3m，提前22.45m垮落，多回收顶煤30968t，利用深孔爆破对坚硬顶板实施弱化具有一定优势。

(3)炮孔呈微扇形布置，顶板弱化处理高度不在同一设计水平，在实际放顶过程中，由于工作面两端头顶板较难垮落，易形成三角难垮区域，因此在机头机尾处缩短炮孔布置间距，加密炮孔布置，超出理论计算处理高度2～3m。

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(责任编辑 郭东芝)

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

国家自然科学基金资助项目(51404167)，中国博士后科学基金资助项目(2016M590151)，山西省自然科学基金(2014011035-2)

牟秀超，张百胜，杨永康等. 坚硬顶板综放面深孔预裂弱化顶板处理技术[J]. 中国煤炭，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，硕士研究生，主要从事矿山压力与岩层控制研究工作。