切頂卸壓預(yù)裂技術(shù)在特厚煤層綜放工作面的應(yīng)用

孫珍平

（1.煤科集團沈陽研究院有限公司，遼寧 撫順113122；2.煤礦安全技術(shù)國家重點實驗室，遼寧 撫順113122）

放頂煤開采是我國煤炭開采中的主流采煤工藝，與傳統(tǒng)采煤工藝相比，大大提高了煤炭采出效率，但是放頂煤開采工藝也受到頂板巖性的制約，由于初采期間，頂煤冒放性較差，當(dāng)開采一段時間后，會在采空區(qū)側(cè)形成大面積的空頂，這為工作面的安全生產(chǎn)埋下了嚴(yán)重的安全隱患，在工作面的開采初期，在工作面兩端頭存在“頭三尾四”不放煤，這樣造成端頭三角煤無法有效回收，造成了資源的浪費，同時大大降低了煤炭的采出率[1-4]。國內(nèi)學(xué)者針對此類問題進行了大量研究，何滿朝等[5]針對傳統(tǒng)留巷工藝的缺點，研究了采空區(qū)頂板預(yù)裂卸壓，建立了“圍巖結(jié)構(gòu)-巷旁支護”力學(xué)模型，該技術(shù)形成了切頂短臂結(jié)構(gòu)，降低巷旁支護的承載強度；張書軍等[6]以九里山礦為研究對象，通過理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場實踐等方法對深孔預(yù)裂爆破技術(shù)進行了探究，優(yōu)化了爆破工藝、參數(shù)等，實施深孔爆破后，取得了良好的卸壓效果；王永安等[7]以古漢山礦為研究背景，針對“弧形三角頂板”的不利影響，提出“超前加強支護+定向預(yù)裂爆破切頂+留巷補強支護”新型的卸壓工藝，實踐表明，實施該工藝后，巷道頂板支護完整，取得理想效果。以上研究均取得了豐碩成果，但是對于特厚煤層綜放工作面初采期間采空區(qū)頂板懸頂過大、資源浪費嚴(yán)重沒有進行詳細(xì)研究；為了減少工作面采空區(qū)側(cè)頂板的空頂面積，采用斷裂損傷理論，理論分析了巖梁斷裂后頂板垮落步距和綜放工作面初次來壓強度的變化，結(jié)合山西同煤集團同忻煤礦8301 綜放工作面的地質(zhì)條件和開采條件，對開切眼和兩端頭部分采用切頂卸壓深孔預(yù)裂爆破技術(shù)，增加頂煤的冒放性，從而提高初采期間資源的采出率，保證頂板安全和工作面安全高效回采。

1 切頂卸壓預(yù)裂技術(shù)原理

切頂卸壓技術(shù)在煤礦生產(chǎn)中應(yīng)用非常廣泛，切頂卸壓有2 個核心目的：第一，切頂卸壓后的頂板巖塊碎脹性系數(shù)增大，有效提高采空區(qū)充填面積，對上覆巖層的支撐力增大，與實體煤段形成“簡支梁”承載結(jié)構(gòu)[8-13]；第二，切頂卸壓后，頂板的懸梁長度降低，使得“應(yīng)力三角區(qū)”得到一定程度控制[14-16]。在綜放工作面進行切頂卸壓后，頂板上方會產(chǎn)生1 條裂隙，該裂隙使得工作面在開采中頂板巖梁的力學(xué)結(jié)構(gòu)由“兩端固支梁”向“一端固支一端簡支”轉(zhuǎn)變，同時使得頂板巖梁的初次垮落步距大大降低，從而有效防止因巖梁斷裂引起的工作面颶風(fēng)效應(yīng)，保證了工作面的安全開采[17-18]。頂板巖梁破斷模型如圖1。

圖1 基本頂破斷模型圖Fig.1 Basic roof failure model

按照礦山壓力與巖層控制理論和庫倫準(zhǔn)則的原理，當(dāng)工作面正常回采時，采空區(qū)頂板實施自然斷裂垮落，此時初次垮落距離用L 表示為：

式中：h 為頂板巖梁高度，m；σ 為巖石最大拉應(yīng)力，MPa；η 為安全系數(shù)；q 為頂板巖梁承受載荷，MPa。

在綜放工作面進行切頂卸壓后，頂板在爆炸沖擊波和次生氣體的共同作用下發(fā)生損傷破壞，由斷裂損傷力學(xué)理論，頂板巖梁在損傷后強度[σ]s為：

式中：Ds為損傷變量Ds=1 表示破碎區(qū)，0＜Ds＜1表示損傷區(qū)，Ds＞1 表示彈性區(qū)；[σ] 為未損傷巖體強度。

由上式可知，頂板巖體的強度在切頂卸壓后急劇下降，有效降低了頂板巖梁的垮落步距，同時綜放工作面初次來壓強度也得到一定程度的降低，使得綜放工作面的支撐壓力區(qū)域發(fā)生前移，這樣增強了煤層的冒放性和初采初放期間的煤炭資源回收率。

2 切頂卸壓預(yù)裂技術(shù)

2.1 工作面概況

8301 工作面位于三采區(qū)回風(fēng)、帶式輸送機、輔運上山北側(cè)，東部為8303 工作面采空區(qū)，西部為實煤區(qū)。煤層平均厚度約為13 m，煤層傾角平均6°，可采長度2 220 m，傾斜長度122 m，共計72 臺液壓支架，一次延伸后為242 m，共計143 臺液壓支架。工作面采用單一走向長壁后退式綜合機械化低位放頂煤采煤方法進行回采。工作面采高為3.8 m，放煤高度為9.2 m，工作面“頭三尾四”7 個端頭支架不放煤，頂板采用全部垮落法管理采空區(qū)頂板。

直接頂?shù)膸r性以砂質(zhì)泥巖為主，有少量粉砂巖，巖層厚度約為2.4 m。基本頂?shù)膸r性為中細(xì)砂巖，夾有部分粗砂巖，巖層普氏硬度為6～7,巖厚約為4.8 m。直接底為黑色泥巖，中間夾有1 層14#煤層，巖層普氏硬度為2，平均厚度4.9 m。基本底為白色中粗粒砂巖，巖層普氏硬度為6，平均厚度8.3 m。

2.2 切頂卸壓預(yù)裂工藝

2.2.1 開切眼頂板預(yù)裂爆破工藝

支架安裝前，在開切眼內(nèi)每隔1.75 m，施工1排炮眼，炮眼均與頂板垂直，炮眼布置在支架切頂線向外200 mm 處。開切眼炮眼布置如圖2。

圖2 8301 開切眼深孔預(yù)裂爆破炮眼布置圖Fig.2 Layout of 8301 deep hole pre-splitting blasting hole

2.2.2 工作面煤巷頂板預(yù)裂爆破工藝

在工作面煤巷距離煤柱幫400 mm 處每隔800 mm，垂直頂板施工1 排炮眼，炮眼均與頂板垂直。工作面炮眼布置如圖3。

圖3 工作面炮眼布置圖Fig.3 Layout of blast hole in working face

2.2.3 炮眼深度

為保證切頂卸壓效果，炮眼深度以打穿基本頂中細(xì)粒砂巖為宜，工作面頂煤平均厚度9.2 m，直接頂平均厚度2.4 m，基本頂平均厚度4.9 m，炮眼深度為17 m。

2.2.4 裝藥結(jié)構(gòu)

1）裝藥結(jié)構(gòu)分為3 段，每段在φ40 mm×1 500 mm 的PVC 管一端填實200 mm 長黃土，從另一端裝入4 卷火藥，再裝入1 卷爆破引藥，在末端裝入300 mm 黃土搗實，3 段依次送入爆破孔。

2）將1 根φ40 mm×2 000 mm 的PVC 管先裝入0.25 m 黃土，再裝入6 包（合計1.5 m）水炮泥，再裝入0.25 m 黃土，搗實，將此管穿入炮孔，送至前1 根PVC 管尾部。

3）在孔口裝入5 m 黃土，逐級搗實，注意不得損壞炮線。8301 工作面兩巷切頂卸壓炮眼裝藥結(jié)構(gòu)如圖4。

圖4 8301 工作面兩巷切頂卸壓炮眼裝藥結(jié)構(gòu)示意圖Fig.4 Schematic diagram of charging structure of pressure relief blast hole at the top of 8301 two roadways

2.3 切頂卸壓預(yù)裂技術(shù)實踐效果

2.3.1 初采初放期間礦壓分析

8301 綜放工作面在初采期間，工作面的初次和周期來壓步距，來壓最大載荷及其動載系數(shù)的相關(guān)值，8301 工作面礦壓顯現(xiàn)后各參數(shù)變化見表1。

表1 8301 工作面礦壓顯現(xiàn)后各參數(shù)變化Table 1 Parameters change after 8301 working face mine pressure appearance

8301 綜放工作面與鄰近的8312 綜放工作面初采期間的初次放煤步距、初次和周期來壓步距、來壓最大載荷及其動載系數(shù)值見表2。

表2 8301 與8312 工作面初采期間礦壓顯現(xiàn)后各參數(shù)值Table 2 Parameters of 8301 and 8312 working faces after mine pressure appearance during initial mining

根據(jù)表1 和表2 可知，8301 綜放工作面對開切眼和兩端頭均進行切頂卸壓爆破預(yù)裂，預(yù)裂后8301綜放工作面的初次來壓步距與8312 綜放工作面相比，初次來壓步距提前了11.1 m，動載系數(shù)降低了0.34，8301 工作面支架從切眼推出后，頂煤開始垮落，頂煤在工作面推出切眼6 m 后開始大面積垮落，工作面開始進入正規(guī)循環(huán)作業(yè)，初次放煤步距降低了26 m。

2.3.2 采空區(qū)懸頂過大處理措施

8301 工作面兩巷采用切頂卸壓預(yù)裂技術(shù)后，煤巷采空區(qū)頂板緊隨工作面垮落，有效解決了放頂煤工作面兩巷懸頂問題。工作面切頂卸壓后對頂板進行了窺視，0～17.88 m 處孔內(nèi)窺視圖如圖5。

圖5 0～17.88 m 處孔內(nèi)窺視圖Fig.5 Borehole peep map at 0-17.88 m

1）在孔深0～9.7 m 范圍內(nèi)，鉆孔內(nèi)孔壁節(jié)理、裂隙相對不發(fā)育，沒有明顯的裂隙帶，孔壁完整。在孔深9.7～14.35 m 范圍內(nèi)，鉆孔內(nèi)孔壁節(jié)理、裂隙較為發(fā)育，有明顯的裂隙帶，孔壁相對完整。在孔深14.35～16.87 m 范圍內(nèi)，鉆孔內(nèi)孔壁節(jié)理、裂隙非常發(fā)育，孔壁相對不完整。在孔深16.87～17.88 m 范圍內(nèi)，鉆孔內(nèi)孔壁節(jié)理、裂隙較為發(fā)育，有明顯的裂隙帶，孔壁相對完整。

2）通過窺視分析結(jié)果可知，采用切頂卸壓深孔爆破后：在孔深14.35～16.87 m 范圍內(nèi)爆破效果最好，鉆孔內(nèi)孔壁節(jié)理、裂隙非常發(fā)育，孔壁相對不完整。在孔深9.7～14.35 m、16.87～17.88 m 范圍內(nèi)，爆破有一定的效果，孔內(nèi)出現(xiàn)了明顯的裂隙帶，但是孔壁相對完整。在孔深0～9.7 m 范圍內(nèi)爆破后孔壁沒有出現(xiàn)明顯的裂隙帶，孔壁完整。

通過該鉆孔窺視分析可知：采用切頂卸壓深孔爆破后，距孔底有接近8 m 范圍內(nèi)，孔壁有非常明顯的裂隙帶，當(dāng)這些裂隙受到采動動壓影響后，相鄰炮孔之間的裂隙相繼導(dǎo)通，采空區(qū)三角區(qū)懸滯的頂煤會沿著導(dǎo)通的裂隙斷裂垮落。

2.3.3 兩端頭煤炭資源回收

未采取切頂卸壓時，機頭段垮落不充分，機頭第4 架頂煤基本無法回收；機尾段垮落不及時，機尾倒數(shù)第5 架和倒數(shù)第6 架2 個本該正常放煤的支架不能充分回收頂煤。

采取切頂卸壓后，兩端頭的頂煤冒放性得到改善，機頭第4 架、機尾倒數(shù)第5 架和倒數(shù)第6 架上方頂煤資源回收量增加，機頭機尾可各多回收1 個支架的頂煤資源。

2.4 經(jīng)濟效益和社會效益

1）8301 綜放工作面采用切頂卸壓技術(shù)后，初采初放期間和兩端頭頂煤資源回收量達到12.5 萬t，產(chǎn)生經(jīng)濟效益達3 750 萬元；同時解決了放頂煤工作面初采初放初次來壓步距大和初次放煤步距大的問題，提高了工作面初采初放期間頂煤回收率，確保了初采初放期間的頂板安全。

2）工作面兩煤巷采空區(qū)頂板緊隨工作面垮落，有效解決了放頂煤工作面兩巷懸頂問題，頂板安全隱患減少，對該礦其他放頂煤工作面提供了理論依據(jù)和參考價值；對其他煤礦放頂煤工作面初采初放通過深孔爆破切頂卸壓提高頂煤回收率、加強頂板安全提供了參考意義。

3 結(jié) 論

1）采用斷裂損傷理論，分析切頂卸壓后頂板巖梁的斷裂垮落步距和綜放工作面初次來壓強度的變化，得出綜放工作面支撐壓力區(qū)域發(fā)生的前移增強了煤層的冒放性和初采初放期間煤炭資源回收率。

2）對比分析了8301 綜放工作面和8312 綜放工作面的初次來壓步距和初次放煤步距的變化，8301綜放工作面采取切頂卸壓預(yù)裂技術(shù)，使得綜放工作面初次來壓步距相比未進行預(yù)裂的8312 綜放工作面，來壓步距縮短了11.1 m，8301 綜放工作面的初次放煤步距提前了16 m，因此綜放面在初采期間大大提高了煤炭資源的回收率，從而獲得直接經(jīng)濟效益3 750 萬元，具有廣闊的應(yīng)用前景。3）采用鉆孔窺視技術(shù)，切頂卸壓預(yù)裂后，距孔底8 m 范圍內(nèi)，孔壁有非常明顯的裂隙帶，因此得出采空區(qū)三角區(qū)懸滯的頂煤沿著預(yù)裂爆破導(dǎo)通的裂隙斷裂垮落，有效解決了放頂煤工作面兩巷采空區(qū)懸頂問題。