傾斜特厚煤層工作面初次放頂方案設計

聶天文，韓金博

(1.陜西小保當礦業有限公司，陜西 神木 719302；2.中煤西安設計工程有限責任公司，陜西 西安 710054)

0 引言

近年來，隨著對西部煤田的大力開發與大型礦井的現代化建設，傾斜特厚煤層的綜放開采愈來愈成為焦點，高強度開采的同時也伴隨著系列尖銳問題(如回采率低、瓦斯超限、粉塵超標等)的顯現以及安全生產隱患。

為解決新疆地區傾斜特厚煤層的開采技術難題，國內許多專家、學者開展了相關研究。王家臣[1]提出放頂煤技術研究應與頂煤破壞、落放機制，覆巖運移規律研究等相結合，可對實際生產具有重要指導意義。劉文郁[2]針對急傾斜厚煤層實況，應用水平分段綜放工藝，同時提出了合理的綜放支架選型。王寧波等[3]基于鉆孔圍巖應力監測等手段，發現了鉆孔內巖層破壞程度以及離層、縱向裂隙的分布特點，揭示了其巷道圍巖破壞的分區性顯現規律。郭超[4]分析了影響厚煤層放頂煤開采過程中頂煤冒放性的主導影響因素，并建立其評價模型，進行實際工程應用的效果評價。孫利輝等[5]通過建立不同綜放條件下的物理模型，發現煤炭回收率與煤層傾角大小呈反比例關系。程衛民等[6]為研究急傾斜特厚煤層采用水平分段放頂煤開采時圍巖運移規律，采用相似材料正交試驗的方法發現不同埋深階段的開采下，巖層鉸接結構不同，垮落效果差異大。劉俊峰等[7]通過對急傾斜特厚煤層開采技術的研究，確定了放頂煤支架選型的計算依據，并從實例中予以證明其可靠性，同時探究放頂煤回采過程中支架之間抗沖擊性的力學機制。曾慶良等[8]應用Abaqus軟件模擬了放頂煤開采過程中顆粒流沖擊放頂煤支架不同部位的應力變化規律，發現了其頂梁與掩護梁的連接部位應力集中明顯，研究結果對于進一步的放煤沖擊動力研究提供基礎。李慶元等[9]針對傳統放頂煤技術回收率低、含矸量多的問題，提出智能化放頂煤控制策略，該策略能有效減少放頂煤過程中出現的混矸、夾矸現象。趙景禮等[10]采用理論計算與數值分析的手段，探究不同層位巷道布置條件下頂煤回收率變化，發現該條件下工作面支承壓力對夾矸破壞程度大，表明頂煤冒放性好。李建民等[11]針對國內復雜煤層綜放開采的現狀，介紹了大傾角、近水平特厚煤層不同放頂煤回采的特征。張錦旺等[12]針對放頂煤開采技術模擬試驗臺的缺點，研發了仰斜綜放散體煤的試驗臺，揭示了放頂煤與煤-巖分界的特征。

綜上所述，以上學者的研究成果多以特定工程背景下放頂煤技術的創新、改進以及試驗方法的研究與修正為目的，而針對堅硬頂板條件下的放頂煤方案設計并不多。文中特針對新疆寬溝煤礦B2煤層I010203工作面頂板堅硬、放煤率低的問題，采用工作面切眼后幫拉槽爆破手段，有效弱化了頂板，改變了堅硬頂板的受力結構，最后通過對爆破參數的不斷優化以及對施工工藝的確定，實現了頂煤高效率的回采，該結果可為實現類似礦井的安全、高效回采提供重要的現實依據。

1 工程背景

1.1 工作面概況

I010203工作面位于一采區西翼，即軌道上山西側B2煤層中，其平均標高為+1 327 m，采區走向長度為1.6 km，傾向長度為0.2 km，采區主采煤層為B42-B0共6層，文中僅對B2煤層的I010203工作面開展方案設計。I010203工作面傾斜長度192 m，可采走向長度1 469 m，工作面平均厚度9.5 m，屬特厚煤層，根據《寬溝煤礦B2煤層綜放開采可行性研究報告》中P102得出“B2煤層適合采用綜放開采”的結論。故設計采高3.2 m，放煤厚度6.3 m，煤層傾角平均為14°，煤層視密度為1.32 t/m3。地層柱狀分布如圖1所示。

圖1 (煤)巖層柱狀分布Fig.1 (coal)strata histogram

1.2 工作面冒放性分析

工作面頂煤冒放性與煤層賦存深度、平均厚度、夾矸量和上覆頂板巖性、塊度以及集中應力分布等密切相關。根據掌握的相關資料，針對B2煤層的冒放性進行定性分析。

煤層強度：I010203綜采放頂煤工作面頂煤強度和垮落角來看，垮落角較小，單從垮落角或煤層抗壓強度分析可知I010203綜采放頂煤工作面頂煤防冒性一般。

煤層賦存深度：I010203綜采放頂煤工作面頂煤平均單軸抗壓強度平均值為Rc=23.4 MPa，放頂煤開采要求埋深為404 m，而I010203綜采放頂煤工作面平均埋深450 m，因此，I010203采放頂煤工作面煤層埋深滿足放頂煤的要求。

煤體的完整性：I010203綜采放頂煤工作面頂煤裂隙較為發育，層理明顯，對于頂煤冒落較有利。

煤層結構：I010203綜采面頂煤結構簡單，不含夾矸，煤層穩定性好，頂煤冒放性好。

B2煤層直接頂的巖性與厚度：煤層直接頂巖性主要為泥巖類，局部為中粗砂巖和細砂巖。因此，基于泥巖類的巖性條件下，直接頂的冒放性較好。

開采工藝參數：I010203綜采放頂煤工作面煤層平均厚度9.5 m，在割煤高度3.2 m的情況下，I010203工作面采放比為1∶1.97，對于頂煤的冒放性比較有利。

綜上所述，I010203工作面的頂煤冒放性良好。

2 工作面巷道支護工藝

2.1 開切巷支護設計

I010203工作面開切巷9.2 m×3.5 m(寬×高)，斷面積為32.2 m2。采用錨網索+鋼帶+單體液壓支柱的支護方式，錨桿規格為φ22 mm×2 500 mm，頂錨桿間排距為800 mm×1 000 mm；幫錨桿和樹脂錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm；錨索規格φ18.9 mm×12 000 mm，間排距為2 300 mm×2 400 mm；錨網為4#冷拔絲網；鋼帶為φ12 mm的圓鋼加工；單體液壓支柱型號為DW-40，間距為1 200 mm，開切巷支護參數，如圖2所示。

圖2 I010203工作面開切巷支護參數Fig.2 Support parameters of open-off cut in No.I010203 working face

2.2 工作面運輸巷支護設計

I010203工作面運輸巷道長1 469 m，巷道布置在+1 343 m～1 346 m，方位角291°，該巷道主要用于運煤、運料及進風，巷道斷面為拱形，掘進寬度為4 200 mm，巷道斷面中心掘進高度2 800 mm。

巷道采用錨桿+錨網+錨索+鋼帶的聯合支護方式。錨固劑型號為CK2350型；錨桿規格為φ18 mm×2 500 mm，錨桿間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿使用2支錨固劑；錨索規格為φ18.9 mm×10 500 mm，錨索間排距為2 400 mm×3 000 mm，每根錨索使用3支錨固劑；錨網為4號冷拔絲網，錨網寬度為1 000 mm；鋼帶為φ12 mm的圓鋼加工，運輸巷支護如圖3所示。

圖3 I010203工作面運輸巷支護參數 Fig.3 Support parameter of auxiliary transportation roadway in No.I010203 working face

2.3 工作面回風巷支護設計

I010203工作面回風巷道長1 713 m，巷道布置在+1 365～+1 375 m，方位角291°，巷道承擔回風任務；巷道斷面為拱形，掘進寬度為4 700 mm，巷道斷面中心掘進高度3 400 mm。

巷道采用錨網索+鋼帶的支護方式：錨固劑型號為CK2350型；錨桿規格為φ18 mm×2 500 mm，錨桿間排距為800 mm×800 mm，每根錨桿使用2支錨固劑；錨索規格為φ18.9 mm×10 500 mm，錨索間排距為2 400 mm×2 400 mm，每根錨索使用3支錨固劑；錨網為4#冷拔絲網，錨網寬度為1 000 mm；鋼帶為φ12 mm的圓鋼加工，如圖4所示。

圖4 I010203工作面回風巷支護參數Fig.4 Support parameter of return roadway in No.I010203 working face

3 工作面初次放頂方案設計

3.1 生產工藝

為提高工作面頂煤的冒放性，I010203工作面生產工藝流程分為2部分，即采煤工藝流程和頂部落煤工藝流程，2部分平行作業互不影響，可保證綜放工作面安全、高效生產。工作面采用“二刀一放”的循環方式，每循環進度為1.6 m，其主要工藝流程為：生產檢修→割煤→移架→推前溜→拉后溜。頂部落煤工藝流程為：編制方案及安全技術措施→施工預爆破孔→裝藥→封孔→爆破。

3.2 初采期間頂板爆破力學結構

如圖5所示，如果放頂煤工作面頂板承受一定極限的應力才破斷，此時若不削弱頂板塊度與強度，頂板結構則可等效為“固支梁”，不易破裂。若在切眼處進行弱化處理后，頂板結構等效轉為“懸壁梁”，此時頂板容易破斷。

圖5 頂板弱化破斷示意Fig.5 Schematic diagram of roof weakening and breaking

3.3 頂板破壞高度

I010203開切巷處煤層厚度為Hc=11.5 m，假設巖層冒高為Hx，碎脹系數ξ=1.35，若巖層垮落高度與充填空間平衡，如下公式成立

Hx·ξ=HC+Hx

(1)

計算可得，Hx=11.5/(1.35-1)=32.8 m。

因此，確定I010203工作面頂板需弱化煤層上覆32 m的巖層高度，根據礦壓防治經驗及數據驗證確定頂板弱化高度為32 m。

3.4 爆破參數

爆破參數包括炮孔孔徑、間距、傾角、深度、鉆孔與爆破超前工作面距離等。

3.4.1 炮孔直徑

深孔爆破弱化頂板技術，一般炮孔直徑在70～100 mm。若直徑小，無法高效裝藥且效果不佳，若炮孔直徑過大，不易封孔且無理想效果。基于以往爆破經驗，故炮孔直徑選取φ94 mm。

3.4.2 炮孔間距

起爆成功后，以起爆中心向外可明顯劃分3個區域，分別是碎裂區、壓塑區、孔隙區。鑒于爆破在不耦合裝藥條件下，按沖擊波大小確定壓塑區的范圍。起爆時的垂直孔壁沖擊壓力Pγ為

(2)

式中，D為炸藥爆速，爆速≥2.8×103m/s，實際取D=4 400 m/s；ρe為炸藥密度，ρe=1.27×103kg/m3；dc為炸藥直徑，φ80 mm；db為炮孔直徑，φ94 mm；n為應力速增倍數，n=8～12，取12。故計算可得Pγ=26 713 MPa。

(3)

式中，巖石的泊松比0.2，抗拉強度7.48 MPa，3號乳化炸藥密度1.27 g/cm3，衰減指數a=1.5。說明在炮眼直徑為φ94 mm，藥卷直徑為φ80 mm的情況下壓塑區半徑為3 477 mm，直徑為6 954 mm。依據計算結果，組內炮眼間距可取7 000～7 500 mm。

基于已知炸藥性能參數等，計算壓塑區直徑約為7 000 mm。因此，為初次放頂技術可靠與安全，孔間距取7 000 mm。

3.5 工作面初次放頂施工方案確定

3.5.1 炮孔布置

工作面傾斜長度192 m，根據I010201工作面和I010202工作面開采經驗，I010203工作面初放步距暫定35 m(不含開切巷寬度)，在此區域內采用施工超前預裂的方式處理頂板。炮孔布置如圖6所示。

圖6 I010203綜采放頂煤工作面炮孔布置Fig.6 Blast borehole layout of No.I010203 fully mechanized caving face

3.5.2 炮孔施工參數

針對I010203工作面初次放頂孔一排共布置11個初放孔，炮孔施工參數見表1。

表1 I010203工作面初次切頂炮孔參數Table 1 Blast borehole parameters of working face first roof cutting

3.5.3 施工工序

待工作面2條巷道形成后，分別在2條巷道內施工初次放頂孔(圖6)，工作面兩巷道施工頂板爆破孔及端頭切頂孔，初次放頂35 m區域每7 m施工一組端頭切頂孔及頂板爆破孔，炮眼采用ZDY-1900型全液壓坑道鉆機及配套鉆桿進行施工，鉆頭為φ94 mm合金鋼鉆頭。待工作面2條巷道內初次放頂35 m范圍內鉆孔全部施工完畢后，對施工的鉆孔進行裝藥爆破。

3.5.4 爆破工序

炮孔施工完畢→裝藥→封孔→爆破。采用反向裝藥，每孔使用兩節引藥(三級乳化炸藥)，四發雷管，采用人工操作；封孔材料為黃土、水泥藥卷；同排首先起爆輔運巷切頂孔、頂板爆破孔，然后回風巷切頂孔及頂板爆破孔，初次放頂爆破時，2條巷道內不得有人員作業，工作面所有人員撤離至+1 255 m水平井底車場。

4 結論

(1)基于I010203工作面的實際情況，從煤層強度、賦存深度、煤層完整性、煤層結構、B2煤層直接頂的巖性與厚度、開采工藝參數6個方面對頂煤冒放性進行了分析，綜合得出其冒放性較好。

(2)揭示了I010203切巷處拉槽弱化頂板后巖層關鍵層結構由“固支梁”轉為“懸臂梁”的力學機制。同時，通過理論計算公式，確定了頂板可處理的有效高度。

(3)通過確定頂板爆破參數與初次切頂炮孔參數，在I010203工作面初放步距的35 m區域內采用施工超前預裂的方式處理頂板，并給出了施工工序和爆破工序。該實施方案在寬溝煤礦I010203工作面已開展試驗，其放煤效果良好。