切顶卸压预裂技术在特厚煤层综放工作面的应用_孙珍平.pdf

第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 切顶卸压预裂技术在特厚煤层综放工作面的 应用 孙珍平 1,2 （1.煤科集团沈阳研究院有限公司， 辽宁 抚顺 113122； 2.煤矿安全技术国家重点实验室， 辽宁 抚顺 113122） 摘要 为了提高特厚煤层综放工作面两端头顶煤资源及初采初放期间煤炭资源采出率、 降低 初采初放期间初次来压对工作面的冲击以及减小临近工作工作面采掘期间的矿压显现， 采用断 裂损伤理论，分析了切顶卸压后顶板岩梁的断裂垮落步距和综放工作面初次来压强度的变化， 得出综放工作面的支撑压力区域发生前移， 增强了煤层的冒放性和初采初放期间的煤炭资源回 收率。以山西同煤集团同忻煤矿综放工作面为研究背景， 对综放工作面在初采前及两巷端头应 用切顶卸压预裂技术， 对比分析了有无实施切顶卸压预裂综放工作面在推进过程中初次来压步 距和初次放煤步距的差异。研究结果表明， 实施切顶卸压预裂技术后， 综放工作面初次来压步距 较未预裂时缩短了 11.1 m， 初次放煤步距较未预裂时提前了 16 m； 并且利用钻孔窥视技术， 得 出了采空区三角区悬滞的顶煤沿着预裂爆破导通的裂隙发生断裂垮落， 有效解决两巷采空区悬 顶过大的问题。 关键词 切顶卸压； 深孔爆破预裂； 综放工作面； 钻孔窥视技术； 特厚煤层 中图分类号 TD323文献标志码 B文章编号 1003-496X （2020 ） 08-0169-05 Application of Cutting Roof Pressure Relief Pre-fracturing Technology in Fully Mechanized Caving Face in Extra Thick Coal Seam SUN Zhenping1,2 （1.China Coal Technology 2.State Key Laboratory of Coal Safety Technology, Fushun 113122, China） Abstract In order to improve the top coal resources at both ends of fully mechanized top coal caving face in extra-thick seam and the recovery rate of coal resources during the initial caving, reduce the impact of initial weighting on the working face during the initial caving, and reduce the rock pressure behavior during the mining period near the working face, the fracture damage theory is used to analyze the change of the breaking and caving step distance of roof rock girder and the initial pressure strength of fully mechanized top coal caving face after the roof cutting and unloading. It is concluded that the support pressure area of fully mechanized caving face moves forward, which enhances the caving ability of coal seam and the recovery rate of coal resources during the initial caving period. Taking a fully mechanized caving face of a coal mine in Shanxi Province as the research background, this paper compares and analyzes the difference between the first weighting step and the first caving step of fully mechanized caving face with or without roof-cutting pre-fracturing before initial mining and at the end of two roadways. The results show that the first weighting step of fully mechanized caving face is shorter 11.1 m than that of non-pre-fracturing after the implementation of roof-cutting pre-fracturing technology, and the first caving step is 16 m earlier than that before the pre- splitting; and by using borehole peeping technology, it is concluded that the top coal suspended in the triangle area of goaf breaks down along the fissures induced by pre-cracking blasting, effectively solving the problem of overhanging roof in the goaf of two DOI10.13347/ki.mkaq.2020.08.037 孙珍平.切顶卸压预裂技术在特厚煤层综放工作面的应用 ［J］ .煤矿安全， 2020， 51 （8） 169- 173， 177. SUN Zhenping. Application of Cutting Roof Pressure Relief Pre-fracturing Technology in Fully Mechanized Caving Face in Extra Thick Coal Seam ［J］ . Safety in Coal Mines, 2020, 51 （8） 169-173, 177.移动扫码阅读 169 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 roadways. Key words roof cutting pressure relief; deep hole blasting pre-crack; fully mechanized caving face; drilling peeping technology; extra-thick coal seam 放顶煤开采是我国煤炭开采中的主流采煤工 艺，与传统采煤工艺相比，大大提高了煤炭采出效 率，但是放顶煤开采工艺也受到顶板岩性的制约， 由于初采期间，顶煤冒放性较差，当开采一段时间 后，会在采空区侧形成大面积的空顶，这为工作面 的安全生产埋下了严重的安全隐患，在工作面的开 采初期， 在工作面两端头存在 “头三尾四” 不放煤， 这样造成端头三角煤无法有效回收，造成了资源的 浪费， 同时大大降低了煤炭的采出率[1-4]。国内学者 针对此类问题进行了大量研究， 何满朝等[5]针对传 统留巷工艺的缺点，研究了采空区顶板预裂卸压， 建立了 “围岩结构-巷旁支护” 力学模型， 该技术形 成了切顶短臂结构，降低巷旁支护的承载强度； 张 书军等[6]以九里山矿为研究对象， 通过理论分析、 数 值模拟、现场实践等方法对深孔预裂爆破技术进行 了探究，优化了爆破工艺、参数等，实施深孔爆破 后， 取得了良好的卸压效果； 王永安等[7]以古汉山矿 为研究背景， 针对 “弧形三角顶板” 的不利影响， 提 出 “超前加强支护定向预裂爆破切顶留巷补强支 护” 新型的卸压工艺， 实践表明， 实施该工艺后， 巷 道顶板支护完整，取得理想效果。以上研究均取得 了丰硕成果，但是对于特厚煤层综放工作面初采期 间采空区顶板悬顶过大、资源浪费严重没有进行详 细研究；为了减少工作面采空区侧顶板的空顶面 积，采用断裂损伤理论，理论分析了岩梁断裂后顶 板垮落步距和综放工作面初次来压强度的变化， 结 合山西同煤集团同忻煤矿 8301 综放工作面的地质 条件和开采条件，对开切眼和两端头部分采用切顶 卸压深孔预裂爆破技术，增加顶煤的冒放性，从而 提高初采期间资源的采出率，保证顶板安全和工作 面安全高效回采。 1切顶卸压预裂技术原理 切顶卸压技术在煤矿生产中应用非常广泛， 切 顶卸压有 2 个核心目的 第一， 切顶卸压后的顶板岩 块碎胀性系数增大，有效提高采空区充填面积， 对 上覆岩层的支撑力增大， 与实体煤段形成 “简支梁” 承载结构[8-13]； 第二， 切顶卸压后， 顶板的悬梁长度降 低， 使得 “应力三角区” 得到一定程度控制[14-16]。在综 放工作面进行切顶卸压后，顶板上方会产生 1 条裂 隙，该裂隙使得工作面在开采中顶板岩梁的力学结 构由 “两端固支梁” 向 “一端固支一端简支” 转变， 同 时使得顶板岩梁的初次垮落步距大大降低，从而有 效防止因岩梁断裂引起的工作面飓风效应，保证了 工作面的安全开采[17-18]。顶板岩梁破断模型如图 1。 按照矿山压力与岩层控制理论和库伦准则的原 理， 当工作面正常回采时， 采空区顶板实施自然断裂 垮落， 此时初次垮落距离用 L 表示为 L＝2h σ ηq - 1 5■ （1 ） 式中 h 为顶板岩梁高度， m； σ 为岩石最大拉应 力， MPa； η 为安全系数； q 为顶板岩梁承受载荷， MPa。 在综放工作面进行切顶卸压后，顶板在爆炸冲 击波和次生气体的共同作用下发生损伤破坏，由断 裂损伤力学理论， 顶板岩梁在损伤后强度[σ]s为 [σ]s （1-Ds） [σ]（2） 式中 Ds为损伤变量 Ds1 表示破碎区， 0＜Ds＜1 表示损伤区， Ds＞1 表示弹性区； [σ] 为未损伤岩体 强度。 由上式可知，顶板岩体的强度在切顶卸压后急 剧下降， 有效降低了顶板岩梁的垮落步距， 同时综放 工作面初次来压强度也得到一定程度的降低，使得 综放工作面的支撑压力区域发生前移，这样增强了 煤层的冒放性和初采初放期间的煤炭资源回收率。 2切顶卸压预裂技术 2.1工作面概况 8301 工作面位于三采区回风、带式输送机、 辅 图 1基本顶破断模型图 Fig. 1Basic roof failure model 170 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 图 28301 开切眼深孔预裂爆破炮眼布置图 Fig. 2Layout of 8301 deep hole pre-splitting blasting hole 图 3工作面炮眼布置图 Fig. 3Layout of blast hole in working face 运上山北侧， 东部为 8303 工作面采空区， 西部为实 煤区。 煤层平均厚度约为 13 m， 煤层倾角平均 6， 可 采长度 2 220 m， 倾斜长度 122 m， 共计 72 台液压支 架， 一次延伸后为 242 m， 共计 143 台液压支架。工 作面采用单一走向长壁后退式综合机械化低位放顶 煤采煤方法进行回采。工作面采高为 3.8 m， 放煤高 度为 9.2 m，工作面“头三尾四” 7 个端头支架不放 煤， 顶板采用全部垮落法管理采空区顶板。 直接顶的岩性以砂质泥岩为主， 有少量粉砂岩， 岩层厚度约为 2.4 m。基本顶的岩性为中细砂岩， 夹 有部分粗砂岩， 岩层普氏硬度为 6～7,岩厚约为 4.8 m。 直接底为黑色泥岩， 中间夹有 1 层 14煤层， 岩层 普氏硬度为 2， 平均厚度 4.9 m。基本底为白色中粗 粒砂岩， 岩层普氏硬度为 6， 平均厚度 8.3 m。 2.2切顶卸压预裂工艺 2.2.1开切眼顶板预裂爆破工艺 支架安装前，在开切眼内每隔 1.75 m，施工 1 排炮眼，炮眼均与顶板垂直，炮眼布置在支架切顶 线向外 200 mm 处。开切眼炮眼布置如图 2。 2.2.2工作面煤巷顶板预裂爆破工艺 在工作面煤巷距离煤柱帮 400 mm 处每隔 800 mm， 垂直顶板施工 1 排炮眼， 炮眼均与顶板垂直。 工 作面炮眼布置如图 3。 2.2.3炮眼深度 为保证切顶卸压效果，炮眼深度以打穿基本顶 中细粒砂岩为宜， 工作面顶煤平均厚度 9.2 m， 直接 顶平均厚度 2.4 m， 基本顶平均厚度 4.9 m， 炮眼深 度为 17 m。 2.2.4装药结构 1） 装药结构分为 3 段， 每段在 φ40 mm1 500 mm 的 PVC 管一端填实 200 mm 长黄土，从另一端 装入 4 卷火药，再装入 1 卷爆破引药，在末端装入 300 mm 黄土捣实， 3 段依次送入爆破孔。 2） 将 1 根 φ40 mm2 000 mm 的 PVC 管先装入 0.25 m 黄土， 再装入 6 包 （合计 1.5 m） 水炮泥， 再装 入 0.25 m 黄土， 捣实， 将此管穿入炮孔， 送至前 1 根 PVC 管尾部。 3） 在孔口装入 5 m 黄土， 逐级捣实， 注意不得 损坏炮线。8301 工作面两巷切顶卸压炮眼装药结构 如图 4。 171 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 表 18301 工作面矿压显现后各参数变化 Table 1Parameters change after 8301 working face mine pressure appearance 矿压显现来压步距/m来压载荷/MPa动载系数 初次来压 第 1 次周期来压 第 2 次周期来压 40.8 17.6 14.0 36 35 34 1.62 1.22 1.30 表 28301 与 8312 工作面初采期间矿压显现后各参数值 Table 2Parameters of 8301 and 8312 working faces after mine pressure appearance during initial mining 工作面 顶煤大面积 垮落步距/m 初次来压步 距/m 来压载荷/ MPa 动载 系数 8301 综放工作面 8312 综放工作面 32 6 51.9 40.8 42 36 1.96 1.62 图 50～17.88 m 处孔内窥视图 Fig.5Borehole peep map at 0-17.88 m 图 48301 工作面两巷切顶卸压炮眼装药结构示意图 Fig. 4Schematic diagram of charging structure of pressure relief blast hole at the top of 8301 two roadways 2.3切顶卸压预裂技术实践效果 2.3.1初采初放期间矿压分析 8301 综放工作面在初采期间， 工作面的初次和 周期来压步距，来压最大载荷及其动载系数的相关 值， 8301 工作面矿压显现后各参数变化见表 1。 8301 综放工作面与邻近的 8312 综放工作面初 采期间的初次放煤步距、初次和周期来压步距、 来 压最大载荷及其动载系数值见表 2。 根据表 1 和表 2 可知， 8301 综放工作面对开切 眼和两端头均进行切顶卸压爆破预裂， 预裂后 8301 综放工作面的初次来压步距与 8312 综放工作面相 比， 初次来压步距提前了 11.1 m， 动载系数降低了 0.34， 8301 工作面支架从切眼推出后，顶煤开始垮 落，顶煤在工作面推出切眼 6 m 后开始大面积垮 落，工作面开始进入正规循环作业，初次放煤步距 降低了 26 m。 2.3.2采空区悬顶过大处理措施 8301 工作面两巷采用切顶卸压预裂技术后， 煤 巷采空区顶板紧随工作面垮落，有效解决了放顶煤 工作面两巷悬顶问题。工作面切顶卸压后对顶板进 行了窥视， 0～17.88 m 处孔内窥视图如图 5。 1） 在孔深 0～9.7 m 范围内， 钻孔内孔壁节理、 裂 隙相对不发育， 没有明显的裂隙带， 孔壁完整。在孔 深 9.7～14.35 m 范围内， 钻孔内孔壁节理、 裂隙较为 发育，有明显的裂隙带，孔壁相对完整。在孔深 14.35～16.87 m 范围内， 钻孔内孔壁节理、 裂隙非常 发育， 孔壁相对不完整。在孔深 16.87～17.88 m 范围 内， 钻孔内孔壁节理、 裂隙较为发育， 有明显的裂隙 带， 孔壁相对完整。 2） 通过窥视分析结果可知， 采用切顶卸压深孔 爆破后在孔深 14.35～16.87 m 范围内爆破效果最 好， 钻孔内孔壁节理、 裂隙非常发育， 孔壁相对不完 整。在孔深 9.7～14.35 m、 16.87～17.88 m 范围内， 爆 172 ChaoXing 第 51 卷第 8 期 2020 年 8 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.8 Aug. 2020 破有一定的效果，孔内出现了明显的裂隙带，但是 孔壁相对完整。在孔深 0～9.7 m 范围内爆破后孔壁 没有出现明显的裂隙带， 孔壁完整。 通过该钻孔窥视分析可知采用切顶卸压深孔 爆破后， 距孔底有接近 8 m 范围内， 孔壁有非常明 显的裂隙带，当这些裂隙受到采动动压影响后， 相 邻炮孔之间的裂隙相继导通， 采空区三角区悬滞的 顶煤会沿着导通的裂隙断裂垮落。 2.3.3两端头煤炭资源回收 未采取切顶卸压时， 机头段垮落不充分， 机头第 4 架顶煤基本无法回收； 机尾段垮落不及时， 机尾倒 数第 5 架和倒数第 6 架 2 个本该正常放煤的支架不 能充分回收顶煤。 采取切顶卸压后，两端头的顶煤冒放性得到改 善， 机头第 4 架、 机尾倒数第 5 架和倒数第 6 架上方 顶煤资源回收量增加，机头机尾可各多回收 1 个支 架的顶煤资源。 2.4经济效益和社会效益 1） 8301 综放工作面采用切顶卸压技术后， 初采 初放期间和两端头顶煤资源回收量达到 12.5 万 t， 产生经济效益达 3 750 万元；同时解决了放顶煤工 作面初采初放初次来压步距大和初次放煤步距大的 问题，提高了工作面初采初放期间顶煤回收率， 确 保了初采初放期间的顶板安全。 2） 工作面两煤巷采空区顶板紧随工作面垮落， 有效解决了放顶煤工作面两巷悬顶问题，顶板安全 隐患减少，对该矿其他放顶煤工作面提供了理论依 据和参考价值； 对其他煤矿放顶煤工作面初采初放 通过深孔爆破切顶卸压提高顶煤回收率、加强顶板 安全提供了参考意义。 3结论 1 ） 采用断裂损伤理论， 分析切顶卸压后顶板岩 梁的断裂垮落步距和综放工作面初次来压强度的变 化，得出综放工作面支撑压力区域发生的前移增强 了煤层的冒放性和初采初放期间煤炭资源回收率。 2） 对比分析了 8301 综放工作面和 8312 综放工 作面的初次来压步距和初次放煤步距的变化， 8301 综放工作面采取切顶卸压预裂技术， 使得综放工作 面初次来压步距相比未进行预裂的 8312 综放工作 面， 来压步距缩短了 11.1 m，8301 综放工作面的初 次放煤步距提前了 16 m， 因此综放面在初采期间大 大提高了煤炭资源的回收率，从而获得直接经济效 益 3 750 万元， 具有广阔的应用前景。 3） 采用钻孔窥视技术， 切顶卸压预裂后， 距孔底 8 m 范围内， 孔壁有非常明显的裂隙带， 因此得出采 空区三角区悬滞的顶煤沿着预裂爆破导通的裂隙断 裂垮落，有效解决了放顶煤工作面两巷采空区悬顶 问题。 参考文献 ［1］ 马新根， 何满潮， 李先章， 等.切顶卸压自动成巷覆岩 变形机理及控制对策研究 ［J］ .中国矿业大学学报， 2019 （3） 1-9. ［2］ 计庆辉， 王昊昊.切顶卸压自成巷巷内支护及其稳定 性控制 ［J］ .煤矿安全， 2019， 50 （2） 173-178. ［3］ 王炯， 刘雨兴， 马新根， 等.塔山煤矿综采工作面切顶 留巷技术 ［J］ .煤炭科学技术， 2019， 47 （2） 27-34. ［4］ 孙珍平.基于低透气性煤层的二氧化碳爆破增透技术 试验研究 ［J］ .中国煤炭， 2018， 44 （6） 118-122. ［5］ 何满潮， 陈上元， 郭志飚， 等.切顶卸压沿空留巷围岩 结构控制及其工程应用 ［J］ .中国矿业大学学报， 2017， 46 （5） 959-969. ［6］ 张书军， 徐学锋.深孔爆破切顶卸压控制沿空掘巷围 岩变形技术研究 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为采煤工作面安全、 高效生产创造了有利条件。 4结论 1） 分析了聚氨酯加固材料应关注的关键问题， 除反应温度外，还应重视待注浆区域地质特点， 加 强对材料安全性和稳定性的关注。 2） 从聚氨酯注浆加固煤岩体黏结机理入手， 分 析了影响黏结强度的主要因素。通过调整聚醚多元 醇和异氰酸根指数，可制得不同黏结强度的加固材 料。其中，异氰酸根指数对黏合力影响更大，随- NCO 基团过量程度增大而显著增强。 3 ） 经工程试验， 在现场注浆出现配比失调的情 况下，该材料仍正常反应固化，具有较强的配比容 错能力。注浆加固后回采工作面破碎顶板和煤帮的 完整性和承载力都得到了显著提高。 参考文献 ［1］ 虎维岳.深部煤炭开采地质安全保障技术现状与研究 方向 ［J］ .煤炭科学技术， 2013， 41 （8） 1-14． ［2］ 康红普.巷道锚杆支护理论与成套技术 ［M］ .北京煤 炭工业出版社， 2007143-146. ［3］ 康红普， 林健， 杨景贺， 等.松软破碎井筒综合加固技 术研究与实践 ［J］ .采矿与安全工程学报， 2010， 27 （4） 447-452． ［4］ 何满潮， 谢和平， 彭苏萍．深部开采岩体力学研究 ［J］ . 岩石力学与工程学报， 2005， 24 （16） 2803-2813． ［5］ 华心祝， 谢广祥.极软岩巷道锚注加固注浆材料研究 与应用 ［J］ .岩土力学， 2004， 25 （10） 1642-1646． ［6］ 康红普， 冯志强.煤矿巷道围岩注浆加固技术的现状 与发展趋势 ［J］ ．煤矿开采， 2013， 18 （3） 2803-2813． ［7］ 朱锦.水性聚氨酯注浆堵水材料的制备及其性能研究 ［D］ .合肥合肥工业大学， 20141-56. ［8］ 杨绍斌， 徐晓辰， 周晓谦， 等.聚氨酯注浆堵水加固材 料的制备 ［J］ .应用化工， 2011， 40 （2） 295-302． ［9］ 张虎仕， 向剑飞．新型矿用化学注浆材料的研制与应 用 ［J］ ．煤炭科学技术， 2012， 40 （2） 36-39． ［10］ 杨绍斌， 郑扬， 陈芳芳．矿业工程用聚氨酯注浆材料 的研究进展 ［J］ .应用化工， 2010， 39 （1） 111-115． ［11］ 李强， 徐精彩， 罗振敏.加固煤体用聚氨酯材料的性 能研究 ［J］ 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