申虎威

（長(zhǎng)治市煤礦技術(shù)服務(wù)中心，山西 長(zhǎng)治 046000）

引言

某礦復(fù)雜地質(zhì)條件下的煤層埋深為620 m，煤層的平均厚度為2.45 m，厚度變化較大，屬中厚煤層，其可采性指數(shù)為0.94，厚度變異系數(shù)為35.8%，煤層穩(wěn)定性程度經(jīng)屬大部可采的穩(wěn)定煤層，含夾矸0～2 層，結(jié)構(gòu)相對(duì)復(fù)雜，頂板主要為石灰?guī)r、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、泥巖；底板為砂質(zhì)泥巖、泥巖、鋁土泥巖。礦物質(zhì)以分散狀黏土礦物為主，含量約占7.3%～15.7%，平均11.6%，含少量細(xì)胞充填狀及極少量塊狀黏土礦物。

在綜采作業(yè)過程中由于井下地質(zhì)條件較為復(fù)雜，在綜采擾動(dòng)和頂板來壓作用下巷道頂板的礦壓顯現(xiàn)劇烈，導(dǎo)致頂板垮落、巷幫變形等，不僅嚴(yán)重影響了井下綜采作業(yè)的安全性而且需要頻繁對(duì)危險(xiǎn)區(qū)域進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)，給煤礦井下的綜采作業(yè)效率造成了嚴(yán)重的影響。因此在對(duì)井下礦壓顯現(xiàn)原因進(jìn)行分析的基礎(chǔ)上，提出了一種新的井下頂板礦壓控制和綜采安全技術(shù)。

1 預(yù)裂爆破方案

根據(jù)煤礦井下的實(shí)際地質(zhì)情況，結(jié)合松動(dòng)爆破的實(shí)際需要，決定采用不耦合裝藥爆破[1]方案，合理地確定爆破孔和裝藥的直徑對(duì)于確保超前預(yù)裂效果具有十分重要的意義，根據(jù)實(shí)際經(jīng)驗(yàn)在井下爆破時(shí)的單位炸藥消耗量q=0.4 kg/m3，根據(jù)井下巖層物理特性和長(zhǎng)期爆破經(jīng)驗(yàn)，確定爆破時(shí)每米炮孔的裝藥量[2]：

式中：R 表示爆破后的松動(dòng)半徑，根據(jù)實(shí)際測(cè)定，取1.5。

將數(shù)值代入公式得：Qm=3.08 kg/m。

根據(jù)爆破藥的密度及爆破時(shí)的每米裝藥量，可計(jì)算出進(jìn)行爆破時(shí)的爆破藥直徑[3]：

式中：ρ 為爆破藥的密度取1 125 kg/m3。

將數(shù)值代入公式得d=59.1 mm。

考慮實(shí)際爆破時(shí)需留有一定的余量，因此將爆破藥的直徑設(shè)置為60 mm。

一般爆破孔的直徑為裝藥直徑的1.25 倍，因此井下預(yù)爆破孔的直徑設(shè)置為75 mm。

結(jié)合煤礦井下實(shí)際情況，確定在綜采面液壓支架尾部頂板處設(shè)置一排預(yù)裂爆破孔，炮眼布置結(jié)構(gòu)如圖1 所示。

井下綜采面的斜坡段的長(zhǎng)度為269 m，根據(jù)計(jì)算結(jié)果共設(shè)置了18 個(gè)預(yù)裂爆破孔，其中第一個(gè)爆破孔的中心和綜采面左側(cè)腰線齊平，預(yù)裂爆破孔的深度設(shè)置為15 m，預(yù)爆破孔的直徑設(shè)置為75 mm，爆破藥的裝藥長(zhǎng)度設(shè)置為6 m，密封段的長(zhǎng)度設(shè)置為8.8 m，在預(yù)裂爆破孔的底部設(shè)置200 mm 的空間，用于設(shè)置爆破雷管。爆破孔鉆進(jìn)時(shí)的角度要和頂板保持60°的夾角。各個(gè)炮孔間的距離設(shè)置為3 m。第2 號(hào)到第18 號(hào)炮孔的深度設(shè)置為25 m，預(yù)爆破孔的直徑同樣設(shè)置為75 mm，下端留出200 mm 作為設(shè)置爆破雷管的空間，該處的炮孔設(shè)置時(shí)應(yīng)和頂板方向呈45°的夾角，保證不同巖層的爆破可靠性。

該頂板預(yù)裂爆破方案的優(yōu)點(diǎn)在于能夠根據(jù)井下的實(shí)際地質(zhì)情況，靈活的選擇爆破位置和時(shí)間，同時(shí)爆破控制設(shè)置靈活性高，爆破效果好，能夠有效阻斷礦壓波動(dòng)路徑，確保綜采面頂板的穩(wěn)定性和可靠性，進(jìn)而保證井下綜采作業(yè)的連續(xù)性，滿足提升綜采效率的需求。

2 液壓支架初撐力的調(diào)整

由于煤礦井下綜采作業(yè)過程中高強(qiáng)度的開采極易導(dǎo)致頂板的滑落失穩(wěn)，引起頂板的穩(wěn)定結(jié)構(gòu)被破壞，因此需要合理地調(diào)整液壓支架的初撐力和支護(hù)阻力[4]，形成穩(wěn)定的圍巖承載結(jié)構(gòu)，保證巷道頂板穩(wěn)定性，以煤礦井下液壓支架為對(duì)象，其支護(hù)阻力為8 000～1 600 kN，在確定液壓支架的最佳初撐力時(shí)，對(duì)初撐力與支護(hù)阻力的比值分別為0.4、0.5、0.6、0.7、0.8 的情況下巷道頂板的下沉量進(jìn)行監(jiān)測(cè)，結(jié)果如圖2 所示。

圖2 不同初撐力情況下的頂板下沉量

由實(shí)際監(jiān)測(cè)結(jié)果可知，隨著支護(hù)阻力的增加，不同的初撐力與支護(hù)阻力比值的情況下的頂板下沉量均呈現(xiàn)下降的趨勢(shì)，初撐力/支護(hù)阻力越大頂板的下沉量越小，由于實(shí)際工作過程中液壓支架的支護(hù)阻力越大，對(duì)支架的使用壽命會(huì)造成一定的影響，因此煤礦井下液壓支架在使用時(shí)的初撐力與支護(hù)阻力的比值通常會(huì)被限定在0.7。在對(duì)液壓支架的初撐力選擇時(shí)，根據(jù)所使用的液壓支架的不同，將初撐力與支護(hù)阻力的比值設(shè)定為0.6～0.7，可有效地保證井下巷道頂板的穩(wěn)定性和綜采作業(yè)的安全性。

3 井下協(xié)同綜采安全技術(shù)

在采用預(yù)裂爆破方案及液壓支架初撐力調(diào)整方案后，能夠大幅增加井下綜采作業(yè)效率，但由于爆破后會(huì)導(dǎo)致巷道部分區(qū)域存在松動(dòng)，因此傳統(tǒng)的串行式的綜采技術(shù)方案在綜采效率和安全性方面均無法滿足需求。結(jié)合煤礦井下的實(shí)際情況，提出了一種新的井下協(xié)同綜采技術(shù)，煤礦井下綜采面協(xié)同綜采布置結(jié)構(gòu)如圖3 所示[4]。

圖3 煤礦井下協(xié)同綜采布置結(jié)構(gòu)示意圖

為了滿足井下頂板控制需求，煤礦井下綜采面包括了垮落段和充填段兩個(gè)部分，在垮落段采用傳統(tǒng)的液壓支架支護(hù)，在充填段則同時(shí)使用過渡液壓支架、充填液壓支架共同作業(yè)，在綜采面的前側(cè)共用一組采煤機(jī)和刮板輸送機(jī)來滿足綜采作業(yè)需求，在巷道的后側(cè)由充填液壓支架進(jìn)行充填作業(yè)，實(shí)現(xiàn)了綜采面的充填并行作業(yè)。根據(jù)實(shí)際使用經(jīng)驗(yàn)，在協(xié)同綜采作業(yè)過程中綜采面上采煤段的長(zhǎng)度和充填段的長(zhǎng)度可以進(jìn)行靈活調(diào)整，以滿足充填效率和安全性的需求，根據(jù)在井下的實(shí)際測(cè)定，當(dāng)綜采長(zhǎng)度和充填長(zhǎng)度比為7∶3 時(shí)能夠獲得最佳的綜采平衡率。

4 礦壓控制和協(xié)同綜采技術(shù)應(yīng)用情況

該井下巷道頂板礦壓控制及協(xié)同綜采安全技術(shù)在某礦投入應(yīng)用以來，對(duì)2019 年4 月到2019 年6月以來綜采面的礦壓顯現(xiàn)情況進(jìn)行統(tǒng)計(jì)，頂板來壓的步距約為47.3 m，頂板來壓時(shí)的強(qiáng)度均在液壓支架的工作阻力范圍內(nèi)，綜采面的壓力顯現(xiàn)明顯減弱，巷道頂板完整，未出現(xiàn)片幫、頂板垮落等異常，有效地避免了井下綜采作業(yè)過程中礦壓波動(dòng)導(dǎo)致的礦壓事故，同時(shí)由于井下綜采安全性的提升，減少了事故導(dǎo)致的停產(chǎn)，使煤礦井下綜采作業(yè)效率提升了11.4%以上。

5 結(jié)論

1）通過預(yù)裂爆破方案和調(diào)整液壓支架的初撐力能夠顯著降低礦壓波動(dòng)下的頂板下沉量，確保巷道頂板的安全性；

2）當(dāng)綜采長(zhǎng)度和充填長(zhǎng)度比為7∶3 時(shí)能夠獲得最佳的綜采平衡率，使煤礦井下綜采作業(yè)效率提升了11.4%以上。