坚硬顶板综放工作面强制放顶方案优化与施工

石家庄中煤杯参评论文坚硬顶板综放工作面强制放顶方案优化与施工冯胜利[上海大屯能源股份有限公司，江苏沛县221611]摘要为了适应龙东煤矿大倾角坚硬顶板综放工作面老顶初次来压期间安全高效开采的需要，提高工作面顶板管理水平，采用理论分析、模型计算、大量现场调研和实践等方法，对工作面强制放顶方案进行了优化分析与论证，提出并实施了科学的放顶方案。通过对坚硬顶板工作面的地质条件、矿压显现特点及其规律、直接顶初次垮落步距、顶煤垮落可能性、装药及爆破参数等的分析，优化了对直接顶的强制放顶、步距放顶、端头局部放顶和工作面内局部放顶技术，总结了老顶来压情况和工作面管理重点，实现了工作面的安全、高效、优质和低耗回采，安全价值和经济效益显著。该项技术丰富了煤矿开采理论和方法，对类似条件工作面的安全高效开采具有很好的参考价值和指导意义。关键词坚硬顶板强制放顶优化施工-----------------------------------------------------------------------1工作面地质及开采概况龙东煤矿7162综放工作面是矿区第一个坚硬顶板大倾角综放工作面，是该矿西一采区首采工作面。工作面走向长622m，倾向长135.5m，工作面两极倾角22～31°，平均25°。煤层两极厚度5.2～6.95m，平均5.40m，回采储量576.2kt。工作面老顶为深灰色细砂岩，厚0.96～7.3m，含羊齿植物化石，颗粒往下变细，底部为泥岩，沿节理面有朱红色铁质侵染；直接顶厚度为暗黄色～浅灰色长石石英细中砂岩，厚1.99～26.72m，硬度系数f=4～8，属于坚硬顶板，局部含砾，砾石最大直径7～9mm，岩屑主要为粘土岩、燧石及铁质岩，长石大都风化很深，铁质颗粒风化为黄褐色或紫褐色，颗粒次圆状，钙泥质胶结，底部为硅质胶结，发育斜层理。伪顶为深灰色泥岩，厚0～1.2m，块状，少含侵染状FeS2及FeCO3结核，少含植物化石；直接底为厚0～2.1m的泥岩和厚1.28～4.24m的粉砂岩，呈深灰色，较松散，以粉砂岩为主，含根部化石及少量煤屑；老底为厚5.43～25.6m细砂岩，以灰色细砂岩为主，与次深灰色粉砂岩呈互层，成分富含白色长石，有少量白云母碎片，风化为浅黄色，岩性松软，发育波状～水平状纹理。工作面原设计为综采分层开采，两顺槽沿煤层顶板施工，后由于接续需要，调整为综放工艺开采，两顺槽部分接顶并卧底调整层位，工作面安装118台ZF3200-16/26型支架，工作面中部发育一条F6正断层，落差3.5m，方位304.5°，随工作面推进向材料道方向移动。工作面从2010年11月1日开始回采，开切眼（宽度6m）沿煤层顶板掘进，回采时逐步过渡为沿底回采。至2010年11月19日，工作面推进14m，工作面还没有完全跟底板回采（20#支架向下底煤最厚处在1m左右），50～70#支架处顶煤较破碎。工作面直接顶悬顶面积约在2700m2左右。为保证工作面的安全回采，需要对直接顶进行人工强制放顶处理。2工作面强制放顶方案优化7162综放工作面直接顶为中砂岩，老顶为细砂岩，硬度及厚度大，工作面来压步距及矿压显现强度比一般软弱岩层大。工作面邻近区域只西扩区开采了面积约35665m2的7183轻放工作面，受采动影响过的上覆岩层活动区域较小。工作面出切眼后，直接顶在一定范围内不会自动垮落，顶板管理难度大，需要进行人工强制放顶。根据回采进度，结合大同矿区在坚硬顶板管理方面的调研情况，将回采过程中的强制放顶方案进行科学合理的优化，按照两个实施步骤进行顶板管理。第一个步骤是当工作面推进到20m左右直接顶不垮落或垮落高度达不到要求时进行初次放顶，第二个步骤是初次放顶后随着工作面的推进，进行步距放顶和局部放顶。2.1工作面初次放顶步距的确定根据顶板岩性和结构，结合矿区内外采煤工作面初次放顶情况，煤层直接顶初次垮落步距按下式计算：chL（1）式中：L—直接顶初次垮落步距，m；h—直接顶下位岩层平均分层厚度，m，取1.99m；σ—直接顶下位岩层的岩石抗压强度，t/m2，中粒砂岩岩石抗压强度一般为8750～13600t/m2，考虑7162综放工作面断层情况，取下限σ=8750t/m2；c—岩体强度折算系数，主要取决于岩石抗压强度和岩层裂隙发育程度，一般可取c=0.05～0.12。对于裂隙间距I0.4m的岩层：当σ5000t/m2时，可取c=0.08～0.6。当σ5000t/m2时，可取c=0.05～0.07。对于裂隙间距I0.4m的岩层，可取c=0.1～0.12。计算时取c=0.08。则可得，直接顶初次垮落步距L=37.2m。为保证工作面安全回采，决定在理论计算的垮落步距前就进行人工初次放顶，取初次放顶步距L＇=20m。2.2初次放顶期间强制放顶方案由于工作面中部有两条走向断层F12和F13，在断层处的顶板较易垮落，不需要人工强制放顶，因而工作面强制放顶的主要地点确定为工作面两端头直接顶板。由于初次放顶的不确定因素较多，顶板的实际冒放性难以准确判断，回采前提出三种方案实施强制放顶。若工作面出切眼后到推进14m范围内顶煤和直接顶不垮落，则按方案一实施，否则实施方案二；方案三是当炸药、导爆索不能及时到货，工作面推进14m后直接顶不垮落，采用停采浅孔爆破方法处理顶板。2.2.1方案一2.2.1.1钻机的选择根据顶板岩性，先期使用矿区在用的TXU-75液压钻机，随工作面推进，为打孔、移动方便，采用ZJY269/168架柱式全液压钻机，施工钻孔直径为65mm。2.2.1.2爆破器材的选择龙东煤矿属于低瓦斯矿井，根据《煤矿安全规程》规定，结合7162综放工作面顶板有淋水问题，故选用安全等级为二级的煤矿许用水胶炸药（药卷直径50mm、长500mm），导爆索使用煤矿许用导爆索，雷管使用煤矿许用毫秒延期电雷管1～5段，放炮使用放炮器。2.2.1.3放顶参数的确定（1）一次放顶长度的确定根据确定的强制放顶步距，按下式计算沿工作面推进方向一次放顶的长度：kqsLLLL'（2）式中：Ls—沿工作面推进方向一次放顶的长度，m；L＇—直接顶初次放顶步距，m，取20m；Lq—切眼宽度，m，取6m；Lk——工作面最小控顶，m，取3.69m。计算得Ls=17.69m。（2）放顶厚度的确定按放落的顶板可充满整个采空区确定需要的放顶厚度。根据工作面采高，结合工作面切眼沿顶掘进，推进过程中向下刹底（俯采角度8°），同时，工作面初次放顶前顶煤不回收（忽略顶煤的碎胀），则按下式确定直接顶放顶厚度：tgSKMH1（3）式中：H—工作面实际需要的放顶厚度，m；M—工作面采高，m，取2.3m；K—岩石碎胀系数，按1.4计算；S—工作面推进距离，m，取14m；θ—工作面俯采角度，°，取8°。计算得H=3.75m。为保证放顶效果，采用分层爆破方式放顶，即布置双层孔放顶，浅层和深层同时装药，同时起爆，深层比浅层延时起爆。有顶煤的第一层（浅层）孔放顶岩石厚度取2m；为保证放顶效果，第二层（深层）孔取4m，略大于工作面初次放顶岩石的计算高度。（3）最小抵抗线的确定根据工作面顶板情况、炸药参数和爆破经验数据，最小抵抗线取2～4m。（4）放顶炮眼组数和孔数确定结合爆破经验，按照既要使顶板冒落充分，又要做到打孔和装药方便，同时与生产组织协调的原则确定放顶眼的个数、分组和孔深等。优化分析后决定，在工作面两顺槽各打A、B和C三组孔，每组2个孔，共施工12个孔，详见表1和图1。图1工作面两道放顶钻孔平面布置示意图表1强制放顶钻孔及装药参数炮眼组号ABC炮眼编号A1A2B1B2C1C2炮眼长度/m溜子道计算深度44.846.924.726.719.421.1实际施工深度454525252020材料道计算值42.241.923.123.718.820.1实际施工深度424223231919导爆索长度/m·孔-1溜子道474727272222材料道444425252121炮眼水平角/°252550507575炮眼垂直仰角/°溜子道计算仰角20.826.220.229.318.129.1实际施工仰角212721301930材料道计算仰角-8.5-3.13.512.612.123.1实际施工仰角-8-34131324装药长度/m溜子道303016161212材料道282814141212每孔装药量/Kg溜子道606032322424材料道565628282424封孔长度/m溜子道15159977材料道14148877雷管个数/个溜子道111111材料道111111雷管段数/段151515（5）炮孔角度及孔深的确定①水平角度γ（与工作面倾向平行的夹角）考虑放顶时不损坏支架、设备及钻机可以打孔的角度，同时考虑炮孔不能被破坏，结合工作面倾角，水平角确定为（与煤壁夹角）γa为25°；γb为50°；γc为75°。②工作面及两道煤层倾角α由于工作面倾角在22～31°，平均25°，依据采掘平面图等高线，推测切眼倾角平均24°，结合现场实际情况，靠溜子道工作面的倾角按α为22°考虑，靠材料道工作面的倾角按α为24°考虑，中部断层带按α为26°考虑。③仰角由于顶板钻孔为斜向上，所以装药爆破后理论上放落的顶板厚度是随孔深增加而增大的，计算时按孔深一半处即可达到放落高度的要求考虑顶板仰角。根据一次放顶长度及分层放落目标厚度，考虑煤层倾角和孔水平角，则仰角计算公式为290))90cos()(2(00tgLhWarctgs（4）式中：β—炮眼仰角（取值时向上取整数），°；W—工作面分组分层放顶厚度，m；W1=2m，W2＝4m；h—两顺槽巷道留顶煤量，m；取0.5m；γ—炮孔的水平角度，°；Ls—沿工作面推进方向一次放顶的长度，m；α—工作面及两道煤层倾角，°。经计算得到工作面两道各孔的仰角，实际施工时考虑施工误差，施工仰角向上取整，计算结果统计详见表1，放顶钻孔方位计算示意见图2。图2留煤顶顺槽放顶钻孔仰角计算示意图④钻孔深度根据沿工作面推进方向一次放顶的长度和打孔仰角，按下式计算施工孔深：)90cos(cos0SkLL（5）式中：Lk—各孔深度，m。计算可得各施工钻孔的深度，为便于施工，实际施工时分巷道按每一组孔的孔深相同作业，详见表1。钻孔总长度按下式计算：121ikkziLL（6）式中：Lkz—钻孔总长度，m。计算结果见表1。放顶钻孔具体布置形式见图1、图3～4所示。A1\A2炮孔仰角B1\B2炮孔仰角C1\C2炮孔仰角图3工作面溜子道放顶钻孔仰角示意图A1\A2炮孔仰角B1\B2炮孔仰角C1\C2炮孔仰角图4工作面材料道放顶钻孔仰角示意图（6）各孔间的相互距离和施工顺序A1与A2、B1与B2、C1与C2孔间距均为200mm；组间距根据眼位实际情况取200～500mm；每组孔的第一层（浅层）孔到煤壁的距离取700～1000mm，详见图5。放顶孔的施工顺序为：C1→C2→B1→B2→A1→A2。图5工作面两道放顶钻孔孔位布置示意图（7）装药及封孔长度按《煤矿安全规程》规定，装药长度（LZ）取不大于孔深的2／3，封孔长度（Lf）不小于孔深的1／3，具体装药及封孔长度详见表1。（8）装药量每孔装药量按下式计算：zLKG（7）式中：G—每孔装药量，kg；K—单位长度炸药的重量，kg/m，直径52mm系列炸药重量一般为2.0～2.2kg/m，取2.0kg/m。Lz—装药长度，m。初次放顶总装药量按下式计算：121izGiG（8）式中：Gz—两巷12个放顶孔总装药量，kg。每孔装药量及总装药量计算结果见表1。（9）导爆索的总长度每孔导爆索的长度按孔深增加两米计算。需导爆索的总长度按下式计算：121issziLL（9）式中：Lsz—导爆索的总长度，m；Ls—各孔导爆索的长度，m。计算结果见表1。(10)其它参数炮眼直径：65mm；炸药密度：1.0～1.1g/cm3；每米装药量：2.0～2.2Kg/m；联炮方式：串联；炸药名称：二级煤矿许用水胶炸药；药卷规格：直径50mm、长500mm；总装药量：448