含夹矸顶煤破碎机理及控制技术研究

贾俊英

（阳泉煤业集团天安煤矿，山西 忻州 034000）

1 工程概况

阳泉煤业天安煤矿20103 工作面位于矿井西部，北至井田矿界，南部为201 采区三条下山，东部为20101 回采工作面，西部为规划20105 回采工作面。工作面开采2 号煤层，地面标高+1513～+1635 m，井下工作面煤层底板标高为+1322～+1365 m，埋藏深度为148～285 m，煤层厚度平均5.6 m。工作面采用放顶煤开采，截割高度2.5 m，放煤高度3.1 m，采放比1:1.24，循环进度0.6 m，放煤步距0.6 m。工作面煤层结构简单，含1～3层夹矸，夹矸厚0.31～0.49 m左右，夹矸岩性多为泥岩或炭质泥岩，直接顶板、底板均为泥岩，岩层遇水易膨胀。

由于煤层开采空间较大，采空区顶板垮落的高度会达到开采空间的2.0～2.5 倍，直接顶可能会全部冒落导致更上方顶板出现不同的结构形式，尤其是在顶煤含有夹矸层的情况下，顶煤冒放性受到一定影响，顶板形成的承载结构也会产生差异。探究含夹矸顶煤的冒放性机理并针对夹矸层采取适当技术措施，是实现大采高综放面安全生产的重要途径。

2 20103 综放面含夹矸顶煤冒放性分析

（1）含夹矸顶煤力学结构分析

根据对矿井其他工作面放煤顶板运移特征的分析，后方直接顶垮落结构对顶煤及夹矸的破断影响不同。根据采空区直接顶与顶煤及夹矸位置的不同，可以将含夹矸顶煤力学结构划分为两端简支梁、一端固支一端简支梁和一端固支一端自由梁三种状态，如图1。

图1 含夹矸顶煤力学结构示意图

在形成两端简支情况下，两端铰接结构的强度较大，在上方载荷的挤压下沉作用下，顶板裂隙向煤体和夹矸部位传递，裂隙逐渐累积加大了含夹矸顶煤的破碎状态，顶煤较容易冒放下落。在一端固支一端简支情况下，顶板结构先从固支端断裂，随着工作面的不断推进，顶板逐渐向采空区后方倾斜，上方压力传播介质丧失，含夹矸顶煤未得到充分破碎，顶煤冒落多呈现以大块煤体为主。在一端固支一端自由情况下，直接顶下落自由度进一步增大，顶煤冒放程度也进一步减弱。

（2）夹矸层对顶煤破碎影响分析

为探究20103 综放面夹矸层不同数量、不同层位对顶煤冒放性的影响，借助数值软件对不同情况下顶煤破碎损伤状况进行分析，其中JZ 代表监测区域（自下而上编号），RP 代表夹矸层，结果如图2。在不存在夹矸层（NRP）时，所有监测区域损伤值都接近为1，表明顶煤破碎程度充分；当夹矸层位由下方移动到上方时，顶煤损伤值由0.72 增加到0.86，表明夹矸层位影响顶煤破碎程度较明显。对不同夹矸层厚度而言，较小厚度夹矸对顶煤损伤几乎没有阻碍，夹矸厚度增加对上层位顶煤破碎影响较小，对下层位影响较大。顶煤含三层夹矸时，破碎效果较两层夹矸时差，损伤值减小0.06～0.18。由上可知，上下夹矸层位置影响上方梁结构的旋转下沉，位置越靠上，下沉趋势越不明显；随着夹矸层厚度的增加，夹矸层附近顶煤破碎点向采空区方向移动，放出效果变差；随着夹矸层数的增加，应力传递路径被阻断，顶煤整体呈现硬煤状态，无法放出或放出块度较大。

图2 夹矸层对顶煤破碎损伤的影响

上方载荷的挤压是造成含夹矸顶煤易冒放的重要原因。当顶煤中不存在夹矸层时，随着直接顶压力传递和支架反复支撑作用，顶煤在放煤口上方的破碎程度不断增加，冒落程度也较为充分。夹矸层的存在阻碍了上方载荷挤压造成的裂隙传递，限制了上方顶板的变形和运动，尤其是中上位夹矸层的存在，更是增加了顶煤的破碎强度，造成顶煤冒落块度较大、不易放出的现象。

3 20103 采场顶煤增放措施研究

3.1 深孔预裂爆破含夹矸顶煤

综放面顶煤爆破工艺可以选择有采场架间松动爆破、两巷深孔预裂爆破和顶煤工艺巷深孔爆破三种方式。顶煤工艺巷深孔预裂爆破工序简单，爆破扰动小，安全管理简单，虽需要另掘工艺巷，但掘巷煤炭资源也可回收利用，因此在20103 工作面选择顶煤工艺巷深孔预裂爆破方式增加顶煤破碎度。

（1）采场顶煤爆破钻孔布置

20103 工作面顶煤厚3.1 m，布置的爆破巷尺寸宽为4.0 m，高为2.5 m，布置在工作面顶煤中部，爆破巷两侧需要预裂煤体范围为60 m，如图3。爆破巷迎头距开切眼30 m 以避免强烈的初次来压造成巷道及爆破孔的破坏。爆破孔间距为3 m，同一截面布置左右各一个钻孔，孔口位于爆破巷帮部中间位置，钻孔夹角与煤层平行，钻孔深度为30 m，钻孔与巷道夹角为75°，角度误差控制在±2°内。

（2）炮眼参数设计

爆破工作在工作面回采前进行，从里向外依次爆破，避免爆破对采场正常生产的影响。为保证爆破效果充分发挥，炸药选用二级煤矿许用乳化炸药，采用不耦合装药模式，不耦合系数选取1.2，确定药卷直径50 mm，炮孔直径为62 mm，药包规格为50 mm×580 mm，装药密度为2.2 kg/m，封孔长度为6 m，封孔材料为沙子与黄泥混合物，采用分段封堵方式，封堵长度占总长度的1/5，单孔装药量52.8 kg。采用孔底反向起爆，双电雷管引爆，成组分段延时起爆，三排为一组，每排同时起爆，每组延时间隔25 ms。

（3）施工技术措施

深孔打孔采用ZDY-400 钻机，根据炮孔设计参数进行打孔，采用三翼金刚钻头打孔，每根钻杆长度为1 m。在钻孔施工过程中，要采用坡度仪准确定位炮孔角度，打孔后要记录和检查打孔情况。每次放炮前工作面所有支架必须处于完好工作状态，支架要打足初撑力，超前支护必须符合作业规程要求。放炮人员必须在距放炮地点300 m 安全距离以外的进风巷道联巷内进行放炮工作。使用两导爆索进行起爆，用炮棍把药卷推入到孔底，每次推进的总长度不超过3 m。联线采用“局部并联，总体串联”的方式进行，放炮使用MFB-100 型起爆器，爆破母线长度为大于300 m，放炮安全距离不小于300 m。

（4）爆破安全措施

严格执行“一炮三检”制和“三人连锁”放炮制。爆破前，必须用水冲洗放炮地点30 m 范围内的煤尘。爆破前必须详细检查工作面、爆破地点及附近20 m 范围内风流中瓦斯浓度，只有当瓦斯浓度不超过1.0%时方可起爆。

图3 深孔预裂爆破方案布置平面图

3.2 爆破工程效果分析

靠近开切眼30 m 范围内未实施爆破区域和后面实施爆破的区域相比，预裂爆破区顶煤破碎程度较高，可以顺利放出，大块度堵塞放煤口的现象没有发生。预裂爆破区破碎后顶煤块度小于20 cm 的比例增加了26%，块度25～30 cm 块度的比例减小了25%。通过顶煤回收情况统计（见表1），20103工作面煤炭资源综合回收率提高了7.2%，顶煤回收率增加了11%，单循环可多回收资源240 t，20103工作面采取预裂措施后经济效益较显著。

表1 有无预裂爆破措施对比

4 结论

综放面含夹矸顶煤冒放性受夹矸层厚度、层数影响，夹矸层的存在阻碍了上方载荷向下传递的趋势，造成上方顶板岩梁结构不能够充分弯曲下沉。采用深孔预裂爆破方式，能够有效将夹矸层对顶煤破碎损伤的影响降低，工程实践表明20103 工作面采用深孔预裂爆破措施后，工作面资源回收率增加了7.2%，顶煤冒放容易程度增加，符合矿井安全高效生产要求。