专题-坚硬厚煤层综放开采顶煤弱化技术研究

专题部分坚硬厚煤层综放开采顶煤弱化技术研究【摘 要】在对坚硬特厚煤层综放开采顶煤破坏基本特征及影响顶煤破碎冒放主要因素分析的基础上，结合国内外煤矿对综放工作面坚硬顶煤的处理方法，总结出厚硬煤层顶煤的弱化技术，确立不同开采条件下的顶煤弱化技术的应用。【关键词】硬厚煤层；综放开采；顶煤弱化；注水；爆破顶煤采出率是综采放顶煤开采中的核心问题。顶煤得到充分破坏而及时垮落并破碎到放煤所需块度是应用综放开采的必要前提。在一般的综放开采中，顶煤依靠矿压作用和支架反复支撑作用就可以得到充分破坏而及时垮落并破碎到放煤所需程度。但在顶煤坚硬且厚度大时，仅依靠矿压和支架反复支撑的破煤作用难以使顶煤及时垮落和充分破碎。 一方面，由于煤体自身强度较大、整体性较好，降低了其可放性；另一方面，由于埋深浅（200m）或顶分层已预采，减弱了矿压破煤作用。对于前者，目前已取得了部分研究成果，如大同忻州窑矿、兖州鲍店煤矿、靖远红会一矿及铜川陈家山煤矿等，但从目前掌握的资料来看，实际应用效果很不明显，典型的如铜川陈家山413综放面，顶煤回收率尚不足60%，采空区遗煤厚达6.3m，占总放煤厚度的42%，且由于处理后的顶煤整体强度虽有所降低，实际块度却往往很大，根本无法从支架放煤口放出，不仅造成煤炭资源的巨大浪费，而且形成了严重的安全隐患。对于后者，目前研究较少，仍有待于进一步探讨。因此采取有效措施使顶煤及时垮落和充分破碎是坚硬特厚煤层发展综放开采中的关键技术问题。1 顶煤破碎原理、过程及影响因素1.1 顶煤的破碎原理在支承压力作用下，煤壁前方由弹性变形进入塑性变形状态而发生位移和破坏，这种作用称为一次破坏或预破坏作用，但这时仍然处于三向应力状态，不会发生冒落。当煤体进入工作空间上部，即进入低应力区，应力状态发生变化，使其积蓄的能量进一步释放，加上工作空间内支架的反复支撑作用，从而使顶煤进一步松碎，即称为二次破碎。显然二次破碎与支架反复支撑的次数和时间等因素有关，而这些因素是可控制的人为因素。在支护过程中，支架的反复支撑，即多次“支撑卸载”作用，支架对顶煤的强度不断改变，使顶煤内的应力状态发生周期性变化，形成交变应力，促使顶煤易于发生破坏。也就是说在工作面推进过程中，开采引起的支承压力、顶板回转和支架反复支承使煤壁前方的顶煤由实体煤变为松散的煤块。1.2 顶煤的破碎过程一般认为顶煤的破坏过程可分为4个过程，即初始破坏区、破坏发展区、裂隙发育区和垮落破碎区，如图1-1所示。1.2.1 初始破坏区煤层的采出必然造成煤壁前方形成移动支承压力，在工作面煤壁前方一定距离以外的顶煤在支承压力作用下，原生裂隙扩展，顶煤开始破坏，形成如图1-1中的A区。1.2.2 破坏发展区随工作面继续推进，煤壁前方附近的顶煤受顶板回转作用，煤体发生破坏，裂隙扩展、水平位移和垂直位移急剧增大，形成如图1-1中的B区。1.2.3 裂隙发育区在控顶区范围内，由于支架的反复支撑和卸载作用，顶煤裂隙和裂缝进一步发育，表现为裂隙密度的急剧增加和裂缝迅速扩大，形成如图1-1中的C区。图1-1 顶煤破坏分区A初始破坏区 B破坏发展区C裂隙发育区 D垮落破碎区1.2.4 垮落破碎区支架上方靠采空区侧的顶煤完全破坏，失去连续性，成为可放出的破碎煤块，形成如图1-1中的D区。1.3 影响顶煤破碎的因素顶煤破碎是支承压力、顶板回转及支架反复支撑共同作用的结果。其中支承压力对顶煤具有预破坏作用，是顶煤实现破碎的关键；接近煤壁时受顶板的回转作用，这与顶板的结构有关，特别是与来压步距和强度有关。顶板回转对顶煤的再破坏作用使顶煤进一步破碎；在控顶区内主要是支架对顶煤的反复“加载卸载”作用，支架对下位23m范围内的顶煤作用最为明显。在其他条件大致相同的情况下，顶煤破坏的程度可能差别较大，这与顶煤自身的强度和节理裂隙程度有关。显然，顶煤的强度愈高、节理裂隙愈不发育，顶煤就愈不容易松散破碎。2 顶煤弱化技术研究2.1 顶煤弱化技术现状调研结果表明，目前现有及可能采用的技术措施主要有调节液压支架压力、定向水力压裂、高压预注水和深孔爆破与架间爆破技术。2.1.1 调节液压支架压力该方法主要通过调节液压支架对顶煤的作用力，实现支架顶梁对支架上方顶煤体的反复支撑和挤压，以此达到破碎顶煤、提高顶煤体冒放性的目的。实践表明，调节液压支架压力，有利于提高顶煤的冒放性，但该方法实际影响顶煤冒放性的范围相对较小（支架上方约12m），实用性较差。2.1.2 定向水力压裂定向水力压裂是通过在煤岩层中利用特殊的开槽钻头开挖楔形槽，然后注入压力水，利用水压及楔形槽尖点的应力集中作用克服煤岩层节理、层理面的黏结力，使其产生分层和裂隙，达到降低强度、弱化煤岩体目的的，如图2-1所示。图2-1 楔形环槽及应力分布由于定向水力压裂方法对机具的性能要求较高（如开楔钻头和封孔器）及煤体因层理、节理与工作面附近受支承压力影响裂隙较发育、整体性差，楔形槽尖点应力集中不明显，开裂方向及效果不易掌握，现场应用较少，目前该项技术尚处于设计开发阶段。2.1.3 高压预注水高压预注水是通过钻孔向煤岩体预注高压水，利用压力水对弱面的压裂、冲刷以及楔入作用（水楔作用），使煤岩体扩大原有裂隙、产生新裂隙，破坏煤岩体整体性，降低其强度。高压预注水方式在现场应用较为广泛，注水工作一般在工作面前方60100m外进行，以达到在工作面前方支承压力区之外以压裂为主，支承压力区以内以湿润为主的目的，但由于煤体的透水性及软化特性不一样，顶煤弱化效果也不尽一致。2.1.4 顶煤松动爆破众所周知，对顶煤实施松动爆破就是利用炸药在煤体内爆炸而形成空腔、压碎区、松动区使煤体预先破碎、松动，待支架前移后，顶煤以小块冒落，以利于提高采出率。按爆破孔实施的位置及孔深，顶煤爆破主要分两巷深孔预爆破、工艺巷深孔预爆破和架间爆破，如兖州鲍店煤矿1310综放面、大同忻州窑矿8911工作面、鹤壁三矿2119工作面等。2.2 顶煤弱化技术分析根据实际生产经验，顶煤的弱化一般以两种方式为主：爆破和注水。一般情况下煤体的强度降低与煤体的含水率成正比，裂隙孔隙发育的煤层透水性强，容易注水，注水压力较低，而煤体致密，节理裂隙不发育的煤层透水性差，即使在较高注水压力下也不一定能取得预期效果；有些地质构造强烈、承受开采支承压力破坏严重的煤层区域，由于外生或次生裂隙大量形成，而使煤体透水性急剧增大，水从发育的裂隙中迅速流走，排至煤体之外，对软化减小冒块是极为不利的。另外，煤体的强度、变形特性、原煤含水率等物理力学性质都对预注水软化存在不同程度的影响。因此为了有效地改善顶煤冒放性，实施预注水技术之前，应在实验室进行软化特性实验，即预测煤体强度与含水率的关系。从顶煤弱化效果上讲，爆破的适用性较注水更为广泛，而煤层注水一般可以作为必要的补充，有利于降低工作面煤尘。3 注水弱化顶煤技术研究煤层注水是降低粉尘、防治冲击地压和煤与瓦斯突出等的主要工业性措施，已在生产中广泛应用。最新的研究成果有：煤对纯水吸收速度的第1影响因素是煤的平均毛细管力；第2影响因素是煤中过渡孔与半大孔的孔隙体积之和。煤的层理方向对自然渗流润湿煤体的效果影响很大，在层理方向上水渗流速度明显高于垂直层理方向上的渗流速度。完全依靠毛细作用力润湿煤体远不能达到煤矿安全规程规定的“至少提高煤体水分1%”的要求，必须进行压力注水。在中、低压力（1MPa）下，纯水的压力渗流润湿煤体的效果远不能满足煤层注水的要求。应用电测法可以测定煤层注水浸润半径。本节主要研究预注水在煤层中的渗透运动和对煤体的弱化机理与弱化效果、注水工程参数的确定方法及其应用效果，为综放开采实施预注水提高顶煤冒放性提供理论与技术依据。3.1 煤层预注水机理煤体的裂隙系统对水起着一种通道的作用，孔隙系统不易导水，在注水压力和毛细管力的共同作用下吸附水分。水在贯通裂隙中的渗流取决于注水压力P、时间和渗透系数k，而水在微孔隙中的毛细运动则取决于毛细管的半径和润湿角。据圆管层流公式可得到孔隙水的水平渗透、毛细上升和向下渗透的时间、距离与毛细管半径的关系为水平渗透： （3-1）毛细上升： （3-2）向下渗透： （3-3）式中，t为渗透时间（d），L为被润湿的毛细管长度（m），a为毛细管半径（m），为水或水溶液的表面张力（Nm1），c为水或水溶液的粘性系数（Pas），为煤的润湿角（），为水的密度，g为重力加速度。令毛细上升时的速度v=0，可得水在毛细管中上升的最大高度。对于特定煤层注入清水或含表面活性剂的水溶液时，c，cos都是一定的，据此可以计算出任一时间内不同孔径中水的毛细渗透距离和上升的最大高度。由水在煤层中的渗透运动机理，可以得出以下几点结论：（1）注水压力P是驱动水在裂隙系统中运动的动力，到达细小孔隙处P已经很小，但毛细作用力Pm却随孔径的变小而增大。孔径减速小10倍，Pm就增大10倍。当=65时，微孔及过渡孔的Pm可达数十个甚至数百个大气压力。（2）当a105m时，注水泵停止后，注水孔上方的大孔隙中将不再有水渗入，向下则可以靠重力继续流动，钻孔应尽量布置在顶煤的上部。（3）当a为106107m时，Pm比P要高，因为Pm不随路程的增长而衰减。渗入到微孔隙中的水分虽然不如大裂隙中的水分能明显提高煤的含水量，但在改变煤的物理力学性能方面起着重要的作用。（4）理论上，当煤的润湿角90时，Pm将成为注水的阻力，只有添加润湿剂降低，方能变阻力为动力。但绝大多数煤的润湿角为4085，平均为67.73.2 预注水对煤体的弱化作用煤的孔隙吸附水分后，颗粒间的粘聚力c和内摩擦角降低；裂隙面吸附水分后，其也会减小。另外，由于孔隙水压w使有效应力改变为n=而剪应力不变，则其抗剪强度降为 （3-4）式中：cw为注水后的粘聚力；为注水后的内摩擦角；w为孔隙水压力。因此，注水煤块较干煤块抗剪强度的降低值为 （3-5） 式中：（c-cw）为吸水使煤块粘聚力产生的降低量；（tantan）为吸水使煤块摩擦系数产生的降低量；而为孔隙水压使煤块抗剪强度产生的降低量。式（3-5）为水对煤块强度弱化的综合效应。表3-1为5个煤矿的大煤样（100 mm100 mm200 mm）在室内注水后所得P与煤样弹性模量E的关系。将试验结果写成线性通式为 E=E0-bP （3-6）式中：E0为煤样初始弹性模量（MPa），b为煤样弹性模量随P的变化率。式（3-6）说明P的提高使煤中的裂隙增多，弹性模量降低。表3-1 注水煤样的变形特性煤样弹性模量/MPa孔隙率/%大同11#煤晋城 3#煤汾西10#煤阳泉3#煤王庄3#煤E=3 654161PE=2 39571PE=2 368117PE=2 24843PE=3 999210P8.114.107.356.0711.60表3-2为几种煤样的物理力学性质随浸水软化系数变化的试验结果。将试验中不同浸水时间t的煤样含水率与其单轴抗压强度c的关系写成通式为c=c0- （3-7）式中，c0为煤样自然含水率时的单轴抗压强度（MPa），为煤样单轴抗压强度随含水率的变化率。式（3-7）说明随的增高，煤的单轴抗压强度c降低。3.3 预注水参数的确定方法3.3.1预注水超前工作面位置的确定工作面前方顶煤裂隙的发育可划分为4个分区：原生裂隙闭合区、原生裂隙张开区、次生裂隙发育区和大变形区。在裂隙比较发育而张开量又不大的区域进行注水，既能保证注水范围扩大，又能充分利用毛细现象润湿煤体，防止水沿大裂缝泄漏。根据10余个放顶煤工作面前方支承压力的实测结果，确定出软煤、中硬煤和硬煤工作面预注水的最佳区域见表3-3。表3-2 几种煤样软化系数煤层煤种孔隙率/%c/MPa软化系数古书院3#荫营矿15#阳泉一矿15#忻州窑矿11#水峪矿10#王庄矿3#乌达12#无烟煤无烟煤无烟煤弱粘煤焦煤贫煤肥煤4.103.226.078.117.3511.605.9125.3112.7314.0920.586.3616.097.870.880.830.780.670.740.610.78表3-3 不同煤层的最佳注水区域煤层类别普氏系数f注水超前工作面位置/m开始位置停止位置软煤中硬煤硬煤112.52.570356030452520101581033.3.2 预注水含水率的确定由5个煤层33块大煤样（300 mm300 mm300mm）的压碎试验得到煤的单轴抗压强度与大块率的关系为 （3-8）式中，Kd为大块率，即试验中大于800 mm（实际工作面大于1 m的块径）所占的比率（%）。这种块径的煤一般均丢失在采空区，是工作面的主要放煤损失。使大块率降至10%以下，顶煤放出率就可提高到90%以上。将式（3-7）代入式（3-8），得预注水软化顶煤并提高顶煤放出率的通式为 （3-9）试验测得煤样的c0和后，令K d10%，可得预注水所要求的顶煤含水率。3.3.3 润湿半径注水润湿半径有2种确定方法：（1）经验估计法，大量的注水实测资料表明，一般煤层的润湿半径为715 m，根据煤层的裂隙与孔隙发育程度选定；（2）试注测定法，先试注13个孔，采用电测法测定合理注水压力下的有效润湿半径，或用超过封孔深度的钻孔探测不同注水压力下的润湿半径。3.3.4 单孔注水量据式（3-9）计算满足顶煤放出率必须的注水含水率：，y为原煤含水率，以此确定单孔注水量为 （3-10）式中，K1为注水漏失系数，不重复浸湿时，K 1=34，重复浸湿时，K 1=23；Md为顶煤厚度（m）；L1为注水孔长度；l为封孔长度，一般不少于45 m；S为注水孔间距。3.3.5 注水孔间距图3-1为2种浸湿方式的钻孔间距图。不重复浸湿时，S =2R；重复浸湿时，S=2Ra。根据注水压力P随远离钻孔呈非线性衰减的规律，每孔充分浸湿范围约R/3（图3-1（a）的阴影部分），其余2R/3的范围需要重复浸湿，故a=2R/3。图3-1 2种浸湿方式3.3.6 每孔注水时间选定注水泵，确定每孔的注水时间t为 （3-11）式中：q为注水泵流量。3.3.7 注水压力的确定与预测在克服气体（瓦斯等）压力、渗流阻力和不致裂煤层的条件下，确定合理注水压力的范围应为（1.52.0）PgP（0.80.95）Pv （3-12）式中：Pv=0.01H为上覆岩层压力（MPa），P为注水压力（MPa），Pg为煤层中的气体压力（MPa）。煤体的渗透系数，在采深一定时，为定值，故可表达为 （3-13）式中：A=a1exp（-b1）煤层注水可归结为静压注水（给定压力）与动压注水（给定流量）。给定压力的数学模型为 （3-14）其解为给定流量的数学模型为 （3-15）其解为 （3-16）式中，P为孔隙水压力（MPa）； P1为孔口注水压力（MPa）；P2为注水区域边界压力（MPa）；c1为渗透系数随孔隙压力变化系数（MPa）1；为水的密度，取0.001 kg/cm3；q为单位时间单位注水孔长度和单位煤层厚度的注水量（cm3/h）；A为给定深度下的渗透系数初值（cm/h）；L2为注水半径。3.3.8 注水孔布置依据工作面长度，有单侧和双侧2种布孔方式。工作面长为100 m左右时，可单侧布孔，即从回风巷向运输巷钻深孔布置，孔的水平转角一般为70左右，孔底距运输巷约为工作面长度的1/3；工作面长为200 m左右时，可双侧布孔，即从上下平巷向中部钻深孔布置。根据注水巷位置的不同分为底层巷布孔和顶层巷布孔。底层巷布孔，钻孔有相应的仰角；顶层巷布孔，一般为水平钻孔。 3.4 工程应用3.4.1 基本条件工业试验在潞安王庄矿3#煤4309工作面进行。该面东为4311工作面，西为4307工作面，均为已采区，如图3-2所示。采深为150250 m，煤厚为7.02 m，倾角为57，f平均值为1.52.5，中层f3。工作面长为120 m，推进长为614 m。顶煤中有修复的原4311集中风巷和4307集中运巷，可用于注水。图3-2中给出了28个注水孔的编号及位置。图3-2 4309工作面及注水钻孔布置3.4.2 主要注水参数的试验与选择预注水相关参数的试验结果见表3-4。由表3-4可知：王庄矿3#煤注水效果最好，注水可使强度降低50%左右；古书院矿3#煤注水效果最差，几乎没有弱化效果；忻州窑矿1112#注水效果较好。为便于对比，将晋城古书院矿3#煤和大同忻州窑矿1112#煤的试验结果也列入表3-4中。试验表明，王庄矿3#煤层的单轴抗压强度c随含水率的变化规律为c=28.34-6.96。含水率（含水量）随浸泡时间t和注水压力P以及围压2=3的变化如图3-3所示。由图3-3（a）可知，浸泡10d后，含水率有明显增高趋势。由图3-3（b）可知，增加P可增加含水量，但P若过大，会破坏贮水空间，又使含水量降低。由图3-3（c）可知，在P不变的情况下，含水量随2的增大而减小，当2=H时，即注水在工作面前方40m以外时，选择P2.0 MPa；当2 = （1.52.0）H时，即注水在工作面前方2030m时，选择P3.0MPa；当2= （2.53.0）H时，即注水在工作面前方1015m时，选择P5.0 MPa。3.4.3 预注水钻孔的布置与注水实施采用顶层巷单侧布孔，局部断层处底层巷双侧交替布孔，见图3-2。孔长7075 m，水平转角7075以使钻孔与煤层中2组呈X形分布的主裂隙斜交，并使工作面在推进过程中逐渐接触每孔的注水区；为探索最佳注水孔间距，采用15，20 m两种间距，并在断层区适当调整。注水孔径为42mm，水泥砂浆封孔长度表3-4 煤层的主要参数参数普氏系数f孔隙率/%裂隙间距/mm裂隙分维D裂隙条数N1m导水系数/md原煤含水率/%浸泡含水率/%注水含水率/%软化系数注水压力/Mpa最佳注水区/m注水孔间距/m注水后强度/Mpa王庄矿3#煤1.52.511.60 134.10 1.6920 3.72 0.1300 1.76 3.46 2.96 0.61 32.5煤壁前84015，2010.50 古书院矿3#煤2.53.54.10 170.00 1.4179 11.20 0.0707 2.63 3.01 2.80 0.85 23煤壁前63015.00 26.00 忻州窑矿11-12#煤3.08.11 150.60 1.4505 7.40 0.4279 4.82 8.08 7.13 0.67 3.0煤壁前63517.00 14.94 图3-3 煤样-t，-P，-2关系曲线为68 m，断层区封孔长度加长至25 m。选用2台5D-2/150型注水泵，采用平行复注水方式，即一台注水泵超前工作面40 m以外注水，另一台注水泵在40 m内最佳区域复注水。3.4.4 预注水效果及其分析3.4.4.1注水量与注水压力试验段内共11个注水孔，其注水参数见表3-5。当注水终压小于6 MPa时，注水量很少；当注水终压接近平均压力时，实际注水量为理论注水量的22.5倍。其原因是，理论注水量是根据室内煤样注水后的含水率计算的，而现场煤体的裂隙和孔隙要比煤样中的裂隙和孔隙发育得多，加上构造及开采压力的影响，致使实际需水量要大得多。表3-5 试验段注水参数注水孔号设计注水量/t实际注水量/t注水终压/MPa1#2#3#4#5#6#7#8#9#10#11#10020220220221421421421421421421402602032232136221632553050936607.26.36.06.23.26.07.58.48.07.36#11#孔2个试验段注水区域的顶煤测定结果（表3-6）表明，注水压力大，注水量多，含水率高，顶煤放出率也高。但注水压力太大，水会沿煤层裂隙流失，注水效果反而差。因此，注水终压只要达到理论计算的平均压力，便会取得好的注水效果。表3-6 试验段注水效果参数试验段平均注水量/tm1原煤含水率/%注水后实测含水率/%含水率比原煤提高/%注水后抗压强度/MPa顶煤放出率/%放煤工艺6#8#孔9.11.532.350.8211.9875.20三刀间隔9#11#孔16.81.532.711.189.5078.97三刀间隔3.4.4.2 顶煤放出效果对2个注水段和未注水段的顶煤含水率和放出率的分析表明：第1试验段（6#8#孔）：6#8#孔实际注水量分别为62，216和325 t，平均注水量为9.1 t/m，顶煤注水后实测含水率为2.35%，比注水前提高了0.82%，强度降低为11.98 MPa。采用3刀间隔分段放煤时，放出率为75.2%。第2试验段（9#11#孔）：9#11#孔实际注水量分别为530，509和366 t，平均注水量为16.8 t/m，顶煤注水后实测含水率为2.71%，比注水前提高了1.18%，强度降低为9.5 MPa。采用3刀间隔分段放煤时，放出率为78.97%；采用2刀间隔分段放煤时，放出率为84.2%。放煤时粉尘浓度平均为370.5mg/m3，平均日推进为3.13 m，日产量为2 829.67 t。比较2个试验段，由于平均注水量由9.1 t/m提高到16.8 t/m，因此，实测含水率由2.35%提高到2.71%，强度由11.98 MPa下降为9.5 MPa，放出率由75.2%提高到78.97%。未实施预注水段的测试结果表明，顶煤含水率为1.53%，放煤时粉尘浓度为839.6 mg/m3，平均日产量为1 948.1 t，放出率为61.6%。3.4.4.3 经济效益分析试验工作面实施注水的工程费用包括钻孔费1 680元、水费2 912元、封孔费560元、注水泵折旧费487.5元和电费5 096元，共计10 735.5元。实施预注水弱化顶煤后，使顶煤放出率提高了17.37%，多采出煤炭69 110.36 t，按120元/t计，则多出煤炭产生的效益为8 293 243.2元，净收入为8 282 507.7元，即828.25万元。3.5 结论通过对预注水弱化顶煤的理论研究及其工程应用，可以得出以下结论：（1）水在贯通裂隙中的流动和渗透取决于注水泵的压力和注水时间。停泵后，已注入煤体中的水在重力作用下下渗，注水孔应置于顶煤上部；水在微裂隙与孔隙中的渗透，主要取决于微裂隙和孔隙的分布特征和渗透时间，渗透35 m的距离需要10余天时间。结合对工作面前方煤体裂隙发展变化规律的研究，确定了软煤、中硬煤和硬煤综放开采工作面超前预注水的合理位置与超前时间。（2）水对煤体的弱化机理可综合表达为式（3-5），注水压力P对煤的弹性模量E的影响可写为式（3-6），含水率对煤的单轴抗压强度c的影响可以写为式（3-7），预注水软化顶煤，提高顶煤放出率的通式可写为式（3-9）。试验测定具体煤层的软化常数a，b后，可得预注水所要求的顶煤含水率，此乃确定注水量的基础。（3）提出了预注水弱化顶煤的润湿半径、注水量、注水孔间距、注水时间、注水压力和注水孔布置等参数的确定方法。（4）将理论研究结果应用于工程实际，使得王庄矿中硬煤综放面顶煤放出率提高17%，粉尘浓度降低56%，产量提高45%，创造了828.25万元的显著经济效益。4 爆破弱化顶煤技术研究4.1 坚硬煤体爆破弱化的破煤机理坚硬顶煤弱化爆破是一种在无限介质岩体中的爆破。根据岩石爆破破碎理论，顶煤弱化爆破破碎是爆生气体和应力波综合作用的结果，但坚硬煤体的波阻抗相对较低，因此爆生气体的作用相对增大。煤体装药爆炸后，首先是炸药爆炸瞬间产生的高温高压作用，在炸药与炮孔壁间的空气中形成空气冲击波，并立即作用在煤体上，产生在煤体内以超音速传播的冲击波，冲击波压力远远高于煤体抗压强度，它对煤体施加极强的冲击压缩效应，造成药包周围煤体被极度压碎形成粉碎区。虽然粉碎区范围很小，却消耗了冲击波的大部分能量，使得粉碎区界面上冲击波衰减成压缩应力波。压缩应力波继续在煤体中径向传播过后，对孔壁的径向方向产生压应力和压缩变形，而切向方向将产生拉应力和拉伸变形；由于煤体的抗拉强度比其抗压强度小的多，当切向拉应力大于煤体的动态抗拉强度时，该处煤体被拉断，构成与粉碎区贯通的径向裂隙。在冲击波、应力波作用下，煤体受到强烈的压缩后，其体内积蓄了一部分弹性变形能。当粉碎区空腔形成、径向裂隙张开、压力迅速下降到一定程度时，原先在药包周围的煤体在被压缩过程中积蓄的弹性变形能释放出来，并转变为卸载拉伸波，形成与压应力波作用相反的向心拉应力，使煤体质点产生反向的径向运动。当此向心拉应力大于煤体的动态抗拉强度时，该处煤体被拉断形成环向裂隙。在径向裂隙和环向裂隙形成的同时，由于径向应力与切向应力作用的结果，还可能形成剪切裂隙。在应力波作用下炮孔周围煤体中形成了初始裂隙，同时，高压爆生气体的膨胀挤压作用在周围煤体上形成一个准静态应力场，气体膨胀楔入裂隙，引起裂隙进一步延伸和扩张，只有当应力波与爆生气体压力衰减到一定程度后裂隙扩展才能停止。裂纹在传播过程中会产生分叉现象。这样随着径向裂隙、环向裂隙和剪切裂隙的形成、扩展、贯通，各种纵横交错、内密外疏、内宽外细的裂隙网将煤体分割成大小不等的碎块和破坏区。近粉碎区处煤块细碎，远粉碎区处大块增多，或只出现延伸的径向裂隙。4.2 顶煤预先爆破弱化的爆破特点爆破是矿山放落矿体和破碎岩体的常用方法，预先深孔爆破是坚硬顶煤预先弱化的主要手段，但它明显不同于常规的井下爆破。分析顶煤预先爆破的最终目的和作用形式，它具有下述显著特点：（1）顶煤预先爆破只有一个自由面（巷道帮面），但其与炮孔轴向垂直，且由于保护作业空间的需要，这个自由面实际上不能利用，因此顶煤预先爆破实际上没有爆破自由面，而矿山各种常规爆破中都至少存在有一个明显的爆破自由面。（2）顶煤预先爆破中，为了保护有限的作业空间环境，爆破中不允许产生抛掷或冲炮现象，应将爆破作用主要控制于对顶煤体内部的损伤破坏，因此顶煤预先爆破不产生明显的外部作用现象，而常规爆破中都要发生爆破抛掷、爆破漏斗，或产生可以直接观察到的爆破预裂面、爆破松动裂缝等明显的外部作用现象。（3）顶煤预先爆破的炮孔深度达到30m左右、单孔装药量达到50kg左右、一次起爆药量可以达到几百公斤，而煤矿井下常规爆破一般炮孔深度不超过4m、单孔装药量不超过3kg、一次起爆炸药量仅几公斤到几十公斤，因此顶煤预先爆破相对来说是一种井下大型爆破。（4）井下常规爆破由于具有明显的外部作用现象，爆破作用结果易于直接观测，但顶煤预先爆破作用的结果不易直接观测。从上述特点可以看出，顶煤预先爆破是明显不同于井下常规的抛掷爆破、破碎爆破、松动爆破和预裂爆破形式的一种特殊爆破形式。对这种爆破作用形式目前还研究的不多。由于它的显著特殊性，笔者就将这种爆破称为“弱化爆破”。弱化爆破是一种没有爆破自由面，不能出现明显爆破外部作用现象，利用爆破的内部作用在无限介质煤岩体中引起内部损伤破坏，从而降低煤岩体整体强度的爆破形式。弱化爆破一般采用柱状延长药包。4.3 顶煤爆破弱化的影响作用4.3.1 顶煤爆破弱化对矿压显现的影响在综放工作面由底板支架顶煤顶板组成的支架围岩系统中，顶煤是支架直接支护的对象，顶板活动及其压力只有通顶煤的传递才能影响到支架。研究表明，顶煤整体力学特性对工作面矿压显现影响很大，第四章分析已经证明，顶煤预先爆破弱化降低了顶煤的整体刚度，顶煤整体刚度的降低也就意味着坚硬顶煤的矿压显现特性减弱了，因此顶煤预先爆破弱化影响工作面矿压显现的主要原因正是由于其对顶煤整体力学特性刚度的降低的影响。预先弱化爆破降低顶煤整体刚度从两方面影响工作煤矿压现象：一是在一定程度上影响了工作面前方支承压力的分布特征，二是显著影响支架上方顶煤的整体承载能力。（1）坚硬煤层一般顶板也比较坚硬，顶板弯曲下沉变形以给定变形曲率方式为主。顶煤预先爆破弱化后，工作面前方煤体在顶板压力作用下的压缩变形刚度的降低必然引起其压缩变形范围的扩大，从而引起支承压力影响范围的扩大、峰值压力的下降和前移，使顶板活动范围扩大。根据相似材料模拟实验，顶煤爆破弱化后工作面前方支承压力的峰值降低，峰值点前移了12m，影响范围向前扩大了46m。支承压力峰值的前移和降低，必然使工作面周期来压会有一定缓和。工作面前方顶煤中支承压力的分布情况顶煤中支承压力的分布范围不但扩大了，而且应力分布发生了明显的起伏波动现象。顶煤中的应力起伏波动应该是爆破引起的应力集中与采场引起的应力集中叠加的结果。（2）坚硬顶煤不进行预先爆破弱化时，由于支承压力的破碎作用不足，顶煤到达支架上方时一般只能破裂成大块状而像砖块一样堆砌在支架上。由于大块煤本身的强度高，破裂后块体的形状比较规则，块体之间的咬合力也比较大，因此大块煤堆砌体的整体抗压强度也高。顶煤弱化爆破后，达到支架上方时整体破坏程度已经较大，特别是由于爆破破碎带之间的间距一般都大大小于支架顶梁长度，使支架上方顶煤中难于形成较大的块煤堆砌支撑体，如图4-1所示。由于支架上顶煤堆砌体的有效宽度减小，压缩变形性加大，稳定性下降，使其传递顶板运动压力的能力和整体承载能力降低，因此作用到支架上的压力载荷减少。根据红会一矿1501工作面矿压监测，顶煤预先爆破弱化不好时，工作面支架载荷相对较大，矿压显现加剧；预先弱化越好，工作面矿压显现越缓和，但相比一般综放面仍然较剧烈。因此顶煤预先弱化爆破对坚硬煤层综放工作面的矿压显现具有重要影响，进行顶煤预先爆破弱化可以减弱周期来压显现的剧烈程度，有利于控制和预防“大压”顶板灾变事故的发生。图4-1 支架上方顶煤堆砌体分布示意图4.3.2 顶煤爆破弱化对顶煤顶板活动的影响坚硬顶煤综放工作面的顶煤顶板活动具有自身规律性，但顶煤预先弱化爆破仍然对顶煤顶板的变形运移要产生一定影响。根据现场观测和模拟实验，其主要影响表现在以下几个方面：（1）使顶煤顶板开始移动的始动点位置提前，变形移动范围扩大，尤其顶煤更为明显。根据现场观测，红会一矿1501综放面顶煤的始动点大约在工作面前方45m处，忻州窑矿8914综放面顶煤的始动点大约在工作面前方30m处。根据顶煤顶板活动的一般规律，综放工作面顶煤顶板始动点超前煤壁的距离随着顶煤强度的增大而减少，即顶煤越坚硬，顶煤顶板始动点超前距离应该越小。但红会一矿和忻州窑硬煤层综放面顶煤顶板始动点超前距离却与一般综放面相差不大，其根本原因就在于进行了顶煤预先爆破弱化。（2）使顶煤顶板的变形位移量增加。顶煤中弱化爆破松动破碎区在顶煤移动变形过程中起到了部分位移补偿空间的作用，因而使顶煤的相对水平位移和垂直位移都能增加。（3）使顶板破断步距有所减小。顶煤顶板活动范围的扩大和变形位移量的增加使顶板破坏程度加大，将必然造成顶板破断步距的一定程度减小，从而能使工作面矿压显现有所缓和。（4）使顶板结构失稳运动对工作面及支架的影响作用明显减弱。前面已经提到，爆破弱化后支架上方顶煤的承载能力和传递顶板压力的能力降低，因此顶板结构失稳运动对工作面支架的有效作用力明显减小，使工作面矿压显现得到明显缓和。（5）爆破震动可能引起顶板中的准平衡结构的失稳。顶煤预先弱化爆破尽管距工作面距离较远，但由于一次爆炸药量一般要达几百公斤，爆破震动能量大、影响范围远，因此爆破震动有时可引发工作面顶板中稳定性不高的准平衡结构发生失稳运动，但根据现场观察，主要影响中位顶板中的“小结构”，而对高位顶板中的“砌体梁”大结构的影响作用不大。为预防弱化爆破对工作面安全的不利影响，爆破时工作面支架应处于最小控顶距，并应处于良好工作状态。预先弱化爆破影响工作面顶煤顶板活动的根本原因在于弱化爆破作用降低了顶煤的整体刚度和强度。另外弱化爆破后顶煤采出率提高了，采空区顶煤放出空间的体积增大了，使参与活动的顶板总厚度加大，这则有可能加剧工作面的矿压显现。4.4 工程应用4.4.1 工作面基本条件（1）地质条件红会一矿1501综放试验工作面煤层的埋深323351m、倾角611，煤层厚度12.024.2m、平均16.0m。根据现场调查，煤层分层厚度1.803.20m，平均2.34m，发育裂隙一组，走向WE、倾角8090，裂隙线间距0.151.50m，平均0.65m，裂隙线密度平均1.54条/m，裂隙长度0.31.1m，一般为0.50.7m，煤体坚硬致密、节理裂隙不发育。工作面走向长度415m，倾斜长度145.5m，可采储量1.1Mt。煤层之上有平均0.7m泥岩，直接顶为厚度5.8m的白色或灰色细砂岩，老顶为厚度7.8m灰白色含砾粗砂岩，比较坚硬，煤层顶板属级2类。煤层有自然发火倾向，自然发火期46个月，煤尘有爆炸危险，爆炸指数25.37%。煤岩力学参数见表4-2，煤层综合柱状见图4-2。（2）工作面巷道布置1501综放工作面的巷道布置如图4-3所示。运输巷和回风巷均沿煤层底板布置，在顶煤中布置了两条专用爆破工艺巷，1#工艺巷距回风巷中心40m，2#工艺巷距运输巷中心40m。工艺巷与工作面两巷平行布设，其中心距65.5m。工艺巷底板距底煤2.5m。工艺巷这样布置即有利于预先弱化顶煤时的钻孔布设，使顶煤能比较均匀地破碎，便于弱化爆破时的施工作业，又有利于工作面端面顶煤稳定。为控制顶板初垮并提高处采阶段顶煤采出率，在顶煤内距切眼22.5m远处平行切眼布置了一条辅助切眼。工作面所有巷道均采用锚网支护形式。由于预先弱化爆破的反复震动对工作面两道的围岩稳定有较大影响，为确保两道安全，将超前支护距离加大到了60m。图4-2 1501工作面煤层综合柱状图1501工作面采用三进一回的通风方式，即运输巷和两条工艺巷进风，回风巷回风。由于顶煤厚度很大，垮落顶煤会不时填满采空区而是工艺巷进风量很小，因此为确保工艺巷内施工安全和及时排出炮烟，两工艺巷内都安设了局扇。表4-1 1501工作面煤岩力学参数表层位岩性抗压强度/Mpa抗拉强度/Mpa弹性模量/Gpa泊松比内摩擦角/粘结力/Mpa老顶粗砂岩41.5632.98.721.0 0.30 35.515.4直接顶粉细砂岩34438.712.527.260.34 35.510.8伪顶泥岩30431.822.260.17 40.56.6煤层1739.21.31.523.40.26 30.94.7图4-3 1501工作面巷道布置示意图（3）采放工艺采煤机进刀方式为机尾斜切进刀割三角煤，割煤方式为单向下行，往返一次割一刀煤，采煤机割一刀煤共需95分钟。移架方式为顺序追机移架。一般采用降架移架，以充分发挥支架反复支撑作用破碎下位顶煤。当下位顶煤已破碎时采用带压移架。由于顶煤预先弱化后垮落角较大，经过现场试验比较后，工作面采用一采一放，放顶煤步距0.6m。由于顶煤量很大，且破碎块度也较大，在放煤过程容易形成挤压平衡拱，为加快放煤速度，将整个工作面分为三段同时放煤，段内采用从下往上顺序三轮双口均匀放煤，每轮约放出三分之一的顶煤量。顶煤预先弱化作业具有相对独立性，与工作面内的采放工序平行作业。4.4.2 顶煤预先弱化爆破试验的主要参数确定（1）顺槽侧安全隔离带宽度工作面运输平巷和回风平巷要受爆破震动效应影响。为保证工作面两顺槽不因顶煤预先弱化爆破而受到损坏，在顺槽与爆破孔孔底间必须留有足够宽度的安全隔离带。合理的安全隔离带宽度应该是在保证工作面顺槽安全的前提下尽量地减少其宽度，以便工作面两端顶煤能得到较充分的破碎。从爆破作用本身来说，炮孔深度越大，炮孔线装药密度越大，炸药的威力越大，以及爆破受到的夹制力越大，则爆破产生的轴向冲击能量就越大，因此需要留设的安全隔离带宽度就需越宽。根据公式进行的巷帮垂直质点振速的计算分析及现场试验，当采用2#煤矿铵梯炸药，线装药密度2kg/m，爆破位置超前工作面煤壁40m以上，炮孔深度30m左右时，合理的安全隔离带宽度应为10m。（2）中间工艺巷数目及位置根据顺槽侧的安全隔离带宽度、允许的最大炮孔深度及工作面长度需要布置两条中间巷。两中间工艺巷沿工作面倾向的位置应使所有炮孔深度相差不大，因此采取平行顺槽对称布置。1#中间工艺巷距回风巷中心40m，2#中间工艺巷距运输平巷中心40m，两中间工艺巷中心距65.5m。炮孔长度约为30m。中间工艺巷的层位应位于顶煤沿全厚度方向的中下部，以减小钻孔最大俯角，利于扇形布孔，提高施工效率和爆破效果。中间工艺巷断面应满足综合弱化施工需要。中间工艺巷布置见图6.2。（3）炮孔直径及药卷直径炮孔直径和药卷直径主要取决于钻孔施工技术、炮孔线装药密度和装药不偶合系数。研究表明，采用不偶合装药、增大线装药密度可以提高顶煤预先爆破时炸药能量的利用率，但线装药密度过大，则由于布孔密度减小将使大块增多，且钻孔施工难度增大。根据现场试验和实验结果，以及使用的液压钻机及岩石电钻的性能，确定线装药密度2.0kg/m，药卷直径为50mm，炮孔直径62mm，不偶合系数为62/50=1.24。根据炸药阻抗与岩石阻抗匹配原则及现有煤矿许用炸药种类和现场试验，选用2#煤矿抗水炸药，密度1.02g/cm3，爆速3260m/s。药卷长度500mm，每卷重1.0kg，采用专门研制的抗静电拒燃朔料管包装。（4）炮孔间距和排距根据公式计算以及现场试验结果，采用2#煤矿抗水炸药，药卷直径50mm，炮孔直径62mm时的单孔压缩粉碎区半径为0.08m，裂隙发育区半径0.32m，裂隙区半径为0.64m。因此取扇形布孔孔底距a=2.5m，钻孔开口间距根据巷道断面及施工技术取为0.4m。根据计算和现场试验，考虑动压注水的附加作用，确定钻孔排距b=2.0m。孔底距底煤1.5m，距顶板1.0m。（5）装药结构与封孔长度采用不偶合连续装药，并根据公式先计算出各个炮孔的封堵长度初值，然后以0.5m为步长，作适当调整后确定。一般情况下应采取上靠调整方法。（6）超前爆破距离与起爆方式根据相似材料模拟实验、数值计算分析和现场观测，工作面支承压力峰值位于煤壁前方68m处，支承压力超前影响范围为30m左右，因此合理的预先弱化爆破超前距离应为35m以上。为防止拒爆现象发生，确保安全爆破，采用电雷管和煤矿安全导爆索正向起爆方式。（7）一次最大起爆炸药量根据计算分析和现场试验，一次最大起爆炸药量应小于500kg。因此采用单巷每次起爆一排装药孔，每次起爆炸药量约453kg。4.4.3 初采阶段顶煤顶板的爆破松动试验减少初采顶煤损失是提高顶煤采出率的途径之一，在坚硬煤层条件下作用更为突出。坚硬煤层综放开采时顶煤的初次垮落步距和顶板的初次来压步距大，坚顶煤初次垮落前根本无法回收顶煤，初垮后顶板初次来压前，即使顶煤可以放出，但为防止顶板大面积突然垮落可能引起的灾害，一般也不能将顶煤放出过多，采空区必须留有足够厚度的松散顶煤充当缓冲垫层。坚硬煤层综放开采时减少初采阶段顶煤损失的关键是要设法减小顶煤顶板的初垮步距。红会一矿1501综放工作面采用辅助切眼通过深孔爆破强制切断顶板和破碎放落顶煤，并配合面内架后切眼上方浅孔爆破切槽取得了良好效果。（1）面内切眼下位顶煤浅孔爆破切槽1501综放面开切眼采用锚网支护，由于锚杆作用和顶煤坚硬，切眼上方下位顶煤极难垮落。面内爆破切槽具体做法是在工作面推进35m后，在支架后上方（原切眼锚固区域）沿工作面倾斜方向布置23排直径42mm的炮孔进行爆破。炮孔深度2.02.2m、间距1.82.0m、排距0.5m，炮孔倾角70左右。面内爆破切槽破坏了切眼锚网支护的锚固区，顶煤冒落高度在1.82.5m之间。（2）辅助切眼内深孔爆破切顶及放落中上位顶煤辅助切眼炮孔布置如图4-4、图4-5。除1#孔的孔底落在工作面前方顶煤中外，其余各孔孔底均在工作面切眼上方顶煤或顶板中，炮孔孔底距3m、排距1.25m，孔口呈五花形。1#孔长6m，其余孔长在27.537.5m间。炮孔直径62mm，药卷直径50mm、每卷长500mm，采用矿用安全导爆索和电雷管正向起爆。每次起爆12排。辅助切眼内布置320个炮孔，其中破煤孔264个，切顶孔56个。根据模拟实验和相邻工作面矿压观测资料推断，在不采取上述处理措施的情况下，顶煤初次垮落步距为16m，直接顶初次垮落步距为36m，老顶初次来压步距为46m。采取强制爆破后顶煤初垮步距减少到8m，直接顶初垮步距减少到15.3m，老顶初次来压步距减少到32m。顶板初次垮落步距和初次来压步距都明显减小，防止了初采阶段煤层顶板大面积悬空，使工作面安全、顺利地渡过了初采阶段，减少顶