礦井巷道頂板礦壓控制與協同綜采技術探析

王利民，張文波

（晉能控股煤業集團同忻煤礦山西有限公司，山西 大同 037003）

引言

某礦所處的地質條件比較繁雜，其埋深高度和平均厚度分別是620 m和2.45 m，煤層在不同層次其厚度也不相同，若相差比較大則為中厚煤層，可以開采的指數和厚度變化系數分別是0.94和35.8%，可以開采煤層的穩固性決定了煤層的穩固性的水平，0~2層中有夾矸，具有非常繁雜的構造，泥巖、石灰巖、粉砂巖、砂質泥巖構成了頂板；鋁土泥巖、泥巖、砂質泥巖構成了底板。分散狀的黏土礦物在礦物質中占有主要的地位，其在礦物質中所占的比例大約為7.3%～15.7%，平均11.6%，礦物質中有比較少的細胞充填狀和塊狀黏土礦物存在其中[1-2]。

在綜采時，在井下因為繁雜的地質條件，巷道頂板在綜采的騷動與頂板來壓的兩者雙重作用下礦壓表現猛烈，致使巷幫形狀改變、頂板跨落等，不但井下安全的綜采受到了影響，而且要多次對發生變形的巷道和頂板跨落等危險地方進行加固，使井下的綜采的進程受到了影響。所以，在以分析造成井下礦壓的因素為基礎，一項新的技術被提了出來，其技術包括綜采安全技術及井下頂板礦壓控制。

1 頂板礦壓的控制技術方案

1.1 預裂爆破

依據煤礦井下所處的地質條件和松動爆破的需求相結合，確定不耦合裝藥爆破的計劃被使用，為了得到更好的提前預裂成效，就需要明確裝藥的直徑與爆破孔，依據井下爆破的實際經驗，炸藥在爆破時在單位時間消耗量為q=0.4 kg/m3，依據長時間的爆破經驗與物理特點明確炮孔在爆破的時候每米需要的裝藥量計算公式為：

式中：R為松動爆破之后的半徑，依據實際檢測確定其數值為1.5。

將數值代入公式得：Qm=3.08 kg/m。

對爆破藥的直徑的計算依據的是爆破時炸藥在每米能夠裝的量與爆破藥的濃度，計算公式為：

式中：P為爆破藥的密度，取1 125 kg/m3。

將數值代入公式得：d=59.1 mm。

由于存在定量的余量在爆破的工程中，所以將60 mm配置成炸爆破藥的直徑。

通常1.25倍的裝藥直徑即為爆破孔的直徑，所以75 mm即為預裂爆破孔在井下的直徑。

根據實際的煤礦井下的狀況，明確一行預裂爆破孔被安置在頂板上，其頂板的位置是綜采面液壓支架尾部的位置，圖1即為煤礦井下綜采預裂爆破孔布置方案圖。

圖1 綜采面預裂爆破孔布置方案圖

井下綜采面有269 m長的的斜坡，需要的預裂爆破孔為18個被安置在這段斜坡上，在爆破孔中第一個的位置是其中心位置與左側綜采面的腰線在同一水平線上，預裂爆破孔的直徑和深度分別是75 mm和15 m，把6 m和8 m分別設置為爆破藥和密封段的長度，并預留200 mm間隙在預裂爆破孔的最底端，其作用是安置爆破雷管。設置夾角的度數60°，其夾角是頂板與爆破孔兩者之間的角度。并把3 m設置成相鄰的兩個炮孔的間距。把25 m設置成第2—18號炮孔的深度，其直徑與第一個預裂爆破孔的相同，同樣預留200 mm間隙在預裂爆破孔的最底端用于安置爆破雷管，其夾角應該設置為45°，確保不同層次的巖層都能可靠的爆破[3]。

本計劃具有對爆破時間與位置依據地質條件的不同而選擇也不相同的特點，而且，高靈活度的爆破控制，良好的爆破成效，更好地阻止了礦壓波動的途徑，使牢靠和穩固的綜采頂板得到保障，進一步確保了井下持續不斷地綜采操作，符合了綜采工作效率提高的要求。

1.2 調節液壓支架初撐力

在煤礦井下綜采工作時，由于開采的強度較大致使頂板穩固的結構由于墜落失去穩定性而被損壞，所以在綜采時為了其頂板與圍巖承載結構的穩固性，就要對液壓支架的支護阻力與初撐力進行調整，對穩固的頂板提供了保障，在煤礦井下液壓支架中，8 000～1 600 kN是支護阻力在煤礦井下液壓支架中的范圍，當初撐力在煤礦井下液壓支架中的最好的數值確定時，監督檢測頂板下沉量時應選取不同比值，其比值是初撐力/支護阻力的比，本文選取的數值是0.4，0.5，0.6，0.7，0.8，圖2即為其監督檢測的結果曲線圖。

圖2 不同初撐力情況下的頂板下沉量

根據監督檢測的結果表明，由于逐漸增大的支護阻力，選取的比值不同，其頂板都會下沉，但是其下沉量在逐漸減小，比值越大下降的越緩慢，但在現實工作時，越大的液壓支架的支護阻力，就會影響支架的使用時間，所以在使用煤礦井下液壓支架的時候，通常把初撐力與支護力的比值控制在0.7左右，在選擇液壓支架的初撐力時，受液壓支架不同的影響，把初撐力與支護阻力的比值確定為0.6～0.7，能夠為穩固的井下巷道頂板和安全的綜采工作提供保障。

2 新型的井下協同綜采安全技術的提出

井下綜采在預裂爆破方案和調節液壓支架初撐力方案兩者相互作用下，使其工作效率得到較大幅度的提升，但因為有局部的松動的巷道存在于爆破之后，所以固有的綜采方案（串行式）已經沒有辦法符合安全和高效率的綜采的要求。根據實際的煤礦井下的狀況，一種新的綜采技術被提出來，其技術即為井下協同綜采技術，圖3即為煤礦井下協同綜采布置結構示意圖。

圖3 煤礦井下協同綜采布置結構示意圖

為了達到井下頂板的要求，垮落段與充填段構成了煤礦井下綜采面，固有的液壓支架支護被垮落段所使用，充填液壓支架與使用過渡液壓支架兩者被同步使用在充填段進行工作，為了達到綜采工作時的要求，刮板輸送機及一組采煤機協同工作，其位置是位于綜采面的前方，充填液壓架充填巷道的后方，為綜采面實施充填工作提供保障。依據使用時總結的經驗，在使用協同綜采工作時可以靈活地調節采煤段與充填段在綜采面的長度，以達到更安全、更有效率的充填效果的要求，依據井下現實的檢測確定，要取得最好的綜采平衡率就需要選取7∶3的綜采長度與充填長度的比值。

3 礦壓控制及協同綜采技術的應用情況

礦壓控制與協同綜采技術被某礦的井下巷道頂板應用以后，統計綜采面的礦壓從2020年5月—2020年7月之間出現的狀況，47.3 m的步距是頂板來壓的距離，液壓支架的工作阻力能夠承受頂板來壓時候的力度，逐漸減小綜采面的壓力，巷道頂板完好，沒有頂板跨落、片幫等非正常現象出現，使礦壓事故可以被很好的制止，其事故是由于在井下綜采時礦壓振動造成的，并且因為安全的井下綜采工作得到了保障，降低了因為事故而停止生產，提高不低于11.4%的煤礦井下綜采作業效率。

4 結語

1）為了給巷道頂板提供更加安全的保障，由于頂板在礦壓振動時的下沉量明顯下降，其經過了調節液壓支架的初撐力與預裂爆破方案兩種方案共同作用下調整并完成。

2）為了取得最好的綜采平衡率就需要選取比值為7∶3的綜采長度與充填長度的比值，提高了不低于11.4%的煤礦井下綜采作業效率。