鄭富洋

(山西晉城無(wú)煙煤礦業(yè)集團(tuán)有限責(zé)任公司，山西 晉城 048006)

堅(jiān)硬難垮落頂板的控制一直是我國(guó)礦山壓力理論和實(shí)踐研究中的一項(xiàng)重要內(nèi)容。目前比較有效的方法有高壓注水和強(qiáng)制放頂2 種，現(xiàn)場(chǎng)使用最為廣泛的為強(qiáng)制放頂。堅(jiān)硬頂板工作面采用綜合機(jī)械化開(kāi)采的過(guò)程中，存在頂板懸露面積大和大面積冒落的安全隱患。而堅(jiān)硬頂板采場(chǎng)與普通采場(chǎng)礦山壓力顯現(xiàn)的主要區(qū)別在于周期性來(lái)壓的程度不同。本文通過(guò)分析古書(shū)院煤礦151306 工作面堅(jiān)硬頂板的破斷規(guī)律，研究堅(jiān)硬頂板強(qiáng)制放頂機(jī)理，優(yōu)化強(qiáng)制放頂參數(shù)，有效控制堅(jiān)硬頂板的來(lái)壓步距，消除堅(jiān)硬頂板帶來(lái)的安全隱患。同時(shí)，研究成果不僅在本礦區(qū)具有廣泛的應(yīng)用前景，而且在有類(lèi)似條件的礦區(qū)也有重要的推廣、使用價(jià)值。

1 工程概況

古書(shū)院煤礦151306 工作面開(kāi)采15 號(hào)煤層，工作面標(biāo)高在611.5～627.5m 之間。工作面設(shè)計(jì)長(zhǎng)度:走向長(zhǎng)742.958m;傾斜長(zhǎng)180.5m。工作面基本頂為厚2.30m 的砂質(zhì)泥巖;直接頂為K1灰?guī)r，呈深灰色，含方解石，質(zhì)地堅(jiān)硬，厚度為7.4～11.0m，平均9.03m。由于石灰?guī)r厚度大，強(qiáng)度高，屬于極堅(jiān)硬頂板;直接底為厚3.35m 的泥巖，團(tuán)塊狀，頂部有植物化石，底部含黃鐵礦，堅(jiān)硬;老底為厚20.00m 的灰?guī)r，灰色，有斜層理，含方解石脈，黃鐵礦。15 號(hào)煤層厚1.5m。

151306 工作面頂板極度堅(jiān)硬，礦壓顯現(xiàn)是非常明顯的，初次垮落的步距很大，斷裂后有周期性懸頂，這種頂板初次垮落和周期性垮落都會(huì)對(duì)工作面的安全生產(chǎn)構(gòu)成很大威脅。

2 極堅(jiān)硬頂板破斷規(guī)律數(shù)值計(jì)算分析

根據(jù)151306 工作面地層綜合柱狀圖，利用Ansys 數(shù)值模擬軟件對(duì)工作面的頂板進(jìn)行數(shù)值計(jì)算，模擬模型采用鉸接薄板組模型，見(jiàn)圖1。

圖1 頂板破斷模擬鉸接薄板組模型

針對(duì)古書(shū)院煤礦151306 工作面的具體情況，工作面長(zhǎng)度為180m，頂板灰?guī)r厚9m。將頂板沿工作面方向劃分成如圖1 所示的3 塊鉸接薄板。薄板A 位于工作面中部，B 和C 分別位于工作面的上下部。薄板A 的邊界條件是一邊固支，兩對(duì)邊簡(jiǎn)支，一邊自由。薄板B 和C 的邊界條件是:薄板A 破斷之前是兩鄰邊固支、一邊簡(jiǎn)支、一邊自由;薄板A 破斷之后是兩鄰邊固支，兩鄰邊自由。

以上3 種邊界條件下薄板的最大主應(yīng)力云圖和撓度云圖如圖2 至圖4 所示。

由上述圖分析可知，3 種情況下板的最大主應(yīng)力依次為:10.8 MPa，9.25MPa，15.7MPa;最大撓度依次為:0.021m，0.008m，0.043 m?？梢?jiàn)板A 破斷之前，板A 的最大主應(yīng)力和撓度比板B 和板C 稍大;而在板A 破斷之后，板B 和板C 的最大主應(yīng)力和撓度與板A 破斷之前相比大幅增加。因此可以推斷，最薄弱的頂板首先破斷，然后鄰近的頂板才發(fā)生破斷，依次類(lèi)推，頂板破斷向工作面兩個(gè)端頭逐漸推進(jìn)。這種工作面頂板的逐漸破斷并遷移的特征在堅(jiān)硬頂板工作面礦壓觀測(cè)中經(jīng)常出現(xiàn)。堅(jiān)硬頂板工作面中部最先來(lái)壓，然后向工作面兩端頭逐漸擴(kuò)展的礦壓顯現(xiàn)特征正是由此而產(chǎn)生。

圖2 板A 最大主應(yīng)力和撓度

圖3 板A 破斷前板B，C 最大主應(yīng)力和撓度

3 放頂步距的確定

圖4 板A 破斷后板B，C 最大主應(yīng)力和撓度

本工作面采用兩巷超前深孔松動(dòng)爆破來(lái)弱化頂板，在頂板中形成切槽，促進(jìn)頂板的有效垮落。該頂板弱化方式可以起到2 個(gè)作用:減少初次來(lái)壓步距;減少周期來(lái)壓步距。

3.1 初次放頂步距的確定

根據(jù)151306 工作面的地質(zhì)條件，初次來(lái)壓的力學(xué)模型可以簡(jiǎn)化為如圖5 所示，15 號(hào)煤之上就是K1灰?guī)r。對(duì)于堅(jiān)硬頂板，由于支承壓力分布范圍廣，巖梁在破斷前總體上變形微小，故巖梁各點(diǎn)所受荷載差異很小，采用均布荷載可以滿足采礦工程計(jì)算的要求。因此151306 工作面基本頂初次垮落的力學(xué)模型可以簡(jiǎn)化為兩端固支的梁。

圖5 基本頂初次破斷力學(xué)模型

忽略支架的影響，基本頂梁式斷裂的極限垮距可以用材料力學(xué)的方法求得，巖梁的極限垮距為:

式中，RT為巖梁的抗拉強(qiáng)度極限;q 為巖梁所受的荷載;h 為巖梁的厚度。

代入數(shù)據(jù)，其中載荷q 取400kN/m，灰?guī)r的平均厚度h 為9.03m，灰?guī)r抗拉強(qiáng)度RT為7MPa，計(jì)算可得Lmax=53.4m。

當(dāng)基本頂初次破斷時(shí)，頂板先從中間破斷，接著形成砌體梁結(jié)構(gòu)，當(dāng)基本頂在梁中段破斷后，支架能承受的基本頂最大懸露長(zhǎng)，為頂板爆破弱化處理提供依據(jù)。從中間斷裂的2 塊巖塊相互咬合，在這里考慮最危險(xiǎn)的情況，即2 塊巖塊咬合力為0 的時(shí)候，這就轉(zhuǎn)換為懸臂梁結(jié)構(gòu)。若基本頂初次破斷步距為L(zhǎng)，則此時(shí)基本頂懸露的長(zhǎng)度為L(zhǎng)'=0.5L，如圖6 所示。

圖6 基本頂初次破斷的懸臂梁結(jié)構(gòu)模型

工作面采用的支架是ZZ8800/14/26D，支架額定工作阻力為P0=8800kN，中心距為1.5m，則q1的等效作用力P'=8800/1.5=5867kN/m，支架的控頂距為4.7m，等效作用力的位置大約位于工作面后方3.5m 處。

所以工作面處頂板所受彎矩為:

式中，q 為懸臂梁所承受的荷載;L'為基本頂?shù)膽冶坶L(zhǎng)度;P'為支架對(duì)頂板的等效作用力。

帶入q=400kN/m，P'=5860kN/m，灰?guī)r抗拉強(qiáng)度7MPa，根據(jù)計(jì)算當(dāng)L'=23.9 m 的時(shí)候工作面有臺(tái)階下沉的危險(xiǎn)，而基本頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?3.4m，破斷后形成的懸臂長(zhǎng)度為26.7m，超過(guò)了支架能夠適應(yīng)的懸臂長(zhǎng)度23.9m，因此需對(duì)頂板進(jìn)行弱化，使頂板提前破斷。因?yàn)榛卷斊茢嗪蟮膽衣堕L(zhǎng)度為基本頂初次破斷步距的1/2，所以對(duì)弱化后基本頂?shù)钠茢嗖骄嗖灰舜笥?7.8m。

再結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)礦壓數(shù)據(jù)分析，對(duì)151306 工作面頂板爆破優(yōu)化后初次放頂步距定為40m。

3.2 周期放頂步距的確定

工作面的采高為2.1m，煤層之上就是9m 厚的灰?guī)r，灰?guī)r厚度與采高的比較大，灰?guī)r冒落后向前滾動(dòng)會(huì)形成堆積，對(duì)前方頂板有一定支撐?；卷攷r梁在采空區(qū)的一端的實(shí)際支撐介于自由與簡(jiǎn)支二者之間，通過(guò)材料力學(xué)的計(jì)算可以得出，基本頂周期來(lái)壓的步距介于21.8～43.6m 之間。

下面將根據(jù)支架的支撐能力，采用載荷估算法分析基本頂周期來(lái)壓期間時(shí)巖梁的合適懸露長(zhǎng)度。

估算法認(rèn)為支架的合理工作阻力應(yīng)能承受控頂區(qū)內(nèi)以及懸頂部分的全部直接頂巖重，還要承受基本頂來(lái)壓時(shí)形成的附加載荷。經(jīng)實(shí)測(cè)資料分析，附加載荷與基本頂?shù)某醮蝸?lái)壓步距具有明顯的線性關(guān)系，支架的支撐能力應(yīng)至少達(dá)到:

式中，p 為支架的支護(hù)強(qiáng)度;L0為初次來(lái)壓步距。

其中:200 對(duì)應(yīng)于直接頂?shù)膸r重，即灰?guī)r的巖重。

為分析周期來(lái)壓時(shí)巖梁的合適懸露長(zhǎng)度，對(duì)公式進(jìn)行修正:200 對(duì)應(yīng)于灰?guī)r的重量，但灰?guī)r的平均厚度為9.03m，容重為27kN/m3，所以200 修改為27×9.03=244;8L0對(duì)應(yīng)來(lái)壓時(shí)的附加載荷，因?yàn)槌醮蝸?lái)壓步距L0與周期來(lái)壓步距Lf同樣存在線性關(guān)系，因此按照L0=2.45Lf換算，8L0=20Lf。

所以公式(1)可改寫(xiě)為:

工作面支架為ZZ8800/14/26D 型支撐掩護(hù)式液壓支架，支護(hù)強(qiáng)度為1030～1120kPa，取較小的1030kPa 考慮，得出基本頂周期來(lái)壓步距不宜大于40.1m。

結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)礦壓數(shù)據(jù)分析對(duì)151306 工作面頂板爆破優(yōu)化后周期放頂步距定為35m。

4 強(qiáng)制放頂工程實(shí)踐

4.1 超前深孔松動(dòng)爆破弱化頂板法參數(shù)優(yōu)化

4.1.1 炮眼布置

1513061 巷和1513063 巷每隔35m 布置1 組炮眼(第1 組炮眼距開(kāi)切眼煤壁40m)，每組6 個(gè)炮眼，分別為A1，A2，B1，B2，C1，C2，雙層扇形布置(第1 組炮眼為4 個(gè)炮眼，分別為A1，A2，B1，B2)。其中，A1，A2與工作面平行;B1，B2與工作面成6°夾角;C1，C2與巷道中心成22°角。A1，A2，B1，B2為基本頂爆破孔，C1，C2為端頭頂板爆破孔。具體炮眼布置如圖7 所示，炮眼參數(shù)見(jiàn)表1。

4.1.2 裝藥方式

炮眼采用不耦合連續(xù)裝藥方式。為了確保炮眼內(nèi)藥包的完全引爆，采用雙雷管、雙導(dǎo)爆索引爆，每一根導(dǎo)爆索均采用煤礦許用8 號(hào)電雷管起爆，2個(gè)雷管在孔外采用并聯(lián)連接，并在炮眼口用刻有淺槽的木塞固定，放炮母線必須絕緣良好，并且懸空吊掛。裝藥方式如圖8 所示。

封孔分2 次進(jìn)行，第1 次先封至距孔口500～800mm 處，第2 次封孔時(shí)，將雷管、導(dǎo)爆索捆綁牢固后塞入孔內(nèi)空段再封土，直到全部封滿搗實(shí)，將外露雷管腳線扭結(jié)成短路，嚴(yán)禁將雷管與導(dǎo)爆索露出炮泥外。

圖7 初次和周期放頂炮眼布置

表1 炮眼參數(shù)

4.1.3 爆破時(shí)間

初次放頂時(shí)放頂硐室中心線距工作面煤壁距離不小于15m，周期放頂時(shí)放頂硐室中心線距工作面煤壁距離不小于45m。

4.1.4 炮眼爆破

炮眼起爆順序是從內(nèi)向外，每次起爆2 個(gè)炮眼，為分組裝藥、分次爆破。聯(lián)線采用“局部并聯(lián)，總體串聯(lián)”的方式進(jìn)行(即2 個(gè)炮眼串聯(lián)，1個(gè)炮眼內(nèi)并聯(lián))。放炮采取分組起爆，共分3 組，先起爆C1，C2，再起爆B1，B2，后起爆A1，A2(第1 組炮眼先起爆B1，B2，后起爆A1，A2)。

圖8 裝藥方式示意

4.1.5 爆破所需設(shè)備和火工品

爆破所需設(shè)備和火工品見(jiàn)表2。

表2 爆破設(shè)備及火工品參數(shù)

4.1.6 巷道放頂硐室布置

在工作面兩巷布置放頂硐室，1 號(hào)硐室距開(kāi)切眼煤壁40m，后續(xù)放頂硐室之間間距均為35 m。硐室深度為4m，寬度為5m，高度與工作面巷道同高(即2.5m)。

4.1.7 爆破方安優(yōu)化前后經(jīng)濟(jì)效益比較

原設(shè)計(jì)方案中放頂硐室共50 個(gè)，鉆孔總長(zhǎng)度為10554m，使用炸藥13788 卷、雷管788 枚、導(dǎo)爆索22684m。優(yōu)化方案中放頂硐室42 個(gè)，鉆孔總長(zhǎng)度為8866m，使用炸藥12888 卷、雷管496 枚、導(dǎo)爆索18640m。優(yōu)化后爆破工程量及材料消耗比優(yōu)化前明顯降低，放頂硐室減少了16%;鉆孔長(zhǎng)度減少了16%;炸藥使用量減少了6.5%;雷管數(shù)量減少了37%;導(dǎo)爆索長(zhǎng)度減少了17.8%。優(yōu)化后的頂板爆破方案經(jīng)濟(jì)效益明顯提高。

4.2 強(qiáng)制放頂效果分析

151306 工作面在回采過(guò)程中經(jīng)歷了放頂時(shí)初次來(lái)壓、放頂時(shí)周期來(lái)壓、不放頂時(shí)周期來(lái)壓3 個(gè)階段，回采過(guò)程中進(jìn)行了全程礦壓觀測(cè)。工作面放頂時(shí)周期來(lái)壓步距為20～34m，平均25m;不放頂時(shí)周期來(lái)壓步距為20～46m，平均30m，有效減小了周期來(lái)壓步距及周期來(lái)壓期間的超前支撐壓力，放頂時(shí)初次來(lái)壓期間超前支承壓力最大，不放頂期間次之，放頂時(shí)周期來(lái)壓期間最小，見(jiàn)表3。

支架工作阻力由放頂時(shí)初次來(lái)壓階段→不放頂階段→放頂時(shí)周期來(lái)壓階段3 個(gè)階段對(duì)比，呈現(xiàn)逐漸增高趨勢(shì)，如圖9 所示。

表3 151306 工作面超前支承壓力參數(shù)

圖9 不同階段平均工作阻力分布對(duì)比

5 結(jié)論

(1)強(qiáng)制放頂主要通過(guò)減弱工作面堅(jiān)硬難冒落頂板的整體性，增加弱面以改變巖層的物理力學(xué)性質(zhì)，降低其力學(xué)強(qiáng)度，達(dá)到減小來(lái)壓步距和來(lái)壓強(qiáng)度的目的。

(2)采用更為系統(tǒng)化、合理化的理論計(jì)算方法，選擇了兩巷超前深孔松動(dòng)爆破的方法來(lái)處理151306 工作面的堅(jiān)硬頂板，確定了最優(yōu)的放頂步距和爆破深孔的參數(shù)。

(3)優(yōu)化后爆破工程量及材料消耗量與優(yōu)化前相比明顯降低，放頂硐室個(gè)數(shù)減少了16%，炸藥數(shù)量減少了6.5%，雷管數(shù)量減少了37%，導(dǎo)爆索長(zhǎng)度減少了17.8%，鉆孔長(zhǎng)度減少了16%，優(yōu)化后的頂板爆破方案與原方案相比經(jīng)濟(jì)效益顯著。

(4)強(qiáng)制放頂減弱了工作面堅(jiān)硬難冒落頂板的整體性，降低其力學(xué)強(qiáng)度，達(dá)到減小來(lái)壓步距和來(lái)壓強(qiáng)度的目的。

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