極堅硬頂板強制預(yù)裂原理及工程實踐研究

鄭富洋

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

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

1 工程概況

古書院煤礦151306 工作面開采15 號煤層，工作面標(biāo)高在611.5～627.5m 之間。工作面設(shè)計長度:走向長742.958m;傾斜長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)地堅硬，厚度為7.4～11.0m，平均9.03m。由于石灰?guī)r厚度大，強度高，屬于極堅硬頂板;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 號煤層厚1.5m。

151306 工作面頂板極度堅硬，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對工作面的安全生產(chǎn)構(gòu)成很大威脅。

2 極堅硬頂板破斷規(guī)律數(shù)值計算分析

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

圖1 頂板破斷模擬鉸接薄板組模型

針對古書院煤礦151306 工作面的具體情況，工作面長度為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，兩對邊簡支，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。可見板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，依次類推，頂板破斷向工作面兩個端頭逐漸推進(jìn)。這種工作面頂板的逐漸破斷并遷移的特征在堅硬頂板工作面礦壓觀測中經(jīng)常出現(xiàn)。堅硬頂板工作面中部最先來壓，然后向工作面兩端頭逐漸擴展的礦壓顯現(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爆破來弱化頂板，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 個作用:減少初次來壓步距;減少周期來壓步距。

3.1 初次放頂步距的確定

根據(jù)151306 工作面的地質(zhì)條件，初次來壓的力學(xué)模型可以簡化為如圖5 所示，15 號煤之上就是K1灰?guī)r。對于堅硬頂板，由于支承壓力分布范圍廣，巖梁在破斷前總體上變形微小，故巖梁各點所受荷載差異很小，采用均布荷載可以滿足采礦工程計算的要求。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抗拉強度RT為7MPa，計算可得Lmax=53.4m。

當(dāng)基本頂初次破斷時，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，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，在這里考慮最危險的情況，即2 塊巖塊咬合力為0 的時候，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，則此時基本頂懸露的長度為L'=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度;P'為支架對頂板的等效作用力。

帶入q=400kN/m，P'=5860kN/m，灰?guī)r抗拉強度7MPa，根據(jù)計算當(dāng)L'=23.9 m 的時候工作面有臺階下沉的危險，而基本頂?shù)某醮慰迓洳骄酁?3.4m，破斷后形成的懸臂長度為26.7m，超過了支架能夠適應(yīng)的懸臂長度23.9m，因此需對頂板進(jìn)行弱化，使頂板提前破斷。因為基本頂破斷后的懸露長度為基本頂初次破斷步距的1/2，所以對弱化后基本頂?shù)钠茢嗖骄嗖灰舜笥?7.8m。

再結(jié)合現(xiàn)場礦壓數(shù)據(jù)分析，對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冒落后向前滾動會形成堆積，對前方頂板有一定支撐。基本頂巖梁在采空區(qū)的一端的實際支撐介于自由與簡支二者之間，通過材料力學(xué)的計算可以得出，基本頂周期來壓的步距介于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壓期間時巖梁的合適懸露長度。

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，還要承受基本頂來壓時形成的附加載荷。經(jīng)實測資料分析，附加載荷與基本頂?shù)某醮蝸韷翰骄嗑哂忻黠@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)強度;L0為初次來壓步距。

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

為分析周期來壓時巖梁的合適懸露長度，對公式進(jìn)行修正:200 對應(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對應(yīng)來壓時的附加載荷，因為初次來壓步距L0與周期來壓步距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)強度為1030～1120kPa，取較小的1030kPa 考慮，得出基本頂周期來壓步距不宜大于40.1m。

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

4 強制放頂工程實踐

4.1 超前深孔松動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 組炮眼距開切眼煤壁40m)，每組6 個炮眼，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 號電雷管起爆，2個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，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，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 爆破時間

初次放頂時放頂硐室中心線距工作面煤壁距離不小于15m，周期放頂時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 個炮眼串聯(lián)，1個炮眼內(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 號硐室距開切眼煤壁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)濟效益比較

原設(shè)計方案中放頂硐室共50 個，鉆孔總長度為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，鉆孔總長度為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)爆索長度減少了17.8%。優(yōu)化后的頂板爆破方案經(jīng)濟效益明顯提高。

4.2 強制放頂效果分析

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

支架工作阻力由放頂時初次來壓階段→不放頂階段→放頂時周期來壓階段3 個階段對比，呈現(xiàn)逐漸增高趨勢，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比

5 結(jié)論

(1)強制放頂主要通過減弱工作面堅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)強度，達(dá)到減小來壓步距和來壓強度的目的。

(2)采用更為系統(tǒng)化、合理化的理論計算方法，選擇了兩巷超前深孔松動爆破的方法來處理151306 工作面的堅硬頂板，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)爆索長度減少了17.8%，鉆孔長度減少了16%，優(yōu)化后的頂板爆破方案與原方案相比經(jīng)濟效益顯著。

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

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