堅硬頂板深孔預裂爆破強制初放技術研究

姬健帥，李志華，葛勝文，程黎明

(1.安徽理工大學 煤礦安全高效開采省部共建教育部重點實驗室，安徽 淮南 232001；2.安徽理工大學 礦業工程學院，安徽 淮南 232001；3.淮南礦業集團 潘二煤礦，安徽 淮南 232096)

堅硬頂板是指整體性強，節理不發育，難以垮落的頂板[1]。淮南礦區潘二煤礦12123工作面為10 m厚的砂巖直覆采場，初采時懸頂面積大，易發生壓架、風暴等災害，因此初采前應對堅硬頂板進行處理。

眾多學者對堅硬頂板的破斷及處理做了大量研究。文獻[2-5]在數值模擬的基礎上，對爆破強制放頂效果進行了分析；文獻[6-10]通過相似模擬對爆破效果及覆巖結構進行了研究；文獻[11-13]通過建立力學模型，對支架—圍巖力學關系進行了研究；馬賽等[14]通過理論分析、數值模擬與現場實踐，研究了定向水力壓裂對堅硬頂板的控制效果；張冬華等[15]采用理論計算和現場實測的方法，在察哈素煤礦31307工作面開切眼進行了深孔預裂爆破，且爆破效果良好；宋亞偉等[16]分析了高瓦斯礦井堅硬頂板大面積垮落時瓦斯超限的原因，設計了炮孔參數，且爆破后瓦斯治理效果良好。

由上述分析可知，之前的學者大都通過垮落帶高度計算公式對放頂高度進行確定，未考慮支架的適應性。筆者通過頂板破斷時所做的功先確定支架所能承受的來壓步距，再根據來壓步距與放頂高度之間的關系，確定最小放頂高度，進而通過數值模擬確定最優放頂高度。

1 工程概況

潘二煤礦12123工作面位于西二采區第一階段，主采3號煤層，煤層平均厚度5.0 m，煤層傾角 2°～7°，為近水平煤層。工作面基本頂為中細砂巖，厚約10 m，中細砂巖上方為10 m厚的粉細砂巖，直接頂缺失，為厚硬頂板直覆采場。工作面可采走向長度493.0 m，傾斜長度215.6 m。12123工作面采用傾斜長壁后退式綜合機械化采煤方法，一次采全高，采用自然垮落法控制采空區頂板。

2 理論分析

2.1 來壓步距確定

1)來壓步距預計[17]

(1)

(2)

式中：L1為初次來壓步距，m；L2為周期來壓步距，m；h為巖梁厚度，m；RT為抗拉強度，MPa；q為巖梁所受均布載荷，運用關鍵層理論計算得到其值為 0.25 MPa。

根據工作面地質條件，取巖梁厚度10 m，抗拉強度3.1 MPa，代入式(1)、(2)計算得到初次來壓步距為49.7 m，周期來壓步距為22.0 m。

2)爆破后來壓步距的確定

基于能量法對支架所能適應的來壓步距進行研究[18]。

頂板破斷時所做的功為：

(3)

式中：Uc為頂板破斷時所做的功,J；m為破斷巖塊的質量，kg；v為巖塊沖擊速度,m/s；F為單位面積支架所受載荷,MPa；A為支架受沖擊面積,m2；Δs為支架受沖擊時的瞬間下縮量,m。

由材料力學可知，爆破前，巖梁為固支梁，爆破后介于固支梁和懸臂梁之間，破斷積聚的變形能同樣介于固支梁和懸臂梁之間，其計算公式如下:

(4)

(5)

式中：Uw為破斷積聚的變形能，J；L為支架所能承受的來壓步距，m；E為巖塊的彈性模量，GPa；I為巖梁的斷面慣矩，m。

令Uw≈Uc，將式(4)、(5)分別代入式(3)，得：

(6)

(7)

式中γ為巖層重度，N/m3。

由m=ρV=ρBLh,A=Bl，令F=P(支架最大支護強度)，得：

(8)

(9)

式中：P為支架最大支護強度，MPa；l為支架最大控頂距，5.59 m；g為9.8 N/kg；ρ為巖層密度，kg/m3；B為支架寬度，1.75 m。

12123工作面采用ZZ13000-28/65支撐掩護式液壓支架，其最大支護強度1.36 MPa。采高5 m，為防止支架被壓死，取支柱瞬間下縮量為2 m，經計算，支架所能承受的來壓步距為19～45 m。預計來壓步距49.7 m，易導致壓架事故，因此對頂板采取強制放頂，出于安全考慮，取支架能承受的來壓步距為 20 m，與周期來壓步距基本接近。

2.2 放頂高度確定

放頂高度應滿足兩點要求：一是爆破后頂板垮落后可以完全充填采空區；二是爆破后的來壓步距在支架所承受范圍內。

1)工作面回采初期采高為4.0 m，根據經驗，為保證完全充填采空區，爆破高度按下式計算[19]：

H=M/(1-KP)

(10)

式中：M為采高，取4.0 m；KP為巖石破碎后的體積膨脹系數，取1.4。

計算得到爆破高度為10.0 m。

2)由前面計算可知，支架所能承受的來壓步距為20 m，與預計周期來壓步距接近，因為巖梁在初次破斷后，周期來壓呈懸臂梁破斷，所以放頂高度應使巖梁接近懸臂梁，即對巖梁全部爆破，按照此要求，放頂高度應不小于10 m。

3 數值模擬分析

3.1 數值模型的建立

運用UDEC軟件對堅硬頂板爆破效果進行模擬，根據12123工作面頂底板情況，建立的模型尺寸為150 m×94 m，左右各留設30 m煤柱，開挖90 m。本構關系采用莫爾-庫侖模型，模型邊界約束條件為：左右邊界位移和速度矢量均設為0；下部邊界為全約束邊界；模型上邊界為自由邊界，煤層埋深594 m，模型高度94 m，未模擬高度500 m，因此在上部邊界施加12.5 MPa的均布載荷。煤巖體物理力學參數如表1所示，數值模型如圖1所示。

表1 煤巖體物理力學參數

圖1 堅硬頂板爆破模擬數值模型

3.2 數值模擬過程

由理論分析可知，放頂高度應不小于10 m，同時為與爆破前相對比，分別模擬放頂高度為0、10、20、30 m時的開采情況。爆破模擬通過設置節理面實現。具體做法如下：

巖石在爆破作用下，會形成壓碎區和裂隙區，該區域的巖體強度在爆破后亦會隨之降低，因裂隙區形成較為復雜，為簡化研究，僅模擬壓碎區。根據礦井地質條件，頂板30 m范圍內大部分為砂巖，由相關文獻可知[20]，爆破后砂巖強度約為其極限強度的60%，因此模擬時壓碎區巖體強度取極限強度的60%。壓碎區半徑由下式計算[1]：

(11)

(12)

將12123工作面爆破參數代入式(11)計算可得，壓碎區半徑為0.2 m，因此增加的節理面寬度為0.4 m。

3.3 結果與分析

從兩個方面對爆破效果進行分析，得到初次來壓步距和支承壓力分布規律。

1)初次來壓步距對比分析

數值模擬得出的不同放頂高度下覆巖運移規律如圖2所示，其中，圖2(a)、(b)、(c)、(d)分別為未強制放頂、放頂高度10、20、30 m的覆巖運移云圖(因開挖距離不同，為使圖像清晰，出圖時略有差異)。

圖2 不同放頂高度覆巖運移規律

由圖2(a)可知，未強制放頂時，當工作面推進至 40 m時頂板無垮落，推進至50 m時頂板垮落，形成初次來壓，來壓步距50 m；當工作面推進至70 m和90 m時，頂板垮落，發生2次周期來壓，周期來壓步距20 m，初次來壓與周期來壓步距與預計的基本一致。由此可見，開采過程中支架在可承受范圍內，而針對初次來壓時易發生壓架情況，須在開切眼處預裂爆破，因此模擬爆破時只模擬至初次來壓。

由圖2(b)可知，放頂高度為10 m，當工作面推進至30 m時頂板開始松動但無垮落，推進至40 m時頂板垮落但不充分，無法達到預期效果。

由圖2(c)可知，放頂高度為20 m，當工作面推進至20 m時頂板無垮落，推進至30 m時頂板垮落，與理論分析中支架所能承受的來壓步距接近，基本達到預期效果。

由圖2(d)可知，放頂高度為30 m，當工作面推進至30 m時頂板彎曲下沉且完全垮落，與放頂高度20 m時效果接近。

在圖2(c)和(d)中，頂板在中部發生彎曲下沉而未在爆破處發生垮落，其原因是，在爆破后，壓碎區巖石因能量波沖擊形成微細顆粒，裂隙區與壓碎區貫通后，裂隙進一步發育，但頂板并未完全斷裂，仍存在一定的完整性，因此頂板斷裂時會在爆破處兩側發生不同程度彎曲下沉，直至完全垮落，與實際相符，同時這也是采用弱化巖性實現爆破，而不采用刪除塊體模擬爆破的原因，采用弱化的模式在模擬中得到了正確顯現。隨著放頂高度的增加，在放頂高度為0～20 m內，初次來壓步距明顯減小；當放頂高度為20～30 m時，初次來壓步距減小不明顯，由此可見，當放頂高度為20 m和30 m時，放頂效果接近，即大于20 m的放頂高度均可滿足現場要求。考慮現場施工難度及經濟因素，放頂高度取20 m。

2)支承壓力對比分析

通過提取模擬初次來壓后煤壁前方的支承壓力的變化規律，對比分析爆破效果。支承壓力分布規律如圖3所示。

圖3 不同放頂高度的支承壓力分布

由圖3可見，未強制放頂時，工作面前方支承壓力峰值達到24.5 MPa左右，應力集中系數1.96；當放頂高度為10 m時，支承壓力峰值達到22.9 MPa左右，應力集中系數1.83；當放頂高度為20 m時，支承壓力峰值達到20.9 MPa左右，應力集中系數1.67；當放頂高度為30 m時，支承壓力峰值達到20.8 MPa左右，應力集中系數1.66。隨著放頂高度的增大，支承壓力峰值降低并趨于穩定，支承壓力影響范圍減小。這表明放頂高度在0～20 m內，放頂高度越大，效果越明顯；放頂高度在20～30 m內，隨著放頂高度的增大，放頂效果接近，因此由支承壓力的變化規律得到放頂高度為20 m。

4 現場觀測

4.1 礦壓觀測方案

在12123工作面推進時，對支架壓力進行觀測。工作面安裝14部YHY60型礦用電子壓力計，采用儀表自動顯示，手持式采集儀進行數據采集。

4.2 爆破方案

通過前面分析可知，只在開切眼處進行深孔預裂爆破，后續開采過程中若懸頂超過20 m,可再次進行強制放頂。具體實施方案為：從回風巷向下 5 m 處每隔10 m向頂板施工一個鉆孔，鉆孔在走向垂直頂底板，與水平面成75°。爆破參數：孔深 25 m，孔徑 94 mm，裝藥長度15 m，封泥長度10 m，仰角90°。

4.3 工作面礦壓顯現規律

工作面回采時，選取部分液壓支架監測數據觀察初次來壓步距，現場觀測支架壓力數據見圖4。

圖4 液壓支架工作阻力變化曲線

由圖4可見，50號液壓支架前柱壓力平均值為29.4 MPa，后柱壓力平均值為25.2 MPa，當推進到16 m時，前后立柱均有較明顯的升壓增阻顯現；60號液壓支架前柱壓力平均值為31.5 MPa，后柱壓力平均值為31.2 MPa，當推進到18 m時，有較明顯的升壓增阻顯現；80號液壓支架前柱壓力平均值為29.7 MPa，后柱壓力平均值為27.6 MPa，當推進到17 m時，有較明顯的升壓增阻顯現。監測數據表明，工作面形成初次來壓步距為17 m，與理論分析和數值模擬確定的初次來壓步距接近；同時支架初撐力 31.5 MPa(10 132 kN)，工作阻力40.6 MPa(13 000 kN)，監測支架壓力普遍為30 MPa，未超過支架的最大工作阻力，支架可以安全運行。表明所確定的放頂高度較為合理。

5 結論

1)通過理論分析可知，12123工作面初次來壓步距為50 m，支架所能承受的來壓步距為45 m，易造成開采過程中出現壓架事故，需對頂板進行強制放頂，且放頂高度不小于10 m。

2)通過數值模擬研究，模擬未強制放頂及不同放頂高度下初次來壓步距和支承壓力變化規律，在 0～20 m內，隨著放頂高度的增大，基本頂初次來壓步距減小，煤壁前方支承壓力降低；在20～30 m內，初次來壓步距及支承壓力均變化不大，因此最佳放頂高度為20 m。

3)12123工作面強制放頂后，支架壓力監測數據表明，頂板初次來壓步距為17～30 m，與預計初次來壓步距相比減小23 m，且礦壓顯現不劇烈，實現了安全高效生產。