蔣金泉，代 進(jìn)，王 普，張林良

（山東科技大學(xué) 礦山災(zāi)害預(yù)防控制省部共建國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室培育基地，山東 泰安 271002）

1 引 言

煤層上覆巖層賦存有堅硬、厚度較大的硬厚巖層的煤礦占30%左右，如巖漿巖、厚層較堅硬的砂巖或礫巖等。硬厚巖層條件下，工作面覆巖運(yùn)動、覆巖結(jié)構(gòu)及礦壓顯現(xiàn)特征將發(fā)生顯著變異，硬厚巖層起著重要的控制作用，硬厚巖層下部出現(xiàn)離層空間[1-2]，大面積斷裂失穩(wěn)易形成頂板動載等災(zāi)害[3-4]，也可能形成颶風(fēng)和沖擊地壓[5-6]；煤層群開采條件下，易溝通上部老采空區(qū)，而上部采空區(qū)的有害氣體、積水、隱形火區(qū)等貫通到下部工作面，可能形成瓦斯、透水、火災(zāi)等安全隱患。頂板深孔爆破可降低工作面支架動載及沖擊地壓危險[7-10]。采空區(qū)下工作面硬厚覆巖的破斷運(yùn)動、結(jié)構(gòu)與裂隙發(fā)育狀態(tài)及其控制問題需要進(jìn)一步深入研究。

針對汝箕溝煤礦采空區(qū)下工作面硬厚覆巖條件，采用現(xiàn)場實(shí)測、數(shù)值模擬、理論分析及現(xiàn)場試驗(yàn)等方法，本次研究了上覆硬厚巖層運(yùn)動、破斷裂隙發(fā)育特征和礦壓顯現(xiàn)特征，試驗(yàn)了硬厚巖層開切眼深孔爆破斷頂技術(shù)，可為硬厚覆巖工作面災(zāi)害防治提供依據(jù)。

2 覆巖硬厚巖層賦存狀態(tài)

神華寧煤賀蘭山煤田汝箕溝煤礦主要含煤地層為下侏羅統(tǒng)延安組，含多層石英厚層粗砂巖、煤層及粉砂巖等。主采二1 煤層、二2 煤層和三煤層二1煤層的平均厚度為6 m，已經(jīng)全部開采，屬于上部老采空區(qū)。二2 煤層平均厚度為8.5 m，緩傾斜賦存，結(jié)構(gòu)較復(fù)雜，含2 層夾矸。二2 煤層與上部二1 煤層采空區(qū)的層間距為60 m 左右。

圖1 119 鉆孔柱狀圖Fig.1 119 drilling histogram

二2煤層采用走向長壁傾斜分層綜合機(jī)械化開采。3213(1)工作面煤層厚7.5～10.7 m，傾角為8°～12°，平均為9°，與上部二1 煤層8310 和8510老采空區(qū)的層間距61.5 m，工作面119 鉆孔柱狀見圖1。二2 煤層直接頂板為粉砂巖，層理發(fā)育，易離層冒落，普氏系數(shù)f=4～6；上覆巖層存在較厚的堅硬巖層，厚16.88 m 及6.2 m 的粗砂巖，厚15.25 m的粗砂巖，f=8～12。二1煤層采空區(qū)上部為14.2 m 的厚層狀粗砂巖，二2 煤層直接底為厚2.3 m的粉砂巖、細(xì)砂巖，層理發(fā)育，較堅硬；老底為厚8.13 m 的細(xì)砂巖、中砂巖，層理發(fā)育，致密堅硬。厚層粗砂巖含石英，致密堅硬，完整性好，較難垮落。

3213(1)工作面平面圖見圖 2。工作面標(biāo)高1 958～2 008 m，地面標(biāo)高2 381～2 179 m，工作面北東鄰接F16 斷層，北西緊靠3229 采空區(qū)，南東無采掘活動。工作面傾斜長220 m，基本支架為ZZP5600/17/35 型。

圖2 3213(1)工作面平面圖Fig.2 Plan of working face 3213(1)

3 硬厚巖層破斷運(yùn)動及動壓顯現(xiàn)

3.1 硬厚巖層大面積破斷運(yùn)動及支架動載

3213（1）工作面上覆巖層中有2 層硬厚、完整的粗砂巖，其厚度分別為16.88 m 和15.25 m，與煤層的層間距分別為11.84 m 和42.8 m，前者將成為覆巖主關(guān)鍵層，對頂板運(yùn)動及礦壓顯現(xiàn)起著主導(dǎo)作用。根據(jù)電子顯微鏡掃描和物相X 射線衍射圖譜分析，粗砂巖的主要成分為石英及長石，其次為方解石和石膏等，泥質(zhì)含量極少。如圖3 所示，不同層位的粗砂巖在微觀結(jié)構(gòu)上都是致密完整的。

工作面開采過程中，當(dāng)兩巷的推進(jìn)距離平均達(dá)到65 m時，硬厚主關(guān)鍵層發(fā)生了大面積初次來壓。根據(jù)KJ-377 型綜采支架工作阻力監(jiān)測系統(tǒng)自動監(jiān)測，初次來壓期間工作面23#、43#、73#、93#、113#、123#支架出現(xiàn)超壓（32 MPa）報警，部分支架壓力超過36 MPa，甚至達(dá)到45 MPa。來壓期間大范圍的支架出現(xiàn)了報警現(xiàn)象，報警次數(shù)最多，持續(xù)時間最長，支架工作壓力最高。工作面頂板下部懸露巖層突然下沉運(yùn)動，對支架造成強(qiáng)烈動壓，且作用時間長，影響范圍大。

根據(jù)監(jiān)測分析及現(xiàn)場觀測，工作面主關(guān)鍵層第1～5 次周期來壓步距為29.9～36.6 m，平均為34.2 m。周期來壓期間，工作面下部部分支架出現(xiàn)了超壓報警現(xiàn)象，最大壓力達(dá)到40.5 MPa。工作面中部支架壓力變化大，報警次數(shù)多，持續(xù)時間長。工作面上部僅少部分支架出現(xiàn)報警，最大壓力為34.5 MPa。頂板穩(wěn)定階段支架工作壓力基本在24 MPa 左右，只有極少部分支架超過28 MPa。

硬厚巖層大面積破斷運(yùn)動的支架動載系數(shù)大，初次來壓期間最大動載系數(shù)達(dá)到1.875，周期來壓期間最大動載系數(shù)為1.438～1.688。由此可見，完整性好、厚度較大巖層在采空區(qū)上方不能及時垮落，來壓步距大，大面積破斷運(yùn)動形成了工作面的強(qiáng)烈動載，甚至導(dǎo)致安全閥、油缸及支架結(jié)構(gòu)的損壞，威脅工作面安全生產(chǎn)。

圖3 粗砂巖電子顯微鏡掃描圖譜Fig.3 Electron microscope scanning maps of gritstone

3.2 硬厚巖層破斷裂隙溝通上部采空區(qū)

二2煤層上覆巖層主要為粗砂巖、中細(xì)砂巖及礫巖等，基本頂及其以上的巖層普遍比較堅硬，完整性好。根據(jù)覆巖斷裂帶高度的經(jīng)驗(yàn)計算方法[11]，3213(1)工作面堅硬覆巖條件下斷裂帶最大高度為

式中：HL為斷裂帶最大高度（m）；∑M為開采高度（3 m）。

按照經(jīng)驗(yàn)計算，工作面覆巖斷裂帶高度僅為30.1～41.3 m。工作面與上方采空區(qū)的層間距為61.5 m，計算得到的斷裂帶高度遠(yuǎn)小于層間距，斷裂帶頂部與上方采空區(qū)之間還有20～30 m 的保護(hù)巖柱高度，覆巖斷裂帶不會與上方采空區(qū)溝通。

汝箕溝煤礦為高瓦斯、煤與瓦斯突出礦井，煤層易自，部分采空區(qū)常年發(fā)火。二1煤層采空區(qū)是多年開采遺留的老采空區(qū)，存在著大量的隱形火區(qū)，含有大量有害氣體。與3213（1）工作面相鄰的3212（1）工作面回采期間，當(dāng)風(fēng)巷推進(jìn)117 m、機(jī)巷推進(jìn)108 m時，工作面上覆硬厚巖層大面積初次來壓，導(dǎo)通了上方二1 煤層采空區(qū)，上方采空區(qū)內(nèi)的火源下沉引 工作面采空區(qū)瓦斯及煤炭，導(dǎo)致3212（1）工作面發(fā)火，并封閉3個多月，可見硬厚巖層大面積破斷失穩(wěn)所形成的破斷裂隙容易溝通上方采空區(qū)。

3213(1)工作面上方存在二1 煤層8620 采空區(qū)發(fā)火區(qū)。當(dāng)工作面風(fēng)巷推進(jìn)237 m、機(jī)巷推進(jìn)222 m時，工作面推進(jìn)距離與工作面長度接近，處于“見方易垮”階段，覆巖運(yùn)動發(fā)育高度擴(kuò)大，巖層錯動比較強(qiáng)烈，覆巖裂隙溝通了上方采空區(qū)，導(dǎo)致工作面76#支架后尾梁上方發(fā)現(xiàn)明火?？梢姡駥訄杂矌r層控制著工作面覆巖運(yùn)動與裂隙發(fā)育高度，大面積破斷失穩(wěn)導(dǎo)致了破斷裂隙高度的顯著擴(kuò)大，厚層堅硬巖層條件下覆巖斷裂帶高度明顯超過了經(jīng)驗(yàn)計算值。

4 采空區(qū)下工作面硬厚巖層結(jié)構(gòu)特征

為分析硬厚覆巖的結(jié)構(gòu)與裂隙發(fā)育特征，以二2煤層上覆硬厚覆巖條件為背景，采用UDEC2D離散元方法進(jìn)行數(shù)值模擬[12]。如圖4 所示，模型尺寸為400 m×300 m，上煤層距上部邊界150 m，上煤層厚度6 m，下煤層厚9 m，頂分層開采厚3 m，底板巖層厚75 m。模型上部邊界均布載荷為10.8 MPa，左右邊界及底部邊界采用位移控制。模型巖層力學(xué)參數(shù)見表1。采用摩爾-庫侖塑性屈服準(zhǔn)則作為計算判據(jù)。根據(jù)礦井實(shí)際，上部二1煤層先行開采，二1煤層工作面處于采空區(qū)下方。

圖4 數(shù)值模擬模型Fig.4 Numerical simulation model

如圖5(a)所示，工作面推進(jìn)90 m時，硬厚覆巖的下部巖層兩端及中部出現(xiàn)拉伸破壞單元，發(fā)生大跨度破斷失穩(wěn)運(yùn)移，下部巖層運(yùn)動后上方出現(xiàn)了明顯的離層空間，離層帶高20.2 m；中部巖層處于大面積懸空狀態(tài)，并在兩端出現(xiàn)一些拉伸破壞單元。如圖5(b)所示，工作面推進(jìn)140 m時，硬厚覆巖的中部巖層隨著懸空面積的擴(kuò)大，兩端拉破裂進(jìn)一步發(fā)展，并產(chǎn)生一定的彎曲沉降。如圖5(c)所示，工作面推進(jìn)170 m時，硬厚覆巖的中部巖層兩端產(chǎn)生屈服破裂，中部產(chǎn)生拉破裂，并發(fā)生大跨度破斷失穩(wěn)運(yùn)移，其下方的離層空間閉合，上方出現(xiàn)了明顯的離層空間，離層帶高度由20.2 m 上升到36.7 m，上部巖層兩端及中部出現(xiàn)屈服破裂及拉伸破壞單元，并出現(xiàn)一定的彎曲變形。如圖5(d)所示，工作面推進(jìn)200 m時，硬厚覆巖的上部巖層兩端及中部出現(xiàn)拉破裂，發(fā)生破斷失穩(wěn)運(yùn)移，兩煤層之間的離層空間全部閉合。

表1 模型巖層力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of model rock

圖5 硬厚覆巖層結(jié)構(gòu)狀態(tài)Fig.5 Hard and thick overlying strata structure

由圖5 及表2 可見，在硬厚巖層條件下，隨著開采面積的擴(kuò)大，覆巖破斷裂隙不斷向上發(fā)展，在開切眼上部和工作面上部及采空區(qū)中部形成主破斷裂隙帶，上部巖層破斷時將溝通上方采空區(qū)。各組堅硬巖層之間，由于賦存高度及破斷失穩(wěn)步距的不同，呈現(xiàn)離層空間的擴(kuò)展及閉合過程。堅硬巖層呈現(xiàn)大面積懸空、大步距失穩(wěn)運(yùn)動、主破斷裂隙向上擴(kuò)展，導(dǎo)致了工作面支架的強(qiáng)烈動載，主裂隙帶與上方采空區(qū)的溝通。

表2 覆巖裂隙發(fā)育特征Table 2 Development characteristics of overburden rock fracture

5 工作面開切眼深孔爆破斷頂

汝箕溝煤礦工作面硬厚覆巖來壓步距大，支架動載高，易造成支架損壞；覆巖破斷主裂隙帶高度大，容易與上方采空區(qū)貫通，給工作面開采帶來安全隱患。因此，在二2 煤層102216 工作面進(jìn)行了深孔爆破斷頂及降低采高的現(xiàn)場試驗(yàn)，以達(dá)到縮小初次來壓步距、減緩支架動載、降低主裂隙帶高度的目的。

5.1 硬厚巖層破斷步距的反演預(yù)測

利用已有工作面的實(shí)際破斷步距，采用薄板步距計算式反演計算粗砂巖的等效抗拉強(qiáng)度，再依據(jù)新開采工作面頂板粗砂巖厚度及工作面長度，計算預(yù)測其破斷步距，具有可靠性。

102216 工作面位于3213（1）工作面南東，工作面長250 m，直接頂為粉砂巖，泥質(zhì)膠結(jié)，厚4.4～10 m，平均厚7.03 m。第1 層基本頂厚13.5 m，第2 層基本頂厚36.7 m，基本頂為石英粗砂巖（含礫石），硅質(zhì)膠結(jié)。

以相近的3213（1）工作面實(shí)際來壓步距為基礎(chǔ)，預(yù)測102216 工作面硬厚巖層的破斷步距。根據(jù)四邊固支的薄板理論分析[11]，硬厚巖層初次破斷步距計算式為

式中：a為初次破斷步距；lm為工作面推進(jìn)無限長的極限跨距；h為硬厚巖層厚度；σs為抗拉強(qiáng)度；q為硬厚巖層荷載 γh ；μ為泊松比；b為工作面長度。

由式（2）得到

3213（1）工作面b=220 m，h=16.88 m，a=65 m，硬厚粗砂巖γ=26 kN/m3，μ=0.23。由式（3）反演計算得到粗砂巖的等效抗拉強(qiáng)度σs=3.06 MPa。

102216 工作面長度b=250 m，第1 層粗砂巖h=13.5m，第2 層粗砂巖h=36.7 m，由式（2）第一式計算得到2 層粗砂巖的極限穩(wěn)定跨距 lm分別為59.5、98.1 m，由式（2）第二式計算得到初次破斷步距a 分別為59.6、100.9 m。

5.2 開切眼深孔斷頂爆破技術(shù)

102216 工作面煤層厚度平均為8.5 m，采用分層綜采，基本支架選用ZZP5600/17/35 型，適應(yīng)采高2.3～3.2 m。為降低硬厚覆巖運(yùn)動的礦壓顯現(xiàn)程度，將頂分層采高降低為2.3 m，從而減小覆巖運(yùn)移的空間和幅度。

開切眼深孔斷頂爆破，可以將硬厚頂板的開切眼邊界條件由固支邊界轉(zhuǎn)化為自由邊界，減小初次破斷步距，降低初次來壓強(qiáng)度。

深孔斷頂爆破的 眼深度根據(jù)斷頂高度確定，將 眼終孔高度進(jìn)入第2個硬厚巖層的一定厚度，對厚13.5 m 及36.7 m 的2個硬厚巖層進(jìn)行斷頂，眼間距及裝 量根據(jù)預(yù)裂爆破參數(shù)計算方法進(jìn)行設(shè)計[13]，眼布置參數(shù)如圖6 及表3 所示。眼在開切眼直線布置，傾向打孔，水平投影與開切眼軸線平行，孔口距工作面煤壁5 m，孔口間距6 m。頂板 眼共43個，其中34個斷頂 眼的垂深為27.7 m，穿過直接頂、13.5 m 的第1 硬厚巖層，進(jìn)入第2 硬厚巖層的高度達(dá)到7 m 左右。在風(fēng)巷一側(cè)布置楔形 槽眼，機(jī)巷一側(cè)布置補(bǔ)充 眼。

采用φ78 mm合金鋼鉆頭施工鉆孔，成孔直徑φ 80 mm。采用φ 70 mm×500 mm 礦用 化炸卷，連續(xù)耦合裝 方式，每孔使用2 組起爆 卷，每組起爆 卷采用2 發(fā)煤礦許用毫秒延期電雷管。眼裝 量4 kg/m，裝 與封孔的長度比6:4，泥筒規(guī)格φ 70 mm×270 mm。

實(shí)際施工中，28個斷頂 眼裝 量足、封孔質(zhì)量好，其余6個 眼裝 量不足，僅少數(shù) 眼存在沖孔現(xiàn)象，斷頂?shù)谋菩Ч^好。

5.3 開切眼深孔爆破斷頂效果

2013年2 月12 日在開切眼實(shí)施了斷頂爆破作業(yè)，2 月22 日工作面開始生產(chǎn)，隨工作面推進(jìn)經(jīng)歷了2 層硬厚巖層的初次來壓。通過監(jiān)測及宏觀現(xiàn)象分析，3 月10 日、3 月21 日和4 月10 日發(fā)生了3次來壓，見表4。

3 月10 日工作面推進(jìn)37 m，下部硬厚巖層初次來壓，支架壓力上升到較高狀態(tài)，最大值33 MPa左右。16:00～21:00，47#～79#架、15#～46#架、80#～147#架、148#架以上區(qū)域相繼來壓，此后支架加入低阻力狀態(tài)。3 月21 日工作面推進(jìn)54.5 m，下部硬厚巖層周期來壓，最大值為34 MPa。10:00～14:00支架壓力上升到較高狀態(tài)，從工作面上部143#～172#架開始，95#～142#架、47#～63#架、64#～94#架區(qū)域相繼來壓。4 月10 日工作面推進(jìn)73.5 m，上部硬厚巖層初次來壓，16：00 支架壓力普遍增高，最大值為31 MPa，并一直維持到21:30，工作面頂板同時垮落，采空區(qū)約6 000 m3氣體迅速涌出，致使工作面機(jī)巷風(fēng)流逆轉(zhuǎn)。

圖6 開切眼頂板 眼布置剖面圖Fig.6 Layout profile of shot hole in open-off cut roof

表3 眼參數(shù)Table 3 Parameters of blast hole

表4 開切眼斷頂效果Table 4 Effect of open-off cuts roof breaking

根據(jù)試驗(yàn)及監(jiān)測分析，開切眼斷頂爆破及降低采高后，下部硬厚巖層初次來壓步距由59.6 m 縮小到37 m。上部硬厚巖層初次來壓步距由100.9 m 縮小到73.5 m，有效縮短了硬厚巖層的初次來壓步距，降低了支架動載，未出現(xiàn)發(fā)火現(xiàn)象，主裂隙帶沒有與上方采空區(qū)溝通。

6 結(jié) 論

（1）硬厚石英砂巖微觀結(jié)構(gòu)致密完整，呈現(xiàn)大面積懸空、大步距失穩(wěn)運(yùn)動，大面積破斷運(yùn)動形成了強(qiáng)烈的動壓現(xiàn)象，甚至導(dǎo)致支架損壞、工作面風(fēng)流逆轉(zhuǎn)。

（2）各組堅硬巖層之間，由于賦存高度及破斷失穩(wěn)步距的不同，將產(chǎn)生明顯的離層空間。硬厚覆巖的屈服破裂和彎曲拉破斷在開切眼上部和工作面上部及采空區(qū)中部產(chǎn)生主裂隙帶，并不斷向上發(fā)展，斷裂帶高度顯著擴(kuò)大，大于經(jīng)驗(yàn)計算值，主裂隙帶可能與上方采空區(qū)溝通形成安全隱患。

（3）下部硬厚巖層初次來壓步距由59.6 m 縮小到37 m，上部硬厚巖層由100.9 m 縮小到73.5 m，有效縮短了石英砂巖的初次來壓步距，降低了支架動載，主裂隙帶沒有溝通上部采空區(qū)。

[1]宋顏金,程國強(qiáng),郭惟嘉.采動覆巖裂隙分布及其空隙率特征[J].巖土力學(xué),2011,32(2):533-536.SONG Yan-jin,CHENG Guo-qiang,GUO Wei-jia.Study of distribution of overlying strata fissures and its porosity characteristics[J].Rock and Soil Mechnics,2011,32(2):533-536.

[2]章偉,鄭進(jìn)鳳,于廣明,等.覆巖離層形成的力學(xué)判據(jù)研究[J].巖土力學(xué),2006,27(增刊):275-278.ZHANG Wei,ZHENG Jin-feng,YU Guang-ming,et al.Research on mechanical criterion of formation of separation layer in cover rock[J].Rock and Soil Mechanics,2006,27(Supp.):275-278.

[3]朱衛(wèi)兵.淺埋近距離煤層重復(fù)采動關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)失穩(wěn)機(jī)理研究[J].煤炭學(xué)報,2011,36(6):1065-1066.ZHU Wei-bing.Study on the instability mechanism of key strata structure in repeating mining of shallow close distance seams[J].Journal of China Coal Society,2011,36(6):1065-1066.

[4]姜福興.采場支架沖擊載荷的動力學(xué)分析[J].煤炭學(xué)報,1994,19(6):649-657.JIANG Fu-xing.Dynamics analysis of impact load on the stope support[J].Journal of China Coal Society,1994,19(6):649-657.

[5]汪華君,姜福興,溫良霞,等.孤島頂煤綜放采場沖擊礦壓形成機(jī)制及控制技術(shù)[J].巖土力學(xué),2013,34(9):2615-2628.WANG Hua-jun,JIANG Fu-xing,WEN Liang-xia,et al.Formation mechanism and control technology of impacting pressure in sublevel caving mining face under isolated top coal[J].Rock and Soil Mechanics,2013,34(9):2615-2628.

[6]竇林名,劉 堂,曹勝根,等.堅硬頂板對沖擊礦壓危險的影響分析[J].煤礦開采,2003,8(2):58-61.DOU Lin-ming,LIU Zhen-tang,CAO Sheng-gen,et al.Analysis of the effect caused by hard roof on rock-burst risk[J].Coal Mining Technology,2003,8(2):58-61.

[7]蔣金泉.采場圍巖應(yīng)力與運(yùn)動[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1993.

[8]曹勝根,姜海軍,王福海,等.采場上覆堅硬巖層破斷的數(shù)值模擬研究[J].采礦與安全工程學(xué)報,2013,30(2):205-210.CAO Sheng-gen,JIANG Hai-jun,WANG Fu-hai,et al.Numerical simulation of overlying hard strata rupture incoal face[J].Journal of Mining &Safety Engineering,2013,30(2):205-210.

[9]張翔宇,竇林名.深孔爆破防治煤柱沖擊參數(shù)優(yōu)化及應(yīng)用[J].采礦與安全工程學(xué)報,2009,26(3):292-296.ZHANG Xiang-yu,DOU Lin-ming.Parameter optimization for pillar-burst-prevention in deep-hole blasting[J].Journal of Mining &Safety Engineering,2009,26(3):292-296.

[10]高明濤,王玉英.斷頂爆破治理沖擊地壓技術(shù)研究與應(yīng)用[J].煤炭學(xué)報,2011,36(增刊2):326-331.GAO Ming-tao,WANG Yu-ying.Study and application on the technology of using the blasting to break roof to control rock burst[J].Journal of China Coal Society,2011,36(Supp.2):326-331.

[11]錢 高,石平五,許家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2011.

[12]TANG Chun-an,TANG Shi-bin.Applications of rock failure process analysis method[J].Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering,2011,3(4):352-372.

[13]高爾新,楊仁樹.爆破工程[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,1999.