陳丁彰

【摘 要】 為提高工作面產量，本文以山西某礦大采高工作面地質條件為基礎，對工作面合理長度以及頂板控制技術進行了研究，研究結果表明，工作面的長度與頂板冒落高度在一定范圍內呈線性增長關系，與頂板對工作面支架的載荷呈正相關關系，基于此最終確定工作面長度為240m，并提出采用開切眼爆破預裂與回采巷道超前爆破預裂的方法來降低工作面礦壓顯現強度。根據現場實踐效果，該方案能夠有效實現工作面卸壓，達到安全開采的目的。

【關鍵詞】 大采高;工作面長度;支架載荷;爆破預裂

【中圖分類號】 TD822，TD844+.1 【文獻標識碼】 A

【文章編號】 2096-4102（2019）03-0014-03 開放科學（資源服務）標識碼（OSID）：

目前針對厚煤層開采，大采高一次采全高采煤方式已經普及，礦井經濟效益與開采效率有了巨大的提升。為了提高大采高工作面的生產效率，減少工作面的搬家次數，增大工作面的長度成為趨勢。但工作面開采長度增大后，工作面礦壓顯現規(guī)律有了明顯改變，巖層控制技術有別于常規(guī)方法。如何在現有設備條件下增大工作面開采長度，同時保證安全開采是現在許多礦井需解決的問題。針對此情況，本文以山西某礦大采高工作面地質條件為基礎，對工作面合理長度與頂板控制措施進行了研究，研究結果可為其他相似條件的礦區(qū)提供一定的參考意義。

1礦井概況

山西某礦開采煤層為2號煤層，煤層的平均厚度為4.43m，傾斜角度平均為3°，現有工作面長度為180m，工作面采高為4.5m，采用支撐掩護式液壓支架，型號為ZZ7500/22/45，支架的額定工作阻力為7500kN，支護強度為0.81MPa。2號煤層抗壓強度為19.6MPa，屬于中硬煤層，工作面直接頂為泥巖，巖層抗壓強度為6.83MPa，老頂為中砂巖，抗壓強度為81.7MPa，屬于堅硬巖層，工作面頂底板情況如圖1所示。由于頂板巖層強度較大，工作面回采過程中采空區(qū)懸頂過長。

2工作面長度與頂板載荷分析

對于大采高工作面，液壓支架需承擔的壓力主要包括兩方面，分別為直接頂對支架直接作用的靜態(tài)載荷以及老頂巖層發(fā)生斷裂回轉時產生的動態(tài)載荷，載荷計算公式為：

式中，Pm為液壓支架支撐載荷，MPa;Kd為老頂巖層發(fā)生斷裂回轉產生的動載系數;qz為直接頂巖層的載荷，MPa。

直接頂巖層載荷qz計算公式為：

式中，γz為直接頂巖層的容重，kN/m3;hz為頂板巖層冒落帶高度，m，主要由頂板巖性、工作面開采高度以及工作面開采長度決定，計算公式為：

式中，M為工作面開采高度，m;Kp為頂板巖層冒落矸石的碎脹系數。

根據普氏平衡拱理論可知，工作面長度與頂板冒落帶高度滿足下述公式：

式中，L為工作面的開采長度，m;ft為直接頂巖層抗壓強度，MPa，取為6.83MPa。

從上述公式可知，在頂板巖層強度一定的情況下，巖層冒落高度與工作面的傾斜長度關系為線性關系，當工作面選取合適的長度時，需保證頂板冒落高度合理，頂板對支架的載荷不超過支架的額定支護強度。工作面開采高度為4.5m，由于頂板巖層屬于堅硬巖層，取巖層碎脹系數為1.22，按照工作面開采后頂板冒落巖塊能夠充滿采空區(qū)，計算可得頂板巖層冒落高度最大為20.5m，此時工作面開采長度為280.1m。當工作面長度繼續(xù)增加時，頂板冒落高度將不再增大，表明當工作面長度小于280.1m時，工作面長度與頂板冒落高度成線性關系。

由于工作面在一定長度內，隨著工作面長度的增大，頂板發(fā)生來壓時的動載系數會不斷地增大，根據相鄰工作面礦壓觀測可知，當工作面長度為180m時，工作面動載系數平均為1.46，當工作面長度為210m時，工作面動載系數平均為1.62，此規(guī)律基本符合上述分析?；谄帐掀胶夤袄碚摚煌ぷ髅骈L度下頂板的冒落高度以及支架支護強度如表1所示。

從表中可以看出，在工作面長度變大后，頂板支護所需的強度也在不斷增大，由于該礦井支架支護強度最大為0.81MPa，在保證一定安全系數的情況下，確定工作面開采長度為240m。

3工作面頂板控制技術

由于工作面頂板屬于堅硬頂板，工作面在推進過程中其垮落步距較大，工作面對支架的載荷也在增大，當頂板出現突然斷裂來壓時，將對工作面支架產生劇烈的沖擊，對工作人員的安全產生影響。因此本文提出采用爆破切頂卸壓的方法減小工作面垮落步距，減弱工作面來壓強度。爆破切頂措施主要包括兩方面，分別為開切眼預裂爆破和巷道超前預裂爆破。

3.1開切眼預裂爆破

工作面開切眼爆破主要是在工作面正式回采前，對頂板進行爆破預裂，使頂板巖層內產生一定裂隙，釋放巖層內積聚的能量，保證在回采過程中頂板能夠隨著工作面的推進順利垮落從而充填采空區(qū)。開切眼內爆破鉆孔共布置兩排，分別為A、B，兩排炮孔均與巷道的軸線相平行，其中A組炮孔向工作面前方傾斜，B組炮孔向工作面后方傾斜，兩排炮孔呈現“倒八字”型。

A、B炮孔具體布置方案為：A組炮孔共布置17個，每個炮孔的深度為21.5m，從運輸巷道回風巷分別編號為1～16，A組炮孔向工作面前方打，與水平夾角為30°，裝藥深度為15m，封泥長度為6.5m。B組炮孔共布置16個，炮孔間距為15m，炮孔深度為21.5m，B組炮孔向工作面后方煤壁打，與水平夾角為30°，炮孔裝藥深度為15m，封泥長度為6.5m，A、B兩組炮孔的排距為1.5m。

3.2巷道超前預裂爆破

巷道超前預裂爆破鉆孔主要布置在回風巷與運輸巷內，鉆孔超前工作面布置，鉆孔按組進行劃分，每組布置三個炮孔，每組炮孔的間距根據巷道內頂板出現的節(jié)理裂隙面決定。巷道內預裂爆破的目的是為了縮小工作面的周期來壓步距，考慮到相鄰工作面礦壓顯現情況，確定每組炮孔的間距為25m，每組布置3個炮孔，炮孔的間隔為1m。炮孔在工作面推進至與其距離為10m時進行預裂爆破。

3.3應用效果

通過上述研究最終確定工作面長度為240m，采空區(qū)頂板采用垮落法進行處理，并且初采前在頂板進行爆破預裂，同時在工作面推進過程中在巷道進行超前爆破預裂，保證工作面頂板能夠及時垮落，降低工作面來壓強度。在方案確定后在22118工作面進行了實踐，同時對工作面回采至300m范圍的礦壓顯現情況進行了監(jiān)測，圖4為支架工作阻力監(jiān)測圖。

在工作面推進期間，工作面基本頂初次來壓步距為34.4m，周期來壓步距在16～19m范圍內，平均為17.8m，過去相鄰工作面回采時，初次來壓步距為36.7m，周期來壓步距平均為20.5m，對兩者進行比較發(fā)現，采用預裂爆破后工作面頂板來壓步距出現明顯減少。根據對工作面液壓支架工作阻力的統(tǒng)計可知，支架的最大工作阻力為7348kN，平均循環(huán)末阻力為6788kN，支架工作阻力未超過其最大工作阻力，表明現有液壓支架能夠滿足工作面長度增大后的生產能力。在工作面長度增大后，按照推進距離為1500m算，工作面可增加產量56.7萬t，礦井經濟效益具有顯著提升。

4結論

本文以山西某礦堅硬頂板大采高工作面地質條件為基礎，對工作面合理長度與頂板控制措施進行了研究，研究結果具體如下：

（1）大采高工作面的長度與頂板冒落高度在一定范圍內呈線性增長關系，與頂板對工作面支架的載荷呈正相關關系，根據工作面長度與頂板冒落高度關系，確定工作面長度為240m。

（2）提出采用開切眼爆破預裂與回采巷道超前爆破預裂的方法進行卸壓，并對爆破炮孔參數進行了設計。

（3）實施頂板控制措施后工作面平均周期來壓步距由過去的20.5m降為17.8m，來壓步距有了明顯的降低，并且現有液壓支架能夠滿足工作面生產需求，表明本文研究方案合理，具有較好的應用效果。

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