姬健帥，李志華，葛勝文，程黎明

(1.安徽理工大學(xué) 煤礦安全高效開(kāi)采省部共建教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，安徽 淮南 232001；2.安徽理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，安徽 淮南 232001；3.淮南礦業(yè)集團(tuán) 潘二煤礦，安徽 淮南 232096)

堅(jiān)硬頂板是指整體性強(qiáng)，節(jié)理不發(fā)育，難以垮落的頂板[1]?；茨系V區(qū)潘二煤礦12123工作面為10 m厚的砂巖直覆采場(chǎng)，初采時(shí)懸頂面積大，易發(fā)生壓架、風(fēng)暴等災(zāi)害，因此初采前應(yīng)對(duì)堅(jiān)硬頂板進(jìn)行處理。

眾多學(xué)者對(duì)堅(jiān)硬頂板的破斷及處理做了大量研究。文獻(xiàn)[2-5]在數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，對(duì)爆破強(qiáng)制放頂效果進(jìn)行了分析；文獻(xiàn)[6-10]通過(guò)相似模擬對(duì)爆破效果及覆巖結(jié)構(gòu)進(jìn)行了研究；文獻(xiàn)[11-13]通過(guò)建立力學(xué)模型，對(duì)支架—圍巖力學(xué)關(guān)系進(jìn)行了研究；馬賽等[14]通過(guò)理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐，研究了定向水力壓裂對(duì)堅(jiān)硬頂板的控制效果；張冬華等[15]采用理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的方法，在察哈素煤礦31307工作面開(kāi)切眼進(jìn)行了深孔預(yù)裂爆破，且爆破效果良好；宋亞偉等[16]分析了高瓦斯礦井堅(jiān)硬頂板大面積垮落時(shí)瓦斯超限的原因，設(shè)計(jì)了炮孔參數(shù)，且爆破后瓦斯治理效果良好。

由上述分析可知，之前的學(xué)者大都通過(guò)垮落帶高度計(jì)算公式對(duì)放頂高度進(jìn)行確定，未考慮支架的適應(yīng)性。筆者通過(guò)頂板破斷時(shí)所做的功先確定支架所能承受的來(lái)壓步距，再根據(jù)來(lái)壓步距與放頂高度之間的關(guān)系，確定最小放頂高度，進(jìn)而通過(guò)數(shù)值模擬確定最優(yōu)放頂高度。

1 工程概況

潘二煤礦12123工作面位于西二采區(qū)第一階段，主采3號(hào)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(xì)砂巖，厚約10 m，中細(xì)砂巖上方為10 m厚的粉細(xì)砂巖，直接頂缺失，為厚硬頂板直覆采場(chǎng)。工作面可采走向長(zhǎng)度493.0 m，傾斜長(zhǎng)度215.6 m。12123工作面采用傾斜長(zhǎng)壁后退式綜合機(jī)械化采煤方法，一次采全高，采用自然垮落法控制采空區(qū)頂板。

2 理論分析

2.1 來(lái)壓步距確定

1)來(lái)壓步距預(yù)計(jì)[17]

(1)

(2)

式中：L1為初次來(lái)壓步距，m；L2為周期來(lái)壓步距，m；h為巖梁厚度，m；RT為抗拉強(qiáng)度，MPa；q為巖梁所受均布載荷，運(yùn)用關(guān)鍵層理論計(jì)算得到其值為 0.25 MPa。

根據(jù)工作面地質(zhì)條件，取巖梁厚度10 m，抗拉強(qiáng)度3.1 MPa，代入式(1)、(2)計(jì)算得到初次來(lái)壓步距為49.7 m，周期來(lái)壓步距為22.0 m。

2)爆破后來(lái)壓步距的確定

基于能量法對(duì)支架所能適應(yīng)的來(lái)壓步距進(jìn)行研究[18]。

頂板破斷時(shí)所做的功為：

(3)

式中：Uc為頂板破斷時(shí)所做的功,J；m為破斷巖塊的質(zhì)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(shí)的瞬間下縮量,m。

由材料力學(xué)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(jì)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(lái)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(hù)強(qiáng)度)，得：

(8)

(9)

式中：P為支架最大支護(hù)強(qiáng)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(hù)式液壓支架，其最大支護(hù)強(qiáng)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(jīng)計(jì)算，支架所能承受的來(lái)壓步距為19～45 m。預(yù)計(jì)來(lái)壓步距49.7 m，易導(dǎo)致壓架事故，因此對(duì)頂板采取強(qiáng)制放頂，出于安全考慮，取支架能承受的來(lái)壓步距為 20 m，與周期來(lái)壓步距基本接近。

2.2 放頂高度確定

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

1)工作面回采初期采高為4.0 m，根據(jù)經(jīng)驗(yàn)，為保證完全充填采空區(qū)，爆破高度按下式計(jì)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(shù)，取1.4。

計(jì)算得到爆破高度為10.0 m。

2)由前面計(jì)算可知，支架所能承受的來(lái)壓步距為20 m，與預(yù)計(jì)周期來(lái)壓步距接近，因?yàn)閹r梁在初次破斷后，周期來(lái)壓呈懸臂梁破斷，所以放頂高度應(yīng)使巖梁接近懸臂梁，即對(duì)巖梁全部爆破，按照此要求，放頂高度應(yīng)不小于10 m。

3 數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模型的建立

運(yùn)用UDEC軟件對(duì)堅(jiān)硬頂板爆破效果進(jìn)行模擬，根據(jù)12123工作面頂?shù)装迩闆r，建立的模型尺寸為150 m×94 m，左右各留設(shè)30 m煤柱，開(kāi)挖90 m。本構(gòu)關(guān)系采用莫爾-庫(kù)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(shè)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(xué)參數(shù)如表1所示，數(shù)值模型如圖1所示。

表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)

圖1 堅(jiān)硬頂板爆破模擬數(shù)值模型

3.2 數(shù)值模擬過(guò)程

由理論分析可知，放頂高度應(yīng)不小于10 m，同時(shí)為與爆破前相對(duì)比，分別模擬放頂高度為0、10、20、30 m時(shí)的開(kāi)采情況。爆破模擬通過(guò)設(shè)置節(jié)理面實(shí)現(xiàn)。具體做法如下：

巖石在爆破作用下，會(huì)形成壓碎區(qū)和裂隙區(qū)，該區(qū)域的巖體強(qiáng)度在爆破后亦會(huì)隨之降低，因裂隙區(qū)形成較為復(fù)雜，為簡(jiǎn)化研究，僅模擬壓碎區(qū)。根據(jù)礦井地質(zhì)條件，頂板30 m范圍內(nèi)大部分為砂巖，由相關(guān)文獻(xiàn)可知[20]，爆破后砂巖強(qiáng)度約為其極限強(qiáng)度的60%，因此模擬時(shí)壓碎區(qū)巖體強(qiáng)度取極限強(qiáng)度的60%。壓碎區(qū)半徑由下式計(jì)算[1]：

(11)

(12)

將12123工作面爆破參數(shù)代入式(11)計(jì)算可得，壓碎區(qū)半徑為0.2 m，因此增加的節(jié)理面寬度為0.4 m。

3.3 結(jié)果與分析

從兩個(gè)方面對(duì)爆破效果進(jìn)行分析，得到初次來(lái)壓步距和支承壓力分布規(guī)律。

1)初次來(lái)壓步距對(duì)比分析

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

圖2 不同放頂高度覆巖運(yùn)移規(guī)律

由圖2(a)可知，未強(qiáng)制放頂時(shí)，當(dāng)工作面推進(jìn)至 40 m時(shí)頂板無(wú)垮落，推進(jìn)至50 m時(shí)頂板垮落，形成初次來(lái)壓，來(lái)壓步距50 m；當(dāng)工作面推進(jìn)至70 m和90 m時(shí)，頂板垮落，發(fā)生2次周期來(lái)壓，周期來(lái)壓步距20 m，初次來(lái)壓與周期來(lái)壓步距與預(yù)計(jì)的基本一致。由此可見(jiàn)，開(kāi)采過(guò)程中支架在可承受范圍內(nèi)，而針對(duì)初次來(lái)壓時(shí)易發(fā)生壓架情況，須在開(kāi)切眼處預(yù)裂爆破，因此模擬爆破時(shí)只模擬至初次來(lái)壓。

由圖2(b)可知，放頂高度為10 m，當(dāng)工作面推進(jìn)至30 m時(shí)頂板開(kāi)始松動(dòng)但無(wú)垮落，推進(jìn)至40 m時(shí)頂板垮落但不充分，無(wú)法達(dá)到預(yù)期效果。

由圖2(c)可知，放頂高度為20 m，當(dāng)工作面推進(jìn)至20 m時(shí)頂板無(wú)垮落，推進(jìn)至30 m時(shí)頂板垮落，與理論分析中支架所能承受的來(lái)壓步距接近，基本達(dá)到預(yù)期效果。

由圖2(d)可知，放頂高度為30 m，當(dāng)工作面推進(jìn)至30 m時(shí)頂板彎曲下沉且完全垮落，與放頂高度20 m時(shí)效果接近。

在圖2(c)和(d)中，頂板在中部發(fā)生彎曲下沉而未在爆破處發(fā)生垮落，其原因是，在爆破后，壓碎區(qū)巖石因能量波沖擊形成微細(xì)顆粒，裂隙區(qū)與壓碎區(qū)貫通后，裂隙進(jìn)一步發(fā)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(shí)會(huì)在爆破處兩側(cè)發(fā)生不同程度彎曲下沉，直至完全垮落，與實(shí)際相符，同時(shí)這也是采用弱化巖性實(shí)現(xiàn)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(xiàn)。隨著放頂高度的增加，在放頂高度為0～20 m內(nèi)，初次來(lái)壓步距明顯減??；當(dāng)放頂高度為20～30 m時(shí)，初次來(lái)壓步距減小不明顯，由此可見(jiàn)，當(dāng)放頂高度為20 m和30 m時(shí)，放頂效果接近，即大于20 m的放頂高度均可滿足現(xiàn)場(chǎng)要求?？紤]現(xiàn)場(chǎng)施工難度及經(jīng)濟(jì)因素，放頂高度取20 m。

2)支承壓力對(duì)比分析

通過(guò)提取模擬初次來(lái)壓后煤壁前方的支承壓力的變化規(guī)律，對(duì)比分析爆破效果。支承壓力分布規(guī)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(jiàn)，未強(qiáng)制放頂時(shí)，工作面前方支承壓力峰值達(dá)到24.5 MPa左右，應(yīng)力集中系數(shù)1.96；當(dāng)放頂高度為10 m時(shí)，支承壓力峰值達(dá)到22.9 MPa左右，應(yīng)力集中系數(shù)1.83；當(dāng)放頂高度為20 m時(shí)，支承壓力峰值達(dá)到20.9 MPa左右，應(yīng)力集中系數(shù)1.67；當(dāng)放頂高度為30 m時(shí)，支承壓力峰值達(dá)到20.8 MPa左右，應(yīng)力集中系數(shù)1.66。隨著放頂高度的增大，支承壓力峰值降低并趨于穩(wěn)定，支承壓力影響范圍減小。這表明放頂高度在0～20 m內(nèi)，放頂高度越大，效果越明顯；放頂高度在20～30 m內(nèi)，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(guī)律得到放頂高度為20 m。

4 現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)

4.1 礦壓觀測(cè)方案

在12123工作面推進(jìn)時(shí)，對(duì)支架壓力進(jìn)行觀測(cè)。工作面安裝14部YHY60型礦用電子壓力計(jì)，采用儀表自動(dòng)顯示，手持式采集儀進(jìn)行數(shù)據(jù)采集。

4.2 爆破方案

通過(guò)前面分析可知，只在開(kāi)切眼處進(jìn)行深孔預(yù)裂爆破，后續(xù)開(kāi)采過(guò)程中若懸頂超過(guò)20 m,可再次進(jìn)行強(qiáng)制放頂。具體實(shí)施方案為：從回風(fēng)巷向下 5 m 處每隔10 m向頂板施工一個(gè)鉆孔，鉆孔在走向垂直頂?shù)装?，與水平面成75°。爆破參數(shù)：孔深 25 m，孔徑 94 mm，裝藥長(zhǎng)度15 m，封泥長(zhǎng)度10 m，仰角90°。

4.3 工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律

工作面回采時(shí)，選取部分液壓支架監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)觀察初次來(lái)壓步距，現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)支架壓力數(shù)據(jù)見(jiàn)圖4。

圖4 液壓支架工作阻力變化曲線

由圖4可見(jiàn)，50號(hào)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(dāng)推進(jìn)到16 m時(shí)，前后立柱均有較明顯的升壓增阻顯現(xiàn)；60號(hào)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(dāng)推進(jìn)到18 m時(shí)，有較明顯的升壓增阻顯現(xiàn)；80號(hào)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(dāng)推進(jìn)到17 m時(shí)，有較明顯的升壓增阻顯現(xiàn)。監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，工作面形成初次來(lái)壓步距為17 m，與理論分析和數(shù)值模擬確定的初次來(lái)壓步距接近；同時(shí)支架初撐力 31.5 MPa(10 132 kN)，工作阻力40.6 MPa(13 000 kN)，監(jiān)測(cè)支架壓力普遍為30 MPa，未超過(guò)支架的最大工作阻力，支架可以安全運(yùn)行。表明所確定的放頂高度較為合理。

5 結(jié)論

1)通過(guò)理論分析可知，12123工作面初次來(lái)壓步距為50 m，支架所能承受的來(lái)壓步距為45 m，易造成開(kāi)采過(guò)程中出現(xiàn)壓架事故，需對(duì)頂板進(jìn)行強(qiáng)制放頂，且放頂高度不小于10 m。

2)通過(guò)數(shù)值模擬研究，模擬未強(qiáng)制放頂及不同放頂高度下初次來(lái)壓步距和支承壓力變化規(guī)律，在 0～20 m內(nèi)，隨著放頂高度的增大，基本頂初次來(lái)壓步距減小，煤壁前方支承壓力降低；在20～30 m內(nèi)，初次來(lái)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(qiáng)制放頂后，支架壓力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明，頂板初次來(lái)壓步距為17～30 m，與預(yù)計(jì)初次來(lái)壓步距相比減小23 m，且礦壓顯現(xiàn)不劇烈，實(shí)現(xiàn)了安全高效生產(chǎn)。