康智斌

(山西呂梁離石炭窯坪煤業(yè)有限公司，山西 呂梁 033000)

煤炭資源在我國能源體系中居于重要地位，近年來逐漸走向高質(zhì)量發(fā)展[1-2]。對于厚煤層開采，廣泛采用大采高一次全厚開采技術(shù)[3-5]，然而在實際應(yīng)用過程中也暴露出一些問題，在采動壓力影響下，往往導(dǎo)致煤壁片幫、底鼓及堅硬頂板垮落壓壞支架等，增加了工作面安全生產(chǎn)的困難[6-8]。為此，需要深入研究這類煤層開采中工作面支承壓力變化特征，及頂板災(zāi)害預(yù)防與控制技術(shù)，以保證工作面安全開采。

在這方面研究中，徐剛等[9]針對我國頂板災(zāi)害監(jiān)測與防治，建立了工作面頂板災(zāi)害全景監(jiān)測預(yù)警技術(shù)架構(gòu)，提出了工作面開采全過程的頂板災(zāi)害防治技術(shù)體系；張杰等[10]采用數(shù)值模擬分析了間隔式采空區(qū)頂板“雙拱橋”結(jié)構(gòu)應(yīng)力分布特征，劃分了淺埋間隔式采空區(qū)下開采時頂板動力災(zāi)害防控區(qū)域；楊科等[11]提出了煤壁注漿加固、支架防倒防滑以及“鋪金屬網(wǎng)+工字鋼”輔助液壓支架管理破碎直接頂?shù)却胧?；楊威等[12]基于理論分析和數(shù)值模擬分析了堅硬頂板巷道臨空側(cè)切頂與未切頂巷道圍巖應(yīng)力、位移的變化規(guī)律，揭示了留巷圍巖垂直應(yīng)力與頂板層位、工作面距離之間的相互關(guān)系。綜合分析，針對堅硬頂板厚煤層條件，采用大采高全厚開采技術(shù)時，對于支承壓力的分布特征以及頂板防控方法有待進一步研究。

本文以某煤礦大采高工作面開采為研究對象，采用理論分析與數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，深入研究了大采高工作面支承壓力分布特征，給出了工作面頂板災(zāi)變防控方法，為大采高工作面安全高效開采提供了技術(shù)保障。

1 工作面概況

某煤礦年產(chǎn)量1 200萬t，主采5號煤層，85201工作面標高1 098～1 132 m，走向長度3 160 m，傾斜長度290 m，采用大采高綜合機械化開采技術(shù)，煤層頂?shù)装逶敿毲闆r如表1所示。工作面采取煤層傾向設(shè)計，巷道采取煤層走向設(shè)計，采高6.5 m.工作面共設(shè)置膠運巷與回風巷兩條巷道。膠運巷主要用于煤炭轉(zhuǎn)運與進風使用，輔運巷也用于回風使用，膠運巷與輔運巷間通過聯(lián)巷聯(lián)通，聯(lián)巷間距50 m，主要作用在于輔助倒車與材料輸送，工作面布置情況如圖1所示。

圖1 工作面布置圖

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

2 支承壓力分布模型構(gòu)建

研究采用極限平衡分析法構(gòu)建支承壓力分布模型，如圖2所示。圖中ABCD為應(yīng)力極限平衡區(qū)，σx是對煤壁施加的水平應(yīng)力。

圖2 支承壓力分布范圍計算

支承壓力解析方程如下：

(1)

式中：S1為塑性區(qū)跨度，m；S2為彈性區(qū)跨度，m；Sx為支承壓力影響范圍，m；γp為巖層容重，t/m3；σx為作用在煤體上的壓力，kN；H為煤層采深，m；k為應(yīng)力系數(shù)，取2.5.

(2)

當k=2.5時，則：

(3)

當Lx=L0時，則有：

(4)

Sb=2Sx+L0+2B

(5)

B=Hcotθ

(6)

式中：L0為工作面長度，m；Ci為基本頂周期來壓步距，m；θ為巖移角，°.

建立平衡方程如下：

(7)

結(jié)合公式(5)、(6)、(7)，得支承壓力分布公式如下：

(8)

85201工作面長度290 m，周期來壓步距35 m，采深160 m，巖層移動角為65°，將數(shù)據(jù)代入式(8)，可得到其支承壓力為216.84 m.

3 支承壓力變化特征數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模型構(gòu)建

了解深入研究該工作面支承壓力變化特征，采用FLAC3D軟件進行數(shù)值分析，模型采用摩爾庫倫準則，模型頂部施加垂向載荷等效于上覆巖層容重，對側(cè)面及底面進行法向位移約束。模擬工作面推進長度280 m，每步推進步距10 m，每30 m輸出一次計算結(jié)果。巖體力學(xué)參數(shù)如表2所示。模型初始應(yīng)力場如圖3所示。

圖3 模型初始應(yīng)力場

表2 巖體力學(xué)參數(shù)

3.2 數(shù)值結(jié)果分析

工作面推進30 m時(圖4)，超前支承壓力達7 MPa，直接頂上方出現(xiàn)小范圍的剪切與拉伸損傷，基本頂位置未出現(xiàn)明顯的塑性區(qū)分布，此時頂板依然處于穩(wěn)定狀態(tài)。

圖4 工作面推進30 m計算結(jié)果

工作面推進60 m時(圖5)，超前支承壓力達13.5 MPa，直接頂上方出現(xiàn)大規(guī)模的拉剪損傷，其中切眼端頭位置主要表現(xiàn)為拉伸損傷，直接頂出現(xiàn)了明顯的位移變化，覆巖塑性區(qū)在頂板預(yù)裂范圍表現(xiàn)為拱形發(fā)展特征，基本頂此時處于應(yīng)力降低區(qū)，穩(wěn)定性較好。

圖5 工作面推進60 m計算結(jié)果

工作面推進90 m時(圖6)，超前支承壓力達14 MPa，頂板塑性區(qū)范圍繼續(xù)擴展，直接頂位移變化顯著，頂板最大垂直位移達到0.65 m，切眼端部的最大位移達1.18 m，此時的基本頂已經(jīng)出現(xiàn)一定范圍的拉伸損傷，此時處于基本頂初次來壓時期。

圖6 工作面推進90 m計算結(jié)果

工作面推進150 m時(圖7)，在工作面前方8 m位置，超前支承壓力達15.5 MPa，切眼處的垂直位移為1.35 m.頂板巖層損傷區(qū)逐步向上部擴展，工作面后方采空區(qū)頂板已完全垮落。

圖7 工作面推進150 m計算結(jié)果

工作面推進210 m時(圖8)，工作面超前支承壓力達18 MPa，頂板巖層損傷區(qū)繼續(xù)向上部擴展，上覆巖層松散層和基巖破壞區(qū)域距離不斷縮小，破壞范圍繼續(xù)擴大。

圖8 工作面推進210 m計算結(jié)果

綜合分析，當工作面推進90 m時，基本頂初次來壓，隨著后續(xù)工作面的持續(xù)推進，頂板垂直位移快速增加，發(fā)生明顯下沉，直至工作面推進150 m后，頂板完全垮落；當工作面推進210 m后，在工作面前方8 m位置，超前支承壓力達18 MPa，支承壓力總體影響范圍為210 m.上覆巖層基巖層主要為拉伸損傷，松散層主要為剪切損傷，工作面頂板存在垮落致災(zāi)風險，必須采取防控措施。

4 工作面頂板災(zāi)變防控方法

針對該礦堅硬頂板垮落致災(zāi)防控需要，研究提出以預(yù)裂爆破為主要手段的防控措施。即在切眼處實施強制放頂，設(shè)置炮孔數(shù)為31個，呈橫向排列方式，炮孔深度范圍為8.5～33 m，炮孔間距分為8 m與10 m兩種，炮孔直徑52 mm，孔口炮泥封堵長度為2.5 m，巷道采用單體柱+鉸接梁實施架前及架后臨時支護。炮孔布置方式見圖9，炮孔參數(shù)如表3所示。

表3 炮孔參數(shù)

圖9 炮孔布置方法圖(mm)

現(xiàn)場使用的炸藥為水膠炸藥，毫秒延期電雷管爆破方式，炮孔藥量為3.75 kg/m.炸藥填充系數(shù)為0.7，即在孔口部位炮泥充填系數(shù)為0.3，裝藥方式如圖10所示。

圖10 裝藥方式圖

5 現(xiàn)場應(yīng)用效果分析

為了驗證該技術(shù)的可靠性，在工作面前方80 m范圍進行了卸壓效果監(jiān)測，主要對巷道頂板下沉量進行監(jiān)測，結(jié)果如圖11所示。

圖11 頂板垂直位移監(jiān)測結(jié)果

頂板位移表現(xiàn)為快速-緩慢變化特征，強制放頂前后，巷道頂板趨于穩(wěn)定時的最大垂直位移分別為657 mm與236 mm，頂板垂直位移降低64%，巷道頂板變形量在容許范圍內(nèi)；強制放頂后，支架初撐力均值達12.5×103kN，占額定量的80.6%；最大工作阻力均值達13.2×103kN，占額定量的73.3%.支架整體工作狀態(tài)良好。該技術(shù)方案取得了良好的卸壓效果，有效避免了頂板垮落致災(zāi)風險，保障了工作面安全開采。

6 結(jié) 語

1) 研究構(gòu)建了支承壓力分布數(shù)學(xué)模型，確定該礦支承壓力影響范圍為216.84 m，數(shù)值模擬分析得到支承壓力影響范圍為210 m，與理論分析結(jié)果較為接近，進一步驗證了理論分析的可靠性。

2) 通過數(shù)值模擬分析，當工作面推進90 m時，基本頂初次來壓，隨著后續(xù)工作面的持續(xù)推進，頂板垂直位移快速增加，上覆巖層基巖層主要為拉伸損傷，松散層主要為剪切損傷，工作面頂板存在垮落致災(zāi)風險。

3) 研究提出了預(yù)裂爆破強制放頂防控方法，并給出了炮眼布置及裝藥方法。通過現(xiàn)場實踐，頂板垂直位移降低64%，支架初撐力均值達12.5×103kN，占額定量的80.6%；最大工作阻力均值達13.2×103kN，占額定量的73.3%.實現(xiàn)了對堅硬頂板圍巖的有效防控。