堅硬厚基巖淺埋煤層切眼合理放頂高度研究

管學海

(中天合創(chuàng)能源有限責任公司，內(nèi)蒙古鄂爾多斯017318)

淺埋煤層主要分布在神府、東勝礦區(qū)，近幾年隨著神府東勝礦區(qū)開采強度的增大，開采“厚基巖薄松散層”型淺埋煤層礦井逐漸增多，新問題也隨即出現(xiàn):初采期間頂板大面積懸頂、基本頂初次來壓期間礦壓顯現(xiàn)異常劇烈，其災害表現(xiàn)形式為颶風傷人、大面積壓架［1－4］。例如:鄂爾多斯礦區(qū)的大飯鋪煤礦、酸刺溝煤礦、凱達煤礦、大地精煤礦初采期間均出現(xiàn)過壓架事故。該類頂板特點是砂巖層厚度大、整體性強、埋深淺、頂板巖石強度大，這3個因素的共同作用造成堅硬厚基巖淺埋煤層頂板難垮落，且由于該類煤層埋深淺，其頂板處理措施不同于一般采深下的堅硬頂板，在淺埋條件下若頂板處理高度過大會造成人為“切冒”事故，頂板處理高度過小則不能有效控制基本頂垮落步距。

本文以石窯店煤礦215206工作面為背景，采用數(shù)值模擬、理論計算分析頂板處理的合理層位和合理強制放頂高度，并通過現(xiàn)場觀測和礦壓規(guī)律驗證頂板處理的效果和研究的正確性。

1 頂板合理處理層位的確定

石窯店215206工作面所采5－2煤層平均埋深69m，上覆基巖層厚度為60m，黃土層厚度為9m，屬于“厚基巖薄松散層型”淺埋煤層，其偽頂為0.4m的炭質(zhì)泥巖，再往上依次為3.2m的粉砂巖(泥質(zhì)膠結(jié))、4.2m的細砂巖、2.4m的中砂巖、12.2m的粗粒砂巖，巖層物理力學參數(shù)見表1及圖1。根據(jù)關(guān)鍵層復合破斷理論［5－7］，頂板第4層巖層承擔4～15巖層載荷，小于2，3巖層破斷距，該層破斷后必然導致2，3層巖層同步破斷，可將第4層巖層看作上位基本頂，2，3層巖層看作下位基本頂。在此采用3DEC數(shù)值模擬軟件模擬處理層位達到下位基本頂時頂板的破斷垮落規(guī)律［8－9］。

表1 煤層上方主要巖層物理力學參數(shù)

模型尺寸長160m，寬10m，高75m，模型參數(shù)根據(jù)實驗室試驗和經(jīng)驗選取，模型邊界條件采取薄層方法對前、后、左、右、底面進行速度為0的固定，在開挖前對切眼頂板進行處理，形成一個寬度為0.5m，高度達到下位基本頂厚度的切槽，模擬切眼、切槽在工作面推進過程中頂板破斷垮落規(guī)律見圖2所示。

圖1 215206工作面鉆孔綜合柱狀

圖2 頂板處理層位達到下位基本頂

從圖2可以看出，當工作面推進15m后，直接頂即破斷，下位基本頂出現(xiàn)微小離層;開挖20m后，下位基本頂和上位基本頂之間離層增大;開挖30m后，下位基本頂垮落，基本頂初次來壓，上位基本頂開始出現(xiàn)離層;開挖40m后，上位基本頂由于受到垮落矸石的支撐作用，離層發(fā)展受到限制;開挖70m后，上位基本頂發(fā)生斷裂，斷裂線滯后于工作面，對工作面影響很小;開挖80m后，地表黃土層下巖層發(fā)生離層，地表下沉不明顯。

由上述分析可知，當頂板處理層位達到下位基本頂后，6.6m厚的下位基本頂和3.2m厚的直接頂提前垮落，采空區(qū)則能被碎脹矸石充滿，由于矸石支撐作用則會使上位基本頂只發(fā)生斷裂而不是垮落，從而可以有效減小初次來壓強度，避免工作面初次來壓強礦壓顯現(xiàn)導致的災害發(fā)生。

2 頂板合理強放高度的確定

根據(jù)上節(jié)分析可知，為避免大面積懸頂造成初次來壓期間強礦壓顯現(xiàn)，頂板巖層需要處理到下位基本頂，然而當強放高度不同時，下位基本頂破斷距也不同，在此通過分別分析不同強放高度下頂板支承狀態(tài)，研究頂板的合理強放高度。

根據(jù)放頂高度的不同，可以將初次放頂后頂板的支承狀態(tài)分為3種:直接頂懸臂梁、基本頂變截面固支梁、基本頂固支－簡支梁 (矸石支承)(見圖3)。

分別對上述3種情況進行力學分析:

圖3 初次放頂后頂板支承狀況

(1)當放頂高度較小時，即h放=h1，頂板支承情況見圖3(a)所示，此時基本頂巖梁的支承條件不受影響，承載特性保持不變，因此基本頂來壓歩距也不變，但直接頂由兩端固支梁變?yōu)閼冶哿海苯禹敵休d特性降低，計算直接頂垮落步距為:

式中，L1為強放后直接頂初次垮落歩距，3.2m;h1為直接頂厚度，3.2m;R1為直接頂單向抗拉強度，4.49MPa;q1為直接頂承擔載荷，84.48kPa。

(2)當放頂厚度較大時，即h1＜h放＜h冒，頂板支承情況如圖3(b)所示，切槽處基本頂厚度變小，承載能力降低，隨著工作面推進此處首先斷裂，隨后固支梁支承條件變?yōu)閼冶哿夯蛞欢斯讨б欢撕喼В渲星胁蹟嗔丫郘a和h放關(guān)系為:

式中，La為切槽斷裂距;h1為直接頂厚度，3.2m;h2+h3為下位基本頂厚度，6.6m;h放為放頂高度，2.2m;R2為下位基本頂單向抗拉強度，7MPa;(q3)2為下位基本頂承擔載荷，143.27kPa;K為碎漲系數(shù)，取1.3。

強制放頂后巖塊體積增大，當巖梁強放端完全破斷后，若強放高度h放較小，則強放梁端不能接觸到破碎巖塊，巖梁支承條件變?yōu)閳D4所示的懸臂梁，其強放巖梁端B的撓度值y為 (取單位寬度巖梁進行計算):

圖4 強放端基本頂斷裂后懸臂巖梁受力示意

式中，y為強放端下沉量，m;E為巖石彈性模量，36.88GPa;I為截面中性軸慣性矩，23.98m4;l為懸臂巖梁垮距，取20～50m;(q3)2為基本頂承擔上覆載荷，143.27kN/m。

代入上述各值，可得3mm＜y＜127mm，可以看出由于巖梁彈性模量較大，強放后巖梁端下沉很小，因此工程應(yīng)用上可忽略，所以當h放＜h冒時可認為強放端巖梁斷裂后不能接觸到破碎巖塊，支承條件維持為懸臂梁，直到懸臂側(cè)出現(xiàn)斷裂。根據(jù)材料力學計算該懸臂梁極限垮落步距Lb為

根據(jù)公式 (2)，(5)可知，當強放高度h放增加時，La逐漸減小，因此可知，當La＞Lb時，基本頂初次垮落步距值等于La，當La＜Lb時，基本頂初次垮落步距值等于Lb。

(3)當強放高度h放＞h冒，垮落巖塊能緊密接觸到強放端巖梁，當強放端巖梁斷裂后矸石會對基本頂起到一定支撐作用，此時基本頂來壓歩距會稍大于懸臂梁來壓歩距，但由于切眼強放寬度小致使矸石的支撐情況不明，因此對矸石支撐影響不做具體分析。

綜上可以看出，當h放＜h冒時，若La＞Lb時，則基本頂垮落步距值等于La，當La＜Lb時，基本頂初次垮落步距值等于Lb;當h放＞h冒時，基本頂垮落步距值Lc稍大于Lb。爆破放頂高度與基本頂初次來壓步距關(guān)系如圖5所示。

圖5 強放高度與初次來壓步距的關(guān)系

從圖5可以看出，通過切眼強制放頂方法可以有效減少基本頂初次來壓步距，但來壓步距不是隨著放頂高度的增加而一直減少，存在一個合理放頂高度區(qū)間，在此區(qū)間內(nèi)來壓步距隨著放頂高度增加而線性減小，當超過該區(qū)間時基本頂初次來壓步距稍微增大并維持在一個定值，因此確定215206工作面切眼強放高度為7m。

3 現(xiàn)場實踐與效果分析

為使強制放頂高度達到7m，按圖6布置雙排炮孔，炮孔長度14m，傾角30°，孔徑80mm;根據(jù)炮孔傾角及柱狀藥包最小抵抗線確定炮孔間距Lj為6m;封孔長度取30倍孔徑［10］。

圖6 切眼頂板炮孔布置示意

在石窯店215206工作面進行現(xiàn)場實踐，結(jié)合直觀觀測和礦壓分析兩方面對頂板爆破效果進行分析。

(1)215206工作面放炮結(jié)束后，從兩端頭和支架縫隙可以看出切眼處頂板垮落充分，采空區(qū)基本被垮落后的碎脹矸石充滿，從支架縫和兩端頭可以看到掉落的錨索，可說明頂板垮落高度大;由現(xiàn)場觀測得知，強放后工作面回采過程中工作面中部直接頂可以隨采隨冒，說明爆破效果很好。

(2)以支架的加權(quán)循環(huán)末阻力與其均方差之和作為判斷基本頂來壓的主要指標 (圖7為70號支架來壓判斷曲線圖)，從表2可以看出基本頂來壓步距明顯減小，在28～35m之間。

圖7 70號支架來壓判斷曲線

表2 基本頂來壓歩距統(tǒng)計

4 結(jié)論

(1)通過數(shù)值模擬結(jié)果可知，當頂板處理層位達到下位基本頂后，由于直接頂和下位基本頂支承條件的改變，垮落歩距分別縮短為15m和30m，此時由于巖石碎脹性采空區(qū)被垮落巖塊充滿，從而可以抑制上位基本頂離層發(fā)展的過程，開挖70m后上位基本頂滯后工作面發(fā)生斷裂，避免上位基本頂發(fā)生滑落失穩(wěn)給工作面帶來的沖擊，能夠大幅度減小初采期間來壓強度。

(2)根據(jù)215206工作面頂板具體情況，研究了放頂高度對基本頂來壓步距的影響。結(jié)果表明，來壓步距不是隨著放頂高度的增加而一直減少，而是存在一個合理放頂高度區(qū)間，在此區(qū)間內(nèi)來壓步距隨著放頂高度增加而線性減小，當超過該區(qū)間時基本頂初次來壓步距會增大并維持為一個定值，最終確定215206工作面強放高度為7m。

［1］張李節(jié).厚砂層下薄基巖長壁工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律［D］.西安:西安科技大學，1994.

［2］黃慶享.淺埋煤層長壁開采頂板結(jié)構(gòu)及巖層控制研究［M］.徐州:中國礦業(yè)大學出版社，2000.

［3］黃慶享，石平五.印度淺埋煤層支護論證報告 ［R］.西安:西安礦業(yè)學院，1998.

［4］趙宏珠.印度綜采長壁工作面淺部開采實踐［J］.中國煤炭，1998，24(12):49－51.

［5］錢鳴高，石平五，許家林.礦山壓力與巖層控制 ［M］.北京:煤炭工業(yè)出版社，2010.

［6］錢鳴高，謬協(xié)興，何富連.采場“砌體梁”結(jié)構(gòu)的關(guān)鍵塊分析 ［J］.煤炭學報，1994，(6):557－563.

［7］錢鳴高，張頂立，黎良杰，等.砌體梁的“S－R”穩(wěn)定及其應(yīng)用［J］.礦山壓力與頂板管理，1994(3).

［8］康立軍，齊慶新，史元偉.頂板斷裂機理的離散元數(shù)值方法研究［J］.煤礦開采，1995(1):33－37.

［9］潘俊鋒，齊慶新，史元偉.綜放開采頂板巖層垮段特征的3DEC模擬研究［J］.煤礦開采，2007，7(2):4－7.

［10］王玉杰.爆破工程 ［M］.武漢:武漢理工大學出版社，2007.

［11］鄭富洋.極堅硬頂板強制預裂原理及工程實踐研究［J］.煤礦開采，2013，18(3):92－96.