堅硬頂板超長工作面初次放頂礦壓規律研究

喬 武 生

(榆林神華能源有限責任公司青龍寺煤礦分公司，陜西 榆林 048026)

堅硬頂板超長工作面初次放頂礦壓規律研究

喬 武 生

(榆林神華能源有限責任公司青龍寺煤礦分公司，陜西 榆林 048026)

以5-20101工作面為研究對象，基于簡支梁力學模型理論計算頂板初次來壓步距約為55.4 m，結合圍巖賦存特點，采用深孔預裂爆破破壞堅硬頂板結構，減小初次來壓步距，結果表明：預裂爆破方案合理，頂板預裂后初次來壓步距40 m，支架最大工作阻力為330 bar，支架安全閥未開啟。

堅硬頂板，綜采，深孔預裂，初次放頂

0 引言

青龍寺煤礦為新建礦井，礦井采掘基礎數據有限，5-20101首采工作面頂板堅硬、完整，為了縮短工作面初次來壓步距，減少采空區懸頂面積，防止采空區頂板初次大面積垮落形成颶風，產生的巨大沖擊載荷對綜采工作面人員和設備造成傷害與破壞，需監測采面支架—圍巖變形量之間關系，分析總結礦壓顯現規律，為以后工作面開采進行指導。

1 工作面概況

青龍寺井田位于陜北黃土高原東北部，屬典型黃土丘陵溝壑區地貌單元，地表因受雨水的長期沖刷與侵蝕，形成了溝谷切割、梁峁相間、坡陡壁峭，地形支離破碎、河谷陡峻狹窄的地貌景觀。地表植被稀少，水土流失嚴重。井田內地勢總的趨勢是東北高，南西低，最高點在井田的東北角處(+1 336.0 m)，最低點在井田西邊界中部(+1 073.0 m)，地表相對高差100 m～150 m，最大高差263 m。海拔高度一般在+1 110 m～+1 280 m。井田內較大的溝谷為大板兔川和小板兔川。

5-20101綜采工作面長301.5 m，推進長度3 767.3 m，煤厚1.83 m～3.02 m，平均2.38 m，傾角1°～3°，屬于近水平單一穩定煤層，煤層中部賦存一層泥巖夾矸，平均厚度0.1 m,整體呈緩狀單斜構造，地質構造簡單。工作面埋深147 m～187 m，屬淺埋深，其中上覆基巖厚度80 m～113 m，松散層厚度0～33 m。5-20101工作面運輸、回風順槽長3 703.3 m，寬5.1 m，高2.68 m。

2 初次來壓步距理論計算

根據地層綜合柱狀和井下鉆孔資料及其煤巖物理力學特性測定結果，考頂底板圍巖賦存特征見表1。

表1 工作面煤層頂、底板情況

根據5-20101工作面巖層參數，通過組合梁理論來確定關鍵層及老頂來壓步距，第n層對第1層形成的載荷通過式(1)計算。

在斷裂步距計算以前，需計算各段巖層的載荷q，由于各分層厚度及巖性不同，載荷應按式(1)計算:

(1)

其中，(qn)1為考慮第n層巖層時第1層巖層的載荷；E1，…，En分別為各巖層的彈性模量；h1，…，hn分別為各分層的厚度；γ1，…，γn分別為各分層的容重。

當計算到(qn+1)1<(qn)1時,n層作用于基本頂巖層上的載荷q即采用(qn)1計算。(q3)1=227×103kPa。

根據簡支梁計算，其初次來壓步距為：

(2)

工作面老頂初次垮落步距較大，垮落過程中產生颶風，易造成支架壓死，危害人員安全，需提前進行深孔預裂形成切縫，有利于縮短工作面來壓步距。

3 開切眼深孔預裂方案

3.1切眼中部炮眼“一”字形布置

平行于5-20101工作面切眼中心線布置兩排炮眼：一排為加強眼(1號～9號炮眼，共9個)，一排為主炮眼(10號～32號炮眼，共23個)。主炮眼、加強炮眼中心線分別距離切眼副幫分別為1.5 m和3 m。共布置炮眼32個，見圖1。

3.2加強炮眼布置

5-20101運順與5-20101回順與切眼交叉口易產生較大面積懸頂的煤層頂板，在支架架窩和硐室口共布置9個加強炮眼。

3.3炮眼布置其他參數

1)炮眼直徑：確保單個炮眼能裝足炸藥量，同時根據周邊礦井以往綜采工作面強制放頂經驗，5-20101工作面采用直徑94 mm的大直徑炮眼。

2)炮眼仰角：根據周邊礦井綜采工作面強制放頂經驗結合綜采工作面地質和生產條件，5-20101工作面全部炮眼仰角取30°。

3)炮眼深度：炮眼垂直深度應根據切眼高度及上覆基巖厚度，除1號炮眼垂深6.707 m,9號炮眼垂深6.379 m,10號炮眼垂深3.821 m外，其他炮眼垂深均為8 m或10 m兩種規格。根據炮眼仰角、炮眼垂直深度及以往周邊礦井放頂經驗確定炮眼深度除1號炮眼深度12.875 m,9號炮眼眼深12.817 m,10號炮眼深度7.101 m外，其余炮眼深度取16 m,20 m兩種規格。

4)炮眼間距：5-20101工作面加強炮眼、主炮眼中心線距離切眼副幫分別為1.5 m和3 m，第一排加強炮眼共9個，1號炮眼距5-20101膠運順槽正幫5.75 m，8號炮眼距5-20101回風順槽正幫12.321 m，9號炮眼距5-20101回風順槽正幫12.321 m；其余2號～7號炮眼距各自附近調車硐室中心線20 m；第二排10號、32號炮眼分別距5-20101膠運、回風順槽正幫0.75 m，11號～30號炮眼間距。

5)炮眼裝藥:炮眼裝藥前，將炮眼內的煤粉、巖粉等雜物清理干凈。裝藥前對炮眼的孔深、孔徑、角度等參數進行驗收。炮眼裝藥時，由機頭向機尾方向進行。施工時應搭建施工平臺，施工平臺必須有牢固可靠的防護欄，應符合防護欄標準，確保安全。炮眼采用連續不偶合方式裝藥，PVC管先送入炮眼。藥包應輕拿輕推，要推到眼底，炮眼內各藥卷連接應密實。到最后一節藥包時，將導爆索從PVC管上的開孔引出。炮眼裝藥時，兩根PVC管間必須用細扎絲綁扎牢固,保證PVC管卡阻時可以取出。

6)炮眼堵塞：炮眼堵塞采用φ75 mm×2 000 mm PVC管制炮泥。炮眼裝填完畢后，每個炮眼最后使用(φ50 mm(小頭)～φ150 mm(大頭))×300 mm圓木楔將炮眼孔口封堵牢固，導爆索腳線從木楔兩側開槽引出。

7)聯結起爆網絡：采取一次起爆方式，雷管引爆導爆索。導爆索的連接：將1號～4號、10號～21號共16個孔串聯；5號～9號、22號～32號共16個孔串聯；然后用放炮母線將兩部分分別并聯。每個炮眼應采用雙電雷管、雙導爆索起爆，所有炮眼的電雷管段數應相同，分別采用一發電雷管起爆一根導爆索，每個炮眼的電雷管相互并聯，不同部分炮眼的電雷管串聯聯接，即起爆網路聯線方式為并、串聯混合方式。電雷管聯結爆破母線，沿切眼機尾向機頭方向敷設，敷設至5-20101膠運順槽15聯巷爆破地點(距切眼342 m)。敷設過程中，爆破母線與電纜應當分別掛在巷道的兩側。爆破母線必須絕緣良好，與雷管的連接處必須符合要求并用絕緣膠布裹好，爆破母線懸空吊掛。嚴禁電雷管腳線、爆破母線與運輸設備、電器設備以及采掘機械等導電體接觸。爆破前，爆破母線必須扭結成短路。

4 頂板深孔預裂后初次放頂礦壓顯現規律

4.1工作面支護設備狀況

選用鄭州煤礦機械集團股份有限公司生產的掩護式液壓支架支護，共177臺，其中機頭端頭架3臺(型號為ZYG8800/15/30D)，中間架169臺(型號為ZY8800/15/28D)，機尾過渡支架1臺(型號為ZYG8800/15/30D)，機尾端頭支架4臺(型號為ZYT8800/15/30D)。工作面支架額定工作阻力為8 800 kN(432 bar)，初撐力為5 130 kN(252 bar)，支護強度為0.76 MPa～0.94 MPa。膠運順槽超前支護采用2.8 m(型號為DW28-250/110X)單體支柱，支設間距1 m，支護范圍20 m；回風順槽超前支護采用ZQL2-4800/17.5/30WD型超前組合支架，支護范圍28 m。

4.2監測內容

動態監測工作面、兩順槽頂板變化情況。包括工作面支架工作阻力、巷道頂板離層、支護結構受力、巷道收斂變形、煤體應力等監測。

4.3觀測工具

1)支架SAC，電液控電腦主機，集中控制臺；

2)礦壓分析軟件；

3)頂板離層儀、支架立柱安全閥、支架立柱回縮量等;

4)地表沉降觀測樁、全站儀。

4.4礦壓監測數據處理

1)支架壓力數據處理：生產期間每割一刀煤控制臺司機記錄支架壓力數據，通過Excel軟件將礦山壓力數據制作成曲面圖表，將圖表中最低壓力設為250 bar，每隔40 bar用一種顏色表示，顏色越深表示頂板壓力越大。通過不同顏色和深淺顯示頂板壓力大小，這樣更直觀的看出頂板巖層的活動和周期來壓步距。

2)頂板離層量：每班對距工作面200 m范圍內兩順槽頂板離層儀及頂底板，兩幫移近量進行觀察記錄，200 m以外的每周進行一側觀察記錄。

3)工作面及順槽巷道兩幫狀況：通過觀察工作面及順槽兩幫片幫、網兜等情況，與工作面推進位置、上覆基巖厚度、其他觀測手段結果等分析比較，總結最終礦壓顯現規律。

4)地表沉降觀測：工作面切眼上覆地表埋設地表沉降觀測樁，由駐礦地測站進行定期觀測，記錄數據并繪制沉降圖。

圖2為工作面中間43號支架載荷隨工作面推進的變化曲線。圖3為支架左右柱工作阻力區間—頻率分布柱狀圖。

4.5礦壓數據分析

4.5.1初次來壓

當工作面推進至35 m時，基本頂發生局部垮落，工作面開始來壓，當工作面持續推進至40 m時，工作面老頂發生大面積斷裂，并產生小型颶風，風壓較為明顯，但支架安全閥未開啟，壓力顯現不明顯，工作面支架工作阻力最大為330 bar，來壓時伴隨頂板垮落聲響，兩順槽頂板未發生明顯下沉，工作面繼續推采時，壓力明顯降低。

4.5.2周期來壓

5-20101工作面開始回采后，受銷售影響，生產組織不連續，因此工作面初次來壓之后，工作面支架壓力持續較大。但通過礦壓數據實時監測，工作面礦壓顯現仍呈現一定規律。

1)第一次周期來壓。

當工作面推進至61 m(110刀)時，工作面來壓明顯，煤壁片幫較為嚴重，伴隨頂板垮落聲響，支架壓力明顯增大，60號～115號支架安全閥開啟，支架工作阻力最大為445 bar，來壓持續9刀，推進至93 m(118刀)時來壓結束。兩順槽頂板未發生明顯下沉，本次來壓判斷為第一次周期來壓，初次來壓(結束時)與周期來壓(開始時)步距為26 m。

2)第二次周期來壓。

工作面推進至81 m(135刀)時，工作面50號～160號支架壓力明顯增大，局部支架安全閥開啟，來壓持續6刀，推進至114 m(140刀)時支架壓力降低，兩順槽頂板未發生明顯下沉，本次來壓判斷為第二次周期來壓，第二次周期來壓(開始時)與第一次周期來壓(開始時)步距為20 m。

3)第三次周期來壓。

工作面推進至101 m(154刀)時，工作面20號～150號支架壓力明顯增大，支架工作阻力范圍為280 bar～420 bar，來壓持續10刀，推進至104 m(163刀)時支架壓力降低，本次來壓判斷為第三次周期來壓，第三次周期來壓(開始時)與第二次周期來壓(開始時)步距為20 m。之后隨工作面推采，綜采面出現多次支架阻力增大，頂板來壓過程，同時來壓步距出現縮短情況。判斷為由于工作面推采不連續，上覆巖層壓力傳遞至工作面，受壓力影響，造成老頂斷裂距離減小。

5 工作面地表沉陷情況

1)基于概率積分法對青龍寺煤礦首采面5-20101工作面開采后地表及馮家山等建筑物處產生的最大下沉值為1 955 mm，最大傾斜值為19.6 mm/m，最大曲率值為0.30×10-3m-1，最大水平移動值為587 mm，最大水平變形值為8.9 mm/m。

2)參照《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》相關依據，青龍寺煤礦首采面5-20101工作面開采后地表產生的變形對于長度或變形縫區段內長度小于20 m磚混結構建筑物來說，建筑物將會受到首采面開采的影響，建筑物損壞等級最大為Ⅳ級，即嚴重損壞或極度嚴重損壞。

3)工作面自開始回采以來，一段時間內地表未產生裂縫及出現沉降，經地測站觀測，采空區地表出現一定程度的沉降，沉降高度為200 mm～300 mm。局部產生了裂縫，地測再次進行了地表沉降測量，繪制5-20101工作面沉降觀測圖，數據顯示，工作面采空區上覆地表出現大幅沉降，最大沉降出現在采空區中心地表，沉降幅度為1 160 mm。

綜合分析，由于煤層上覆基巖厚度較大，導致彎曲下沉過程較長，工作面來壓時不會立即引起地表沉降，工作面回采后至引起地表沉降存在較長時間。地表開始沉降后，前期沉降量較大。

6 結語

1)在綜采工作面初次垮落前(即5-20101綜采工作面回采4 m～5 m后)對頂板實施深孔預裂爆破，進行綜采工作面強制放頂，破壞綜采工作面頂板的完整性，使其盡早垮落，減小初次來壓步距，降低初次來壓的破壞作用。

2)當工作面推進5 m時，對工作面頂板實施深孔預裂爆破，采取了強制放頂措施。其中工作面機頭、機尾段直接頂垮落充填較好，工作面中部直接頂垮落充填較差，工作面直接頂垮落區域達50%左右。

3)隨著工作面的推進，未垮落區域的直接頂逐步垮落，當工作面推進至16.5 m時，直接頂全部垮落。在生產過程中未發現支架工作阻力明顯增加的現象，直接頂垮落期間支架最大工作阻力為280 bar，兩順槽頂板未發生明顯下沉。通過在下隅角直接頂未垮落區域對采空區頂板的觀測，直接頂厚度約為2 m，偽頂與直接頂垮落后，形成的碎漲巖體高度約3 m，碎漲巖體上表面與老頂下表面的間距為1.2 m。

4)實施強制放頂后，5-20101工作面基本頂在推采至40 m處發生了大面積斷裂，初次來壓步距為40 m，支架最大工作阻力為330 bar。選取前三次周期來壓數據，周期來壓平均步距為20 m，支架工作阻力在230 bar～445 bar之間，部分支架安全閥開啟。

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Studyonthelawofinitialcavingrockburstinhardroof

QiaoWusheng

(YulinShenhuaEnergyCompanyQinglongsiCoalMineBranch,Yulin048026,China)

5-20101 working face of the old roof of the overall joint, the fracture is not developed, high strength, with strong self-stabilization ability, based on the composite beam mechanics model calculation of the roof of the initial pressure to about 55.4 m. In order to solve the problem of the formation of hurricanes in the large area of the roof during the early mining period of the 5-20101 working face, the impact of the pressure on the personnel and the equipment is combined with the surrounding rock, and the deep hole pre-splitting blasting is used to destroy the hard roof structure. The results show that the maximum working resistance is 330 bar after the first step of the roof, and the maximum working resistance is 330 bar. The bracket safety valve is not open.

hard roof, integrated mechanized mining, deep hole pre-cracking, the first caving

P642

A

1009-6825(2017)27-0088-03

2017-07-11

喬武生(1973- )，男，工程師