頂板災害作為煤礦五大災害之一,有著發生頻次多、總死亡人數多等特點,嚴重威脅著煤礦安全生產,是我國煤礦災害治理的重中之重[1-2]。頂板災害除了威脅作業場所內人員安全之外,還可能造成其他次生災害。特別是遇到整體性好、強度高的堅硬頂板時,由于其極限強度更大,頂板不能及時垮落,造成采空區形成大面積懸頂并在一定時間之后突然垮落[3-4]。大面積懸頂斷裂垮落不僅會產生巨大的載荷直接損壞支架,導致頂板冒頂事故的發生。還會將采空區內的瓦斯壓出,大量的瓦斯涌入巷道,造成瓦斯超限等事故。
轎子山煤礦屬于煤與瓦斯突出礦井,本次研究選擇該礦的9718工作面作為試驗工作面。該工作面位于7盤區9716工作面下部(如圖1),沿煤層走向布置,走向長867m,傾向長150m,平均煤厚1.59m。直接頂為厚度5m的灰色鈣質粉砂巖,基本頂為厚度10.5m的中厚層狀石灰巖、鈣質粉砂巖。根據鄰近工作面的采掘經驗,瓦斯主要來源于本煤層和上部的8#煤層,瓦斯涌出量較大。特別是工作面初采期,由于堅硬頂板懸露距離過大,經常造成工作面上隅角和回風巷瓦斯超限,嚴重威脅了工作面安全回采。為了進一步加強瓦斯治理工作,防止瓦斯事故的發生,對堅硬頂板瓦斯協同治理的全面研究意義重大。

圖1 工作面位置示意圖
為了減小堅硬頂板在回采過程中的懸露距離,保障試驗工作面安全回采。應用礦山壓力的相關理論,結合礦井實際條件,對基本頂的斷裂形式進行分析,并對采取斷頂措施前后基本頂的力學模型進行選擇。
根據礦山壓力的相關理論[5],基本頂的斷裂形式分為梁式破斷和板式破斷兩種。由于試驗工作面基本頂厚度10.5m,厚度相對于基本頂懸露寬度比值較大,不適用薄板的假設,因此試驗工作面基本頂的斷裂形式應為梁式斷裂。
在工作面開始回采后,基本頂會隨著工作面的推進發生斷裂,當基本頂初次發生斷裂時,該位置與開切眼的距離稱為初次斷裂步距。由于試驗工作面外段四周均為實體煤,根據礦山壓力的相關理論,頂板在破斷前可看做均質各向同性體,因此可將力學模型簡化為四面固支梁結構[6]。若采用斷頂措施,會造成頂板結構發生改變。采空區上部的頂板將發生懸空,此時可將力學模型簡化為簡支梁結構。按照兩種力學模型分別計算基本頂的初次斷裂步距:

其中:L—基本頂初次斷裂步距,m;h—頂板巖層的單層厚度,m;RT—巖梁的抗拉強度極限,MPa;q—上覆巖層作用在頂板巖層的載荷,MPa。
本次研究僅針對一個工作面,在頂板巖層巖性、厚度確定的情況下,對比(1)(2)兩式,可以得到理論上固定梁模型計算出的基本頂初次斷裂步距是簡支梁的1.22倍。這說明通過預裂爆破、切頂鉆孔等工程手段改造堅硬頂板,使基本頂減少懸露距離是可行的。
為了避免堅硬頂板大范圍懸露,導致其垮落時造成瓦斯超限等事故。采用預裂爆破為主、切頂鉆孔為輔的手段對堅硬頂板進行改造,以改變試驗工作面初采期四周的固支梁結構,從而達到縮短基本頂初次垮落步距、保障工作面初采期安全回采的目的。
預裂爆破是通過爆炸產生的高溫高壓氣體沖擊破碎周圍巖體,預先增加巖體內部的節理、裂隙,達到破壞頂板完整性的目的[7-8]。由于試驗工作面里段四周均為實體煤,所以在預裂爆破設計時,除了在開切眼內布置兩排爆破孔,還在開切眼上下端頭各布置兩列爆破孔,以改變工作面兩巷頂板固支梁結構。預裂爆破鉆孔設計平面圖見圖2。

圖2 預裂爆破鉆孔設計平面圖
3.1.1 開切眼
在開切眼靠近采空區側緊貼煤壁垂直于頂板施工一排炮孔,寬度覆蓋整個開切眼。每個炮孔深度4m,間距1.5m,每個炮孔裝藥量為1.8kg。當工作面推采1.2m后,對開切眼靠近采空區側已施工炮孔進行裝藥爆破。
工作面切眼采空區側炮孔進行裝藥爆破后,在工作面靠近回采煤壁側緊貼煤壁垂直于頂板施工一排炮孔,寬度覆蓋整個回采煤壁。炮孔深度4m,孔間距1.5m,每個炮孔裝藥量為1.8kg。煤壁側炮孔全部施工完成后進行裝藥爆破,開切眼炮孔裝藥結構如圖3,爆破參數見表1。

圖3 開切眼炮孔裝藥結構圖

表1 開切眼炮孔爆破參數表
3.1.2 開切眼上下端頭
在工作面兩巷煤柱側垂直于頂板施工兩列炮孔,炮孔距煤柱0.2m,排間距0.5m。炮孔從切眼位置向外施工,共施工10排,排間距0.5m。炮孔深度2m,裝藥量0.9kg。炮孔全部完成后立即裝藥爆破,開切眼上下端頭炮孔裝藥結構如圖4,爆破參數見表2。

圖4 開切眼上下端頭炮孔裝藥結構圖

表2 工作面上下端頭炮孔爆破參數表
切頂卸壓是通過切頂鉆孔破壞煤層頂板的連續性,切斷煤壁上方頂板與采空區頂板的聯系,改變圍巖應力分布,使得頂板沿切縫線發生斷裂。根據該礦以往的采掘經驗,結合頂板預裂爆破施工情況,將切頂鉆孔布置切眼前方10m。切頂鉆孔布置如圖5所示。

圖5 切頂鉆孔布置剖面圖
工作面回采10m后,采用ZDY-750鉆機在工作面支架前施工切頂鉆孔,鉆孔孔徑為75mm,孔間距10m,終孔位置控制頂板上方7m。工作面共設計切頂鉆孔20個,鉆孔設計深度12~31m。
為了對堅硬頂板改造效果進行驗證,使用工作面支架壓力監測系統對試驗工作面初采期的支架壓力進行連續監測。沿工作面傾斜方向,在工作面的上中下位置共布置12個測點,分別為10#、20#、30#、40#、50#、60#、70#、80#、90#、100#、110#、120#支架。工作面開始回采后,每天計算一次各測點平均壓力并與回采進尺對應。整理記錄的監測數據見表3。

表3 試驗工作面初采期液壓支架壓力記錄表 單位:MPa
從表3中可以發現,大部分測點均在工作面推進到18m時,液壓支架壓力急劇上升并達到峰值,與前一天相比增長幅度可達30%~40%。因此可以判定工作面推進到18m時發生了初次來壓,以開切眼寬度5m進行計算,試驗工作面初次來壓步距為23m。計算結果表明,采用頂板預裂爆破結合切頂鉆孔改造頂板后,工作面初次來壓步距較之前的30~35m減小了一倍左右,證明了該工程解決堅硬頂板大范圍懸露的有效性。
采用頂板預裂爆破結合切頂鉆孔改造頂板后,配合順層鉆孔、高位鉆孔、上隅角埋管等瓦斯抽采措施,試驗工作面初采期未發生一次瓦斯超限。上隅角、工作面、回風流在生產期間瓦斯濃度均小于0.4%,頂板垮落期間上隅角瓦斯濃度低于0.6%,保障了工作面的安全回采。
①根據礦山壓力的相關理論,結合試驗工作面條件,對頂板力學模型進行了分析,判斷基本頂的斷裂形式為梁式斷裂。在此基礎上,將頂板改造措施前后的基本頂力學模型簡化為固支梁和簡支梁。并通過對比計算,得到了簡支梁模型基本頂初次斷裂步距約為固定梁模型的80%。
②在理論分析的基礎上,采用頂板預裂爆破為主、切頂鉆孔為輔的堅硬頂板改造措施,并通過液壓支架壓力監測系統對堅硬頂板改造措施進行了效果驗證。結果表明,與過往回采工作面相比,試驗工作面初次來壓步距縮短了一倍左右,解決了堅硬頂板大面積懸露垮落誘發瓦斯事故的問題。