大采高工作面堅硬頂板致災防控技術研究

康智斌

(山西呂梁離石炭窯坪煤業有限公司，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量發展[1-2]。對于厚煤層開采，廣泛采用大采高一次全厚開采技術[3-5]，然而在實際應用過程中也暴露出一些問題，在采動壓力影響下，往往導致煤壁片幫、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，及頂板災害預防與控制技術，以保證工作面安全開采。

在這方面研究中，徐剛等[9]針對我國頂板災害監測與防治，建立了工作面頂板災害全景監測預警技術架構，提出了工作面開采全過程的頂板災害防治技術體系；張杰等[10]采用數值模擬分析了間隔式采空區頂板“雙拱橋”結構應力分布特征，劃分了淺埋間隔式采空區下開采時頂板動力災害防控區域；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+工字鋼”輔助液壓支架管理破碎直接頂等措施；楊威等[12]基于理論分析和數值模擬分析了堅硬頂板巷道臨空側切頂與未切頂巷道圍巖應力、位移的變化規律，揭示了留巷圍巖垂直應力與頂板層位、工作面距離之間的相互關系。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，采用理論分析與數值模擬相結合的方法，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變防控方法，為大采高工作面安全高效開采提供了技術保障。

1 工作面概況

某煤礦年產量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，煤層頂底板詳細情況如表1所示。工作面采取煤層傾向設計，巷道采取煤層走向設計，采高6.5 m.工作面共設置膠運巷與回風巷兩條巷道。膠運巷主要用于煤炭轉運與進風使用，輔運巷也用于回風使用，膠運巷與輔運巷間通過聯巷聯通，聯巷間距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 煤層頂底板情況

2 支承壓力分布模型構建

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

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為塑性區跨度，m；S2為彈性區跨度，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為應力系數，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°，將數據代入式(8)，可得到其支承壓力為216.84 m.

3 支承壓力變化特征數值模擬分析

3.1 數值模型構建

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輸出一次計算結果。巖體力學參數如表2所示。模型初始應力場如圖3所示。

圖3 模型初始應力場

表2 巖體力學參數

3.2 數值結果分析

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

圖4 工作面推進30 m計算結果

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

圖5 工作面推進60 m計算結果

工作面推進90 m時(圖6)，超前支承壓力達14 MPa，頂板塑性區范圍繼續擴展，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，此時的基本頂已經出現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.頂板巖層損傷區逐步向上部擴展，工作面后方采空區頂板已完全垮落。

圖7 工作面推進150 m計算結果

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

圖8 工作面推進210 m計算結果

綜合分析，當工作面推進90 m時，基本頂初次來壓，隨著后續工作面的持續推進，頂板垂直位移快速增加，發生明顯下沉，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風險，必須采取防控措施。

4 工作面頂板災變防控方法

針對該礦堅硬頂板垮落致災防控需要，研究提出以預裂爆破為主要手段的防控措施。即在切眼處實施強制放頂，設置炮孔數為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，炮孔參數如表3所示。

表3 炮孔參數

圖9 炮孔布置方法圖(mm)

現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.炸藥填充系數為0.7，即在孔口部位炮泥充填系數為0.3，裝藥方式如圖10所示。

圖10 裝藥方式圖

5 現場應用效果分析

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

圖11 頂板垂直位移監測結果

頂板位移表現為快速-緩慢變化特征，強制放頂前后，巷道頂板趨于穩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；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%.支架整體工作狀態良好。該技術方案取得了良好的卸壓效果，有效避免了頂板垮落致災風險，保障了工作面安全開采。

6 結 語

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

2) 通過數值模擬分析，當工作面推進90 m時，基本頂初次來壓，隨著后續工作面的持續推進，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風險。

3) 研究提出了預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%.實現了對堅硬頂板圍巖的有效防控。