坚硬厚基岩浅埋煤层切眼合理放顶高度研究

管学海

(中天合创能源有限责任公司，内蒙古鄂尔多斯017318)

浅埋煤层主要分布在神府、东胜矿区，近几年随着神府东胜矿区开采强度的增大，开采“厚基岩薄松散层”型浅埋煤层矿井逐渐增多，新问题也随即出现:初采期间顶板大面积悬顶、基本顶初次来压期间矿压显现异常剧烈，其灾害表现形式为飓风伤人、大面积压架［1－4］。例如:鄂尔多斯矿区的大饭铺煤矿、酸刺沟煤矿、凯达煤矿、大地精煤矿初采期间均出现过压架事故。该类顶板特点是砂岩层厚度大、整体性强、埋深浅、顶板岩石强度大，这3个因素的共同作用造成坚硬厚基岩浅埋煤层顶板难垮落，且由于该类煤层埋深浅，其顶板处理措施不同于一般采深下的坚硬顶板，在浅埋条件下若顶板处理高度过大会造成人为“切冒”事故，顶板处理高度过小则不能有效控制基本顶垮落步距。

本文以石窑店煤矿215206工作面为背景，采用数值模拟、理论计算分析顶板处理的合理层位和合理强制放顶高度，并通过现场观测和矿压规律验证顶板处理的效果和研究的正确性。

1 顶板合理处理层位的确定

石窑店215206工作面所采5－2煤层平均埋深69m，上覆基岩层厚度为60m，黄土层厚度为9m，属于“厚基岩薄松散层型”浅埋煤层，其伪顶为0.4m的炭质泥岩，再往上依次为3.2m的粉砂岩(泥质胶结)、4.2m的细砂岩、2.4m的中砂岩、12.2m的粗粒砂岩，岩层物理力学参数见表1及图1。根据关键层复合破断理论［5－7］，顶板第4层岩层承担4～15岩层载荷，小于2，3岩层破断距，该层破断后必然导致2，3层岩层同步破断，可将第4层岩层看作上位基本顶，2，3层岩层看作下位基本顶。在此采用3DEC数值模拟软件模拟处理层位达到下位基本顶时顶板的破断垮落规律［8－9］。

表1 煤层上方主要岩层物理力学参数

模型尺寸长160m，宽10m，高75m，模型参数根据实验室试验和经验选取，模型边界条件采取薄层方法对前、后、左、右、底面进行速度为0的固定，在开挖前对切眼顶板进行处理，形成一个宽度为0.5m，高度达到下位基本顶厚度的切槽，模拟切眼、切槽在工作面推进过程中顶板破断垮落规律见图2所示。

图1 215206工作面钻孔综合柱状

图2 顶板处理层位达到下位基本顶

从图2可以看出，当工作面推进15m后，直接顶即破断，下位基本顶出现微小离层;开挖20m后，下位基本顶和上位基本顶之间离层增大;开挖30m后，下位基本顶垮落，基本顶初次来压，上位基本顶开始出现离层;开挖40m后，上位基本顶由于受到垮落矸石的支撑作用，离层发展受到限制;开挖70m后，上位基本顶发生断裂，断裂线滞后于工作面，对工作面影响很小;开挖80m后，地表黄土层下岩层发生离层，地表下沉不明显。

由上述分析可知，当顶板处理层位达到下位基本顶后，6.6m厚的下位基本顶和3.2m厚的直接顶提前垮落，采空区则能被碎胀矸石充满，由于矸石支撑作用则会使上位基本顶只发生断裂而不是垮落，从而可以有效减小初次来压强度，避免工作面初次来压强矿压显现导致的灾害发生。

2 顶板合理强放高度的确定

根据上节分析可知，为避免大面积悬顶造成初次来压期间强矿压显现，顶板岩层需要处理到下位基本顶，然而当强放高度不同时，下位基本顶破断距也不同，在此通过分别分析不同强放高度下顶板支承状态，研究顶板的合理强放高度。

根据放顶高度的不同，可以将初次放顶后顶板的支承状态分为3种:直接顶悬臂梁、基本顶变截面固支梁、基本顶固支－简支梁 (矸石支承)(见图3)。

分别对上述3种情况进行力学分析:

图3 初次放顶后顶板支承状况

(1)当放顶高度较小时，即h放=h1，顶板支承情况见图3(a)所示，此时基本顶岩梁的支承条件不受影响，承载特性保持不变，因此基本顶来压歩距也不变，但直接顶由两端固支梁变为悬臂梁，直接顶承载特性降低，计算直接顶垮落步距为:

式中，L1为强放后直接顶初次垮落歩距，3.2m;h1为直接顶厚度，3.2m;R1为直接顶单向抗拉强度，4.49MPa;q1为直接顶承担载荷，84.48kPa。

(2)当放顶厚度较大时，即h1＜h放＜h冒，顶板支承情况如图3(b)所示，切槽处基本顶厚度变小，承载能力降低，随着工作面推进此处首先断裂，随后固支梁支承条件变为悬臂梁或一端固支一端简支，其中切槽断裂距La和h放关系为:

式中，La为切槽断裂距;h1为直接顶厚度，3.2m;h2+h3为下位基本顶厚度，6.6m;h放为放顶高度，2.2m;R2为下位基本顶单向抗拉强度，7MPa;(q3)2为下位基本顶承担载荷，143.27kPa;K为碎涨系数，取1.3。

强制放顶后岩块体积增大，当岩梁强放端完全破断后，若强放高度h放较小，则强放梁端不能接触到破碎岩块，岩梁支承条件变为图4所示的悬臂梁，其强放岩梁端B的挠度值y为 (取单位宽度岩梁进行计算):

图4 强放端基本顶断裂后悬臂岩梁受力示意

式中，y为强放端下沉量，m;E为岩石弹性模量，36.88GPa;I为截面中性轴惯性矩，23.98m4;l为悬臂岩梁垮距，取20～50m;(q3)2为基本顶承担上覆载荷，143.27kN/m。

代入上述各值，可得3mm＜y＜127mm，可以看出由于岩梁弹性模量较大，强放后岩梁端下沉很小，因此工程应用上可忽略，所以当h放＜h冒时可认为强放端岩梁断裂后不能接触到破碎岩块，支承条件维持为悬臂梁，直到悬臂侧出现断裂。根据材料力学计算该悬臂梁极限垮落步距Lb为

根据公式 (2)，(5)可知，当强放高度h放增加时，La逐渐减小，因此可知，当La＞Lb时，基本顶初次垮落步距值等于La，当La＜Lb时，基本顶初次垮落步距值等于Lb。

(3)当强放高度h放＞h冒，垮落岩块能紧密接触到强放端岩梁，当强放端岩梁断裂后矸石会对基本顶起到一定支撑作用，此时基本顶来压歩距会稍大于悬臂梁来压歩距，但由于切眼强放宽度小致使矸石的支撑情况不明，因此对矸石支撑影响不做具体分析。

综上可以看出，当h放＜h冒时，若La＞Lb时，则基本顶垮落步距值等于La，当La＜Lb时，基本顶初次垮落步距值等于Lb;当h放＞h冒时，基本顶垮落步距值Lc稍大于Lb。爆破放顶高度与基本顶初次来压步距关系如图5所示。

图5 强放高度与初次来压步距的关系

从图5可以看出，通过切眼强制放顶方法可以有效减少基本顶初次来压步距，但来压步距不是随着放顶高度的增加而一直减少，存在一个合理放顶高度区间，在此区间内来压步距随着放顶高度增加而线性减小，当超过该区间时基本顶初次来压步距稍微增大并维持在一个定值，因此确定215206工作面切眼强放高度为7m。

3 现场实践与效果分析

为使强制放顶高度达到7m，按图6布置双排炮孔，炮孔长度14m，倾角30°，孔径80mm;根据炮孔倾角及柱状药包最小抵抗线确定炮孔间距Lj为6m;封孔长度取30倍孔径［10］。

图6 切眼顶板炮孔布置示意

在石窑店215206工作面进行现场实践，结合直观观测和矿压分析两方面对顶板爆破效果进行分析。

(1)215206工作面放炮结束后，从两端头和支架缝隙可以看出切眼处顶板垮落充分，采空区基本被垮落后的碎胀矸石充满，从支架缝和两端头可以看到掉落的锚索，可说明顶板垮落高度大;由现场观测得知，强放后工作面回采过程中工作面中部直接顶可以随采随冒，说明爆破效果很好。

(2)以支架的加权循环末阻力与其均方差之和作为判断基本顶来压的主要指标 (图7为70号支架来压判断曲线图)，从表2可以看出基本顶来压步距明显减小，在28～35m之间。

图7 70号支架来压判断曲线

表2 基本顶来压歩距统计

4 结论

(1)通过数值模拟结果可知，当顶板处理层位达到下位基本顶后，由于直接顶和下位基本顶支承条件的改变，垮落歩距分别缩短为15m和30m，此时由于岩石碎胀性采空区被垮落岩块充满，从而可以抑制上位基本顶离层发展的过程，开挖70m后上位基本顶滞后工作面发生断裂，避免上位基本顶发生滑落失稳给工作面带来的冲击，能够大幅度减小初采期间来压强度。

(2)根据215206工作面顶板具体情况，研究了放顶高度对基本顶来压步距的影响。结果表明，来压步距不是随着放顶高度的增加而一直减少，而是存在一个合理放顶高度区间，在此区间内来压步距随着放顶高度增加而线性减小，当超过该区间时基本顶初次来压步距会增大并维持为一个定值，最终确定215206工作面强放高度为7m。

［1］张李节.厚砂层下薄基岩长壁工作面矿压显现规律［D］.西安:西安科技大学，1994.

［2］黄庆享.浅埋煤层长壁开采顶板结构及岩层控制研究［M］.徐州:中国矿业大学出版社，2000.

［3］黄庆享，石平五.印度浅埋煤层支护论证报告 ［R］.西安:西安矿业学院，1998.

［4］赵宏珠.印度综采长壁工作面浅部开采实践［J］.中国煤炭，1998，24(12):49－51.

［5］钱鸣高，石平五，许家林.矿山压力与岩层控制 ［M］.北京:煤炭工业出版社，2010.

［6］钱鸣高，谬协兴，何富连.采场“砌体梁”结构的关键块分析 ［J］.煤炭学报，1994，(6):557－563.

［7］钱鸣高，张顶立，黎良杰，等.砌体梁的“S－R”稳定及其应用［J］.矿山压力与顶板管理，1994(3).

［8］康立军，齐庆新，史元伟.顶板断裂机理的离散元数值方法研究［J］.煤矿开采，1995(1):33－37.

［9］潘俊锋，齐庆新，史元伟.综放开采顶板岩层垮段特征的3DEC模拟研究［J］.煤矿开采，2007，7(2):4－7.

［10］王玉杰.爆破工程 ［M］.武汉:武汉理工大学出版社，2007.

［11］郑富洋.极坚硬顶板强制预裂原理及工程实践研究［J］.煤矿开采，2013，18(3):92－96.