大采高综采工作面顶板控制技术应用

兰 宏

（同煤集团白洞煤业公司，山西 大同 037000）

1 工作面概况

白洞煤矿主采3号煤层，8106工作面位于301盘区中部，开采煤层最厚处为5.8m，最薄处为3.6m，平均煤层厚度为4.43m。该工作面构造简单，工作面直接顶厚度3.15m，主要成分为高岭岩以及砂质泥岩；基本顶厚度为7.3m，主要成分除有沙砾岩外，还包括石英、燧石，岩体坚硬、密实，不易垮落；工作面直接底厚度为1.4m，主要有砂质泥岩、植物化石构造；基本底厚度4m，由砂质泥岩、植物化石与少量云母组成。工作面采用机械化采煤工艺，自然垮落法与人工放顶相配合的方法控制顶板。

2 坚硬顶板控制

顶板控制是保证工作面安全回采的关键技术之一。大采高工作面由于采高大，其围岩运移规律与传统围岩运移相比更为复杂，往往会出现煤壁片帮、顶板冒顶等问题，严重影响工作面的回采[1-2]。因此，需要对矿井的矿压显现情况进行分析，采取有效的技术措施，保证顶板运移规律处在可控状态，避免工作面顶板事故的发生。

8106 工作面直接顶为砂质泥岩，相对松软，而基本顶为沙砾岩，质地坚硬，不易垮落。因此，采用爆破切槽和人工辅助控制顶板垮落相结合的方式，改变顶板岩层结构，使其转变为一般顶板结构，实现正常垮落。

根据该矿同类地质条件工作面矿压显现规律，8106工作面顶板初次垮落步距为28m，工作面初次来压步距为45～55m，平均来压步距为15m。确定初次放顶步距为30m，周期放顶步距为20m，并根据具体控制要求，设定人工放顶的爆破参数。

2.1 爆破深孔布置方式

需首先确定放顶爆破孔垂深，设定为H，其计算公式为：

式中：

M-工作面采高，m；

K-工作面采场覆岩碎涨系数；

P-工作面顶板垮落裂隙，m。

根据工作面试采结果，确定M为4.4m，P为0.4m，膨胀系数K设定取常数值1.3，计算得出爆破孔垂深H为13m。

根据以下公式计算标准爆破时极限抵抗线[3-4]：

式中：

r0-人工放顶爆破装药半径，cm；

p0-装药密度，kg/cm3；

m-间距与最小抵抗线比值；

q-单位装药量，kg/m3。

装药半径r0为3.25cm，装药密度p0为1kg/cm3，比值m取0.8，经计算，q为0.26g/cm3，因此，计算得出 =3.998m。

由于rL=W' ，最终可得到最小抵抗线为5.3m。

因此，按双层布置方式布置放顶爆破孔，如图1、图2所示。

图1 放顶孔水平布置

图2 放顶孔垂直布置

2.2 工作面顶板放顶爆破孔角度

根据图1爆破孔水平布置方式，可以获得工作面水平放孔角度β，计算如下：

式中：

C-放顶孔底所在位置距煤壁距离，m；

L′-放顶孔穿过采空区的水平距离，m；

A-放顶孔至工作面煤壁距离，m，

B-支架支撑宽度，m。

由该公式计算放顶孔水平角度如表1。

根据图2，放顶孔垂直角度则可以通过以下两公式计算得出：

由上述两公式得出的放顶孔垂直角度如表1所示。

2.3 工作面顶板放顶孔深

放顶孔深计算L由下式计算得出：

计算结果见表1。

2.4 放顶孔装药长度与装药量

根据工作面顶板岩性，选用高威力粘性炸药进行爆破，装药长度如表1所示。经过人工爆破放顶方式，工作面顶板结构的破断距减少，从而使顶板岩层结构成为一般放顶梁状或板状结构，降低工作面的来压强度。

表1 初次放顶与周期放顶步距参数计算结果

3 效果

根据8106工作面前、中、后三条顶板位移测线结果可知：工作面上部和下部处的顶板位移较工作面中部小，主要由于在工作面上部和下部实施爆破放顶所致，说明坚硬顶板经爆破后出现松动，应力提前释放，来压强度得到有效缓解。各条测线顶板位移观测数据结果如表2所示。

表2 顶板位移观测数据结果

通过采取顶板爆破放顶技术，降低了工作面的顶板来压强度。8016综放工作面平均月产14万t，最高月产16万t，直接工效平均超60t/工，最大工效为85t/工，在保证工作面安全回采的同时，实现矿井的高产高效。