大采高综采工作面坚硬顶板预裂控制研究

2022-08-10王春健

江西煤炭科技 2022年3期

王春健

（霍州煤电集团安全管理部，山西霍州 031400）

回采工作面顶板事故是煤矿生产的灾害之一，顶板灾害中，坚硬顶板造成的煤矿事故比例很大[1]。高弹性模量、高抗压抗拉强度造成岩体离层厚度大，有的可达数十米，如果不采取针对性措施，回采工作面采空区悬顶面积可达几万平方米，悬顶垮落产生的冲击载荷危害极大，不利于矿井的安全高效生产[2-3]。煤矿煤层赋存条件复杂，坚硬顶板在我国山西、新疆等区域占比较大，且多地发生过回采工作面坚硬顶板的冒落事故，给企业造成了巨大的损失[4-5]。我国在回采工作面坚硬顶板的治理研究上已开展多年，且取得了较大成果，但是仍存在诸多问题，例如：工作面采空区顶板冒落不充分，造成煤壁片帮现象严重，支架阻力过大，不能有效支撑围岩的变形，这些现象在厚度较大坚硬顶板的煤层开采过程中更为显著。因此，为了避免顶板垮落造成事故，必须了解坚硬顶板条件下采空区围岩的受力变形特征，进而选择合理的方式对坚硬顶板进行处理。

1 工程背景

霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司木瓜煤矿，其矿区位于山西省吕梁市方山县大武镇木瓜村、西属巴镇、许永山村与茂塔沟村一带。井田呈不规则多边形，南北长约3.5 km，东西宽最大约4 km，井田面积9.341 3 km2。其中，原木瓜煤矿面积1.018 km2，扩区面积8.323 km2。目前所采煤层为9#煤层和10#煤层的合并层，其中，9#煤层的厚度为2.2～3.8 m，10#煤层的平均厚度为1.4～1.8 m，煤层倾角为4°，有一层平均厚度为0.65 m的夹矸，煤层赋存稳定。10-202工作面煤层平均厚度为6.2 m，工作面倾斜长240 m，采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化一次采全高工艺，全部垮落法管理顶板，工作面每天推进4个循环，循环进尺0.8 m。煤层直接顶为灰黑色泥质砂岩，厚度1 m，0～0.2 m破碎严重，0.2～1.0 m完好；基本顶为深灰色灰岩，平均厚度达5.15 m，质地坚硬，中厚层状；直接底为灰黑色泥岩，厚度3.6～7.4 m，半坚硬，中厚层状。工作面回采后容易造成大面积的悬顶现象，悬顶垮落形成的冲击地压，可损毁支架等相关设备，并误伤作业人员。为此，需对大采高工作面坚硬顶板进行人工干预，保障工作面的安全开采。

2 坚硬顶板破断结构力学模型

地下岩层在漫长的地质演变过程中，受构造应力和地应力的双重影响，受力变形复杂。煤炭资源有序开采后，在自重作用和上覆岩层重力作用下顶板发生移动变形，超过其自身的极限强度值时，岩层内部裂隙发育贯通，最终造成离层及断裂破坏。

通过对10-202工作面回采期间顶板岩层受力变形的观察，按照空间岩层移动的形式将顶板的移动分为覆岩弯曲、覆岩垮落、煤壁片帮、层理面滑移、顶板隆起五种形式。

通过预裂手段干预坚硬顶板的垮落，这里主要分析预裂弱化顶板受力作用后基本顶初次来压步距。假设工作面开切眼处岩层为完整岩层，整个过程可以简化为一端固支一端简支梁力学模型，结构力学模型如图1所示。

图1中，A为固定端，B为自由端，定义均布载荷为q（N/m），定义顶板板岩梁厚度为h（m），根据材料力学知识，断面惯矩Jz（m3）可表示为：

图1 坚硬顶板破断结构力学模型

当最大正应力达到岩石的抗拉强度时，固定梁极限跨距lmax（m）用公式（3）表示：

根据公式（1）、（2）、（3）可知，对工作面顶板进行预裂处理后，基本顶来压步距最大为35 m，最小为30 m，在开切眼位置进行人工预裂坚硬的石灰岩顶板，使其更容易垮落，能有效缩短顶板来压步距，更有利于工作面的安全回采。

3 预裂方案及现场试验

3.1 预裂方案

基于坚硬顶板变形形式及结构力学模型的构建，采用顶板弱化技术控制坚硬顶板的垮落，降低基本顶来压步距和来压强度。

目前，国内对于坚硬顶板的预处理方法主要有注水弱化、爆破弱化等手段。本次试验主要采用双向聚能爆破方法处理坚硬顶板，不同与传统的爆破技术，双向聚能爆破方法操作简单，成本低，便于围岩及支护结构的稳定性。聚能管在传统爆破装置的基础上进行改进，利用特定强度的管材制成聚能装置，应用张拉成型技术，实现了按照特定方向的岩石张拉断裂破坏。

钻孔布置如图2所示，顶板预裂参数设计如下：

图2 爆破钻孔布置及装药结构

（1）根据石灰岩顶板的厚度，结合实际生产经验，为了保证切顶效果良好，确定钻孔的深度为7 m，炮孔直径为48 mm，钻孔角度为5°。

（2）钻孔间距不仅影响工作量，经济成本，对爆破效果的影响更为直接，根据以往的施工经验，间距设置在500～800 mm效果最佳，排距为800 mm，三排为一组，实际工程中可适当调整间距，确保施工的最佳效果。

（3）聚能管为特制产品，其内径、外径尺寸分别为36.5 mm、42 mm，整个管长为1.5 m；每个钻孔安装4个聚能管，从孔底到孔口依次安装。

（4）药卷的直径为35 mm，长度为300 mm，采用毫秒延期电雷管。

（5）为了保证施工的安全性和有效性，必须预防吹孔现象的发生，因此确定每个炮孔的封泥长度为2 m，按照相关规定进行封泥，严禁采用煤粉及矸石等材料，在未进行封泥时，不得进行爆破作业。

按照预裂爆破的参数进行施工，然后进行不耦合装药，随后进行串联放炮爆破。

3.2 现场试验

为了检验现场预裂方案的可行性，在10-202工作面切眼现场进行施工。工作面安装初采前进行预裂爆破，工作面正常推进后不实施预裂爆破，通过观察工作面回采期间的矿压规律评价预裂方案的可行性。

10-202工作面切眼预裂切顶爆破作业结束后，顶板未发生明显变化，在工作面推进35 m的时候，顶板发生垮落，且监测到垮落强度较小，未发生液压支架倒架和人员伤亡事故。现场观测结果显示，垮落的顶板均以碎石的状态填充采空区，形成随采随冒的良性循环，降低了来压强度。

为了更直观地体现该方案在降低来压强度方面的优势，对工作面液压支架阻力进行监测、分析。10-202工作面支液压架均为电液控制，且均具有压力传感器，传感器每隔10分钟自动记录一次压力数据。考虑到实际工作面推进速度，设备记录数据量巨大，因此以两个小时为单位量，计算两个小时内支架记录数据的平均值，并对应此时工作面的相对位置，以此循环往复，计算得到工作面推进期间支架的阻力图。整体而言，当工作面推进至28 m时，顶板来压较小；工作面推进至36 m时，顶板来压明显，支架压力的变化也可以反映此现象。

监测期间共观测了8个站点（18架支架为一组）位置工作面液压支架的压力变化，选择有代表性的测点4和测点7支架进行分析，支架压力曲线变化分别如图3、图4所示。不同日期，工作面推进的长度不同，造成液压支架压力出现波浪式变化的规律。2020年1月3日时，工作面推进至18.5 m，此时顶板开始出现小范围的垮落，垮落范围为0.3～1.5 m。同年1月6日，工作面推进至25.6 m，此时顶板依旧出现不同程度的垮落，垮落范围为1.3～2 m，垮落范围的增大造成支架阻力增大，这一时间段，支架的平均压力值为36.7 MPa，最大达到48.8 MPa，部分支架位置有采空区水的流出。1月12日，工作面推进至29 m，顶板垮落范围进一步扩大，造成支架阻力的持续上升，此时支架压力的为50.3 MPa。1月12日往后，支架压力出现小范围的波动。2020年1月23日时，工作面推进至35 m，此时支架的平均压力值达到34.6 MPa。

图3 测点4支架压力曲线

图4 测点7支架压力曲线

综合上述分析和监测点的支架压力变化曲线，当工作面推进至24～35 m范围内，工作面测点的支架压力增大明显，此区域为顶板的初次来压，来压强度范围为34.1～50.7 MPa，平均42.4 MPa。预裂方案不仅有效降低了来压的强度，还确保了支架的稳定性。经过预裂爆破处理后，基本顶坚硬顶板的完整性被破坏，顶板内部孔裂隙增加，在采动影响下，加剧了孔裂隙的贯通，造成基本顶随采随冒，有效减少了悬顶长度，降低了来压强度，大幅减少了支架承载力，为工作面的安全回采提供了重要保障。