大采高综采工作面初采强制放顶方案优化设计与施工

马矿生，李厥高，李 伟

(1.山西府谷能源股份有限公司 三道沟煤矿，陕西 府谷 719400;2.大连大学 院士创业园，辽宁 大连 116622)

我国煤层赋存条件复杂，属于坚硬顶板的煤层约占1/3，坚硬顶板导致煤层开采后，在采空区悬露面积较大、短时间顶板不易自然垮落［1－4］。由于岩层自身特点，其工作面具有矿压显现剧烈，来压步距及动载系数较大，特别是初次来压步距更大，冒落时产生强烈风暴，给煤矿安全生产带来了极大危害，同时也是冲击地压等重大灾害事故的诱因。对于坚硬顶板控制一直是国内外采矿及科研工作者十分重视的课题之一。目前，顶板控制技术主要分为坚硬顶板弱化和深孔松动爆破技术［5－6］，主要针对普通采高工作面，对于坚硬顶板大采高工作面初次来压强制放顶研究甚少。

因此，本文基于结构力学模型分析了坚硬顶板放顶的理论必要性，并在三道沟煤矿已采45201 工作面强制放顶及矿压显现分析的基础上，优化了85201 工作面强制放顶主要参数，为大采高工作面强制放顶提供了理论依据。

1 矿井及工作面条件

三道沟煤矿隶属陕北侏罗纪煤田神府矿区，井田面积176.1km2，设计可采储量为9.3Gt，设计产量9Mt/a。服务年限为76.3a。矿井主采煤层为5－2上和5－2 煤层，层间距平均为20m。三、四采区分别开采5－2上，5－2 煤层。在此范围内煤层平均厚度分别为1.9m，2.8m。2 个采区的巷道采用上下重叠布置形式。

45201 工作面为四采区的首采工作面，45202北邻45201 工作面，为四采区的第2 个工作面。其正上方为三采区35103 工作面的采空区。45202 综采工作面倾斜长度300m，走向长度2800m。工作面布置掩护式液压支架173 架，支架中心距为1.75m，工作阻力为8600kN。

85201 面是八采区首采面，开采5－2 煤，煤层厚度6.48～6.95m，采面以南为矿井3 条主大巷，西为85202 辅运巷，北为矿井边界。工作面直接顶为3.5m 粉砂质泥岩，局部有泥质粉砂岩，水平层理。基本顶为21.5m 灰－灰白色细砂粉砂岩，层理明显，钙质或泥质胶结。

2 基于结构力学模型来压步距的理论计算

2.1 大采高坚硬顶板初次来压步距

在结构力学模型条件下，初次来压步距可由式(1)求出［7］。

式中，mz为基本顶厚度，m;σ 为岩梁抗拉强度，MPa;γ 为岩梁容重，kN/m3。

以85201 工作面数据计算，基本顶厚度mz=21.5m，σ=7.62MPa，γ=25kN/m3，可得初次来压步距为L0=114m。因此，需要进行强制放顶。

2.2 大采高坚硬顶板控制计算

在大采高坚硬顶板条件下，势必形成悬臂梁的状态，其悬臂长度计算公式为［7］

将已知数据带入式(2)可得lf=46.7m。根据结构力学模型，在“给定变形”支护条件下，支架每米支护强度为［8，10］:

式中，mz1为直接顶厚度，3.5m;γz1为直接顶容重，25kN/m3;mz2为基本顶厚度，21.5m;γz2为基本顶容重，25kN/m3;lf为悬臂梁长度，46.7m;lk为控顶距，3.6m。

由此可以看出，在极限悬臂梁的条件下，每米支护强度大大高于实际的支护强度，而不存在悬臂梁的条件下，其支护强度为0.63MPa。因此，必选采用端部强制放顶方案，以确保直接顶不能形成较大的悬梁结构。

3 45201 和45202 工作面强制放顶

3.1 放顶基本参数

3.1.1 放顶高度确定

根据工作面采高，顶板垮落高度以充满整个采空区为宜，同时结合工作面开切眼沿底板掘进，则直接顶放顶厚度为:

式中，h冒为直接顶能全部充填采空区的冒落高度，m;h采为工作面采高，取2.8m;c 为岩石碎胀系数，取值为1.1～1.3，本文取1.3。

经计算，h冒=10m，取炮眼垂深13.5 m＞h冒，则能满足要求。

3.1.2 最小抵抗线的确定

根据工作面实际赋存情况、爆破经验数据和炸药参数，最小抵抗线取2.0～4.0m。

3.1.3 放顶炮眼孔数和组数的确定

按照采空区充填合理，同时兼顾装药和打炮孔方便的原则，确定放顶炮眼的孔深、分组和个数等，见表1。

表1 45201 及45202 综采工作面放顶炮孔参数

炮眼垂直间距d=cosα × l=8.57(m)，l 为炮眼眼口间距，取8m;α 为炮眼仰角，取45°。

3.2 强制放顶矿压显现特点及效果分析

同5－2上煤层工作面相比，5－2 煤层综采工作面矿压显现有来压较急促猛烈的特点。在来压时工作面支架连续发出嘎嘎声，支架活柱迅速收缩。根据现场观察资料，2011年8 月16 日，45201 工作面推至离切眼884m 处，夜班1:48，工作面129号架附近来压，在之后的20min 时间内，活柱(左)缩量为100mm。其中前4min 下缩了75mm，至2:08 时，每分钟下缩约2mm。在1 个来压周期中，压力处于峰值时间持续较长，压力平稳期持续时间较短，甚至消失。

45202 综采面自2012年3 月24 日中班开始试采，至26 号早班15 点，共推进4 刀，采空区走向悬顶距离为4.8m。经检查评估后，开始装药。3月27 日晚21 点成功放炮。经检查，除工作面两端头各4 架采空区顶板未落外，中部也有4 处共20架顶板未落，仅占采空区倾斜长度的12%。由于中部未落区顶板比较完整，推测有3 个炮眼未爆。

2012年3 月28，29 号早班各割煤2.4m，至29 号中班，除机尾剩余8 架顶板未落外，其余地段采空区顶板均已垮落。工作面切眼强制放顶取得了理想的预期效果。

4 强制放顶方案优化设计与施工

85201 工作面直接顶为3.5m 的泥岩，垮落后不能完全充填采空区，而其基本顶为细砂岩，硬度及厚度极大，会导致工作面来压步距及矿压显现比较强烈，顶板控制难度大，极易引发次生灾害。根据工作面的实际情况，推进初期阶段需要进行人工强制放顶，结合在四采区放顶的成果，针对具体顶板和支架的具体情况，优化爆破的各项参数，使之减小采空区基本顶悬顶的长度，通过初次来压的强制放顶，满足采空区冒落支撑点的“给定变形”条件，以保证工作面的安全高效开采。

4.1 放顶基本参数

4.1.1 炮眼布置及材料消耗

综合考虑各种因素，共布置31 个孔，切眼内炮眼呈“一”字型布置，垂深5.5～20.8m，切眼内炮眼中线距离切眼中心线1.5m，1～8 号孔距为8m 和9～31 号孔距为10m，见图1 和图2 (l 为炮眼间距)，炮眼特征见表2，材料消耗见表3。

图1 炮眼布置

图2 炮眼平面放大

4.1.2 设备配备

炮眼采用全液压坑道钻机施工，钻头直径为80mm，成孔直径最终为90mm。

4.1.3 装药结构

爆破采用水胶炸药，雷管采用符合煤安标志的毫秒延期电雷管并按串联布置，起爆方式采用延期雷管导爆索起爆。装药系数为0.7 左右，每米炮眼装药量约为3.6kg，炮泥装填系数约为0.3，炮泥采用黄泥制作，如图3 所示，图中L 为炮眼长度。

图3 装药方式示意

4.2 施工要求

(1)炮眼采用双雷管双导爆索引爆，连续耦合方式装药，两个雷管在孔口采用并联连接，并用木塞固定，采用并联回路。

(2)严格按照设计要求施工炮眼，并采取湿式打眼;装药和放炮前必须切断所有相关电器设备电源。

(3)每次装药和放炮前必须对工作面和回风巷及放炮地点的瓦斯和煤尘浓度进行检测，并在放炮前对工作面和回风巷及整个回风系统内的煤尘进行彻底清洗。

表2 炮眼特征

表3 材料消耗

(4)放炮前所有人员必须撤至工作面胶带巷内，炮烟回风系统内严禁有人，放炮人员必须站在距放炮地点500m 以外的工作面胶带巷内进行放炮工作。

(5)放炮前工作面所有支架需在同一平面并界定良好，初撑力达到额定工作阻力80%以上，超前支护齐全完好达到设计要求，否则不得放炮。

(6)在工作面开切眼煤壁处打孔开始装药，装药前先清净炮眼，用直径0.7m，长度1.5m 的木棒将药卷、炮泥和导爆索装入炮孔内，同时，药包要推至孔底，装紧装实，并用黄泥充填密实。

(7)放炮实行分组放炮，先放8 个掏槽眼，接着辅助眼，辅助眼每3 个1 组;要根据炮眼的性质，使用不同段号的雷管，但每个炮眼内使用的2个雷管段号必须相同。

(8)整个强制放顶工作结束后，有毒有害气体和粉尘浓度达到规程要求后，工作人员方可进入工作面正常工作。

5 结论

针对大采高工作面顶板的特殊条件(悬顶达到极限跨度时，往往发生突变失稳，造成采场动压冲击，压死支架)，结合三道沟煤矿综采工作面的实际情况及矿压显现特点，采用理论分析，建立了坚硬顶板弱化模型及方案，分析了强制放顶的力学特性，确定了大采高工作面切巷强制放顶主要参数。通过在85201 工作面的实施，削减了38%的炮眼数量，降低了27.9%的炸药使用量，形成了一套较为完善的强制放顶弱化技术，经过现场实践检验，达到了理想的爆破效果，取得了较好的经济效益，为以后类似工作面强制放顶设计提供了重要依据，并为实现包括大采高工作面的安全高产高效开采提供了可靠的技术保障。

［1］靳钟铭，徐林生.煤矿坚硬顶板控制［M］.北京:煤炭工业出版社，1994.

［2］朱德仁，钱鸣高，徐林生.坚硬顶板来压控制的探讨［J］.煤炭学报，1991，16 (2):11–18.

［3］宋永津.大同煤矿采场坚硬顶板控制方法与工程效果［J］.煤炭科学技术，1991 (12):18–22.

［4］高木福.坚硬顶板处理步距的数值模拟［J］.辽宁工程技术大学学报，2006，25 (5):649–650.

［5］程家国.深井高地压坚硬顶板采场围岩特性与支护设计方法［D］.青岛:山东科技大学，2004.

［6］王 开，康天合，李海涛，等.坚硬顶板控制放顶方式及合理悬顶长度的研究［J］.岩石力学与工程学报，2009(11).

［7］宋振骐.实用矿山压力控制［M］.徐州:中国矿业大学出版社，1988.

［8］宋振骐，蒋宇静，杨增夫，等.煤矿重大事故预测和控制的动力信息基础的研究［M］.北京:煤炭工业出版社，2003.

［9］文志杰，汤建泉，王洪彪.大采高采场力学模型及支架工作状态研究［J］.煤炭学报，2011，36 (S1):42－46.

［10］赵晓东，王海龙.梯形荷载下的采场顶板岩层运动及支架承载计算研究［J］.煤炭学报，2012，37(5):731－736.