大采高工作面合理长度及顶板控制技术研究

陈丁彰

【摘 要】 为提高工作面产量，本文以山西某矿大采高工作面地质条件为基础，对工作面合理长度以及顶板控制技术进行了研究，研究结果表明，工作面的长度与顶板冒落高度在一定范围内呈线性增长关系，与顶板对工作面支架的载荷呈正相关关系，基于此最终确定工作面长度为240m，并提出采用开切眼爆破预裂与回采巷道超前爆破预裂的方法来降低工作面矿压显现强度。根据现场实践效果，该方案能够有效实现工作面卸压，达到安全开采的目的。

【关键词】 大采高;工作面长度;支架载荷;爆破预裂

【中图分类号】 TD822，TD844+.1 【文献标识码】 A

【文章编号】 2096-4102（2019）03-0014-03 开放科学（资源服务）标识码（OSID）：

目前针对厚煤层开采，大采高一次采全高采煤方式已经普及，矿井经济效益与开采效率有了巨大的提升。为了提高大采高工作面的生产效率，减少工作面的搬家次数，增大工作面的长度成为趋势。但工作面开采长度增大后，工作面矿压显现规律有了明显改变，岩层控制技术有别于常规方法。如何在现有设备条件下增大工作面开采长度，同时保证安全开采是现在许多矿井需解决的问题。针对此情况，本文以山西某矿大采高工作面地质条件为基础，对工作面合理长度与顶板控制措施进行了研究，研究结果可为其他相似条件的矿区提供一定的参考意义。

1礦井概况

山西某矿开采煤层为2号煤层，煤层的平均厚度为4.43m，倾斜角度平均为3°，现有工作面长度为180m，工作面采高为4.5m，采用支撑掩护式液压支架，型号为ZZ7500/22/45，支架的额定工作阻力为7500kN，支护强度为0.81MPa。2号煤层抗压强度为19.6MPa，属于中硬煤层，工作面直接顶为泥岩，岩层抗压强度为6.83MPa，老顶为中砂岩，抗压强度为81.7MPa，属于坚硬岩层，工作面顶底板情况如图1所示。由于顶板岩层强度较大，工作面回采过程中采空区悬顶过长。

2工作面长度与顶板载荷分析

对于大采高工作面，液压支架需承担的压力主要包括两方面，分别为直接顶对支架直接作用的静态载荷以及老顶岩层发生断裂回转时产生的动态载荷，载荷计算公式为：

式中，Pm为液压支架支撑载荷，MPa;Kd为老顶岩层发生断裂回转产生的动载系数;qz为直接顶岩层的载荷，MPa。

直接顶岩层载荷qz计算公式为：

式中，γz为直接顶岩层的容重，kN/m3;hz为顶板岩层冒落带高度，m，主要由顶板岩性、工作面开采高度以及工作面开采长度决定，计算公式为：

式中，M为工作面开采高度，m;Kp为顶板岩层冒落矸石的碎胀系数。

根据普氏平衡拱理论可知，工作面长度与顶板冒落带高度满足下述公式：

式中，L为工作面的开采长度，m;ft为直接顶岩层抗压强度，MPa，取为6.83MPa。

从上述公式可知，在顶板岩层强度一定的情况下，岩层冒落高度与工作面的倾斜长度关系为线性关系，当工作面选取合适的长度时，需保证顶板冒落高度合理，顶板对支架的载荷不超过支架的额定支护强度。工作面开采高度为4.5m，由于顶板岩层属于坚硬岩层，取岩层碎胀系数为1.22，按照工作面开采后顶板冒落岩块能够充满采空区，计算可得顶板岩层冒落高度最大为20.5m，此时工作面开采长度为280.1m。当工作面长度继续增加时，顶板冒落高度将不再增大，表明当工作面长度小于280.1m时，工作面长度与顶板冒落高度成线性关系。

由于工作面在一定长度内，随着工作面长度的增大，顶板发生来压时的动载系数会不断地增大，根据相邻工作面矿压观测可知，当工作面长度为180m时，工作面动载系数平均为1.46，当工作面长度为210m时，工作面动载系数平均为1.62，此规律基本符合上述分析。基于普氏平衡拱理论，不同工作面长度下顶板的冒落高度以及支架支护强度如表1所示。

从表中可以看出，在工作面长度变大后，顶板支护所需的强度也在不断增大，由于该矿井支架支护强度最大为0.81MPa，在保证一定安全系数的情况下，确定工作面开采长度为240m。

3工作面顶板控制技术

由于工作面顶板属于坚硬顶板，工作面在推进过程中其垮落步距较大，工作面对支架的载荷也在增大，当顶板出现突然断裂来压时，将对工作面支架产生剧烈的冲击，对工作人员的安全产生影响。因此本文提出采用爆破切顶卸压的方法减小工作面垮落步距，减弱工作面来压强度。爆破切顶措施主要包括两方面，分别为开切眼预裂爆破和巷道超前预裂爆破。

3.1开切眼预裂爆破

工作面开切眼爆破主要是在工作面正式回采前，对顶板进行爆破预裂，使顶板岩层内产生一定裂隙，释放岩层内积聚的能量，保证在回采过程中顶板能够随着工作面的推进顺利垮落从而充填采空区。开切眼内爆破钻孔共布置两排，分别为A、B，两排炮孔均与巷道的轴线相平行，其中A组炮孔向工作面前方倾斜，B组炮孔向工作面后方倾斜，两排炮孔呈现“倒八字”型。

A、B炮孔具体布置方案为：A组炮孔共布置17个，每个炮孔的深度为21.5m，从运输巷道回风巷分别编号为1～16，A组炮孔向工作面前方打，与水平夹角为30°，装药深度为15m，封泥长度为6.5m。B组炮孔共布置16个，炮孔间距为15m，炮孔深度为21.5m，B组炮孔向工作面后方煤壁打，与水平夹角为30°，炮孔装药深度为15m，封泥长度为6.5m，A、B两组炮孔的排距为1.5m。

3.2巷道超前预裂爆破

巷道超前预裂爆破钻孔主要布置在回风巷与运输巷内，钻孔超前工作面布置，钻孔按组进行划分，每组布置三个炮孔，每组炮孔的间距根据巷道内顶板出现的节理裂隙面决定。巷道内预裂爆破的目的是为了缩小工作面的周期来压步距，考虑到相邻工作面矿压显现情况，确定每组炮孔的间距为25m，每组布置3个炮孔，炮孔的间隔为1m。炮孔在工作面推进至与其距离为10m时进行预裂爆破。

3.3应用效果

通过上述研究最终确定工作面长度为240m，采空区顶板采用垮落法进行处理，并且初采前在顶板进行爆破预裂，同时在工作面推进过程中在巷道进行超前爆破预裂，保證工作面顶板能够及时垮落，降低工作面来压强度。在方案确定后在22118工作面进行了实践，同时对工作面回采至300m范围的矿压显现情况进行了监测，图4为支架工作阻力监测图。

在工作面推进期间，工作面基本顶初次来压步距为34.4m，周期来压步距在16～19m范围内，平均为17.8m，过去相邻工作面回采时，初次来压步距为36.7m，周期来压步距平均为20.5m，对两者进行比较发现，采用预裂爆破后工作面顶板来压步距出现明显减少。根据对工作面液压支架工作阻力的统计可知，支架的最大工作阻力为7348kN，平均循环末阻力为6788kN，支架工作阻力未超过其最大工作阻力，表明现有液压支架能够满足工作面长度增大后的生产能力。在工作面长度增大后，按照推进距离为1500m算，工作面可增加产量56.7万t，矿井经济效益具有显著提升。

4结论

本文以山西某矿坚硬顶板大采高工作面地质条件为基础，对工作面合理长度与顶板控制措施进行了研究，研究结果具体如下：

（1）大采高工作面的长度与顶板冒落高度在一定范围内呈线性增长关系，与顶板对工作面支架的载荷呈正相关关系，根据工作面长度与顶板冒落高度关系，确定工作面长度为240m。

（2）提出采用开切眼爆破预裂与回采巷道超前爆破预裂的方法进行卸压，并对爆破炮孔参数进行了设计。

（3）实施顶板控制措施后工作面平均周期来压步距由过去的20.5m降为17.8m，来压步距有了明显的降低，并且现有液压支架能够满足工作面生产需求，表明本文研究方案合理，具有较好的应用效果。

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