司馬煤礦2.4Mta新井設(shè)計(jì)含5張CAD圖.zip,司馬,煤礦,2.4,Mta,設(shè)計(jì),CAD 堅(jiān)硬頂板控制技術(shù)的研究 摘要：基于堅(jiān)硬頂板長(zhǎng)壁工作面初次跨落步距大、周期斷裂懸頂長(zhǎng)，對(duì)采場(chǎng)安全危害嚴(yán)重的特點(diǎn)，系統(tǒng)研究工作面頂板初次斷裂的3種控制放頂方式和周期斷裂的合理懸頂長(zhǎng)度。通過(guò)建立兩端固支巖梁力學(xué)模型，分析并比較采用循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽等3 種爆破控制放頂方式縮短堅(jiān)硬頂板工作面初次斷裂步距的拉槽深度與爆破工程量。結(jié)果表明，就爆破工程量而言，端部拉槽最小，中部拉槽次之，循環(huán)淺孔拉槽最大。通過(guò)頂板周期斷裂懸臂巖梁力學(xué)模型的建立及其分析，基于工作面支架的設(shè)計(jì)工作阻力，推導(dǎo)頂板周期斷裂的合理懸頂長(zhǎng)度與工作面支架設(shè)計(jì)支護(hù)阻力，以及上覆巖層荷載和工作面控頂距之間的關(guān)系式。研究結(jié)果在晉城七嶺煤礦15102工作面成功應(yīng)用，可以為相應(yīng)條件下堅(jiān)硬頂板控制放頂提供理論依據(jù)與應(yīng)用指導(dǎo)。 關(guān)鍵詞：采礦工程；堅(jiān)硬頂板；控制放頂；巖梁；懸臂；支架阻力 1引言 堅(jiān)硬頂板是指在煤層之上直接賦存或在厚度較薄的直接頂上賦存有強(qiáng)度高、厚度大、整體性強(qiáng)、節(jié)理裂隙不發(fā)育、煤層開采后在采空區(qū)可大面積懸露、短期內(nèi)不易自然垮落的頂板[1～4]。由于巖層結(jié)構(gòu)的特點(diǎn)，堅(jiān)硬頂板工作面具有來(lái)壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈，動(dòng)載系數(shù)大(1.5～3.5)；來(lái)壓步距大，初次來(lái)壓步距為50～140 m，最大可達(dá)160 m；極限懸頂面積為10 000～30 000 m2，甚至更大；冒落巖石塊度大，邊長(zhǎng)為5～10 m，最大可達(dá)30～40 m；頂板冒落高度大，可達(dá)40～70 m，甚至通達(dá)地表等礦壓特點(diǎn)。例如山西大同挖金灣礦青羊?yàn)尘l(fā)生冒落面積達(dá)1.63×105 m2，冒落時(shí)產(chǎn)生強(qiáng)烈風(fēng)暴，使礦井巷道和工作面被摧垮，全井被迫停產(chǎn)。自解放以來(lái)，僅大同局就發(fā)生頂板大面積來(lái)壓事故40 余起[5～7]。由于所造成災(zāi)害的嚴(yán)重性，堅(jiān)硬頂板控制一直是國(guó)內(nèi)外采礦與巖石力學(xué)工作者十分重視的一個(gè)課題。經(jīng)過(guò)50 余年的努力，取得的主要成果有：頂板來(lái)壓的預(yù)測(cè)預(yù)報(bào)[8～10]；有效的工藝改變或控制頂板來(lái)壓步距與來(lái)壓強(qiáng)度[11～15]；高工作阻力和大流量安全閥液壓支架[16～18]。目前，改變或控制頂板來(lái)壓步距與來(lái)壓強(qiáng)度的具體方法有3種：一是超前工作面煤壁深孔爆破預(yù)裂頂板；二是超前工作面煤壁預(yù)注高壓水致裂和軟化頂板；三是滯后工作面煤壁步距式爆破放頂。前2種方法的研究較為成熟，第3種方法僅限于炮眼間距、裝藥量、鉆孔機(jī)具、鉆孔方法及工藝等方面的研究[19，20]，而在合理放頂方式及放頂步距等關(guān)鍵問(wèn)題上的研究甚少，能查到的相關(guān)文獻(xiàn)僅有高木福[4]通過(guò)數(shù)值模擬對(duì)堅(jiān)硬頂板處理步距的研究。 本文通過(guò)建立兩端固支巖梁力學(xué)模型，在分析循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽等3 種爆破控制放頂方式縮短工作面初次垮落步距的拉槽深度與爆破工程量的基礎(chǔ)上，確定了頂板初次斷裂前的控制放頂方式。通過(guò)對(duì)懸臂巖梁力學(xué)模型的分析，基于支架的承載能力，確定了頂板周期斷裂的合理懸頂長(zhǎng)度，為步距式控制放頂提供了一種理論依據(jù)，并在工程實(shí)踐中得到了成功應(yīng)用。 2 堅(jiān)硬頂板初次斷裂前的力學(xué)模型與極限跨距 2.1 力學(xué)模型 堅(jiān)硬頂板具有硬、整、厚的特點(diǎn)，可以近似地將其看作連續(xù)介質(zhì)來(lái)建立計(jì)算模型。頂板初次垮落前，可以將其看作是支承在煤層或薄層直接頂板上的巖梁或巖板。所謂梁是指在工作面中部，垂直煤壁作2 個(gè)相距單位長(zhǎng)度的平行垂直剖面，這2 個(gè)平行剖面所截取的頂板巖條稱作梁。這種梁一端支承在工作面前方的煤壁上，另一端支承在工作面后方的煤壁上，形成雙支點(diǎn)巖梁。所謂板是指煤層采出后，堅(jiān)硬頂板懸空不冒，支承在四周煤壁或薄層直接頂板上。板兩對(duì)邊煤壁分別為工作面前后方煤壁和工作面兩側(cè)護(hù)巷煤柱或?qū)嶓w煤壁。因此，初次來(lái)壓前的力學(xué)模型可分為雙支點(diǎn)巖梁和四邊支承的巖板2 種類型。 (1) 雙支點(diǎn)巖梁力學(xué)模型 按支點(diǎn)屬性不同，巖梁力學(xué)模型分為固支梁和簡(jiǎn)支梁2 種。如果由實(shí)體煤壁支承，煤體變形很小，可看作固支點(diǎn)。如果由小煤柱支承，由于變形顯著，可看作簡(jiǎn)支點(diǎn)。按荷載分布不同，可分為均布荷載和非均布荷載2 種。事實(shí)上，巖梁荷載是非均勻的，一是支承壓力分布是非均勻的，二是巖梁各點(diǎn)變形也是非均勻的。對(duì)于堅(jiān)硬頂板，由于支承壓力分布范圍廣，應(yīng)力集中程度低，加之巖梁在破斷前總體上變形微小，故各點(diǎn)差異很小，采用均布荷載可以滿足采礦工程計(jì)算的要求。 (2) 四邊支承的巖板力學(xué)模型 一般來(lái)說(shuō)，堅(jiān)硬頂板一次垮落厚度為5～10 m，而初次來(lái)壓步距多為40～100 m，回采工作面長(zhǎng)度為120～200 m，所以懸空頂板的寬厚比為1/5～1/20，它符合彈性薄板理論的假設(shè)條件，即板的厚度與邊長(zhǎng)之比滿足(1/80～1/100)(1/5～1/8)。 (3) 2 種模型的對(duì)比與選擇 初次來(lái)壓前，無(wú)論梁模型還是板模型都是從最大彎矩處開始斷裂，它們之間的主要差別在于彎矩計(jì)算。根據(jù)材料力學(xué)解，梁的最大彎矩為 (1) 式中：為堅(jiān)硬巖梁本身及上覆巖層傳遞的荷載， 為巖梁極限跨距。 板的最大彎矩近似為 (2) 式中：。 由式(2)可知，板與梁的最大彎矩之比，隨的變化如圖1所示。當(dāng)時(shí)，若梁的m，則板的m；當(dāng)0.33時(shí)，若梁的m，則板的m，兩者基本一致。錢鳴高[21]以板的彎矩理論為基礎(chǔ)，采用分段附加低次函數(shù)的方法對(duì)馬科斯簡(jiǎn)算式加以修正，給出了巖梁、巖板力學(xué)模型的適用范圍，如表1 所示。 圖1 板與梁彎矩比值與邊長(zhǎng)之比的關(guān)系 表1 巖梁、巖板力學(xué)模型的選擇 巖板模型 巖梁模型 支撐條件 使用范圍 邊界條件 適用范圍 兩邊固支 雙固支 三固一筒 簡(jiǎn)支 鄰固鄰?fù)? 簡(jiǎn)支 一固三筒 簡(jiǎn)支 考慮到實(shí)際巖體抗拉強(qiáng)度、厚度、彈性模量和泊松比等參數(shù)變化的不均勻性，靳鐘銘和徐林生[1]通過(guò)對(duì)大多數(shù)堅(jiān)硬頂板工作面估算和預(yù)測(cè)研究認(rèn)為，一般情況下工作面長(zhǎng)度大于初次來(lái)壓步距的2倍，即時(shí)，就可采用巖梁模型進(jìn)行估算；只有當(dāng)時(shí)，才需用巖板模型。綜合上述分析，可用圖 2 所示的簡(jiǎn)化固支巖梁模型來(lái)分析堅(jiān)硬頂板初次斷裂前的極限跨距。 2.2 極限跨距 頂板初次斷裂前端部拉開的力學(xué)條件為 (3) 式中：為巖梁受到的拉應(yīng)力； 為巖梁的許可拉應(yīng)力。 圖2 頂板初次斷裂前的巖梁力學(xué)模型 梁端最大拉應(yīng)力可表示為 （4） 式中：為巖梁截面模量 ； 為堅(jiān)硬頂板巖梁厚度。 考慮上覆層巖層對(duì)堅(jiān)硬頂板巖梁影響的荷載為 則可表示[22]為 （5） 式中：，，……， 分別為巖梁上覆各巖層厚度； 為堅(jiān)硬頂板巖梁的彈性模量； ，，……，分別為巖梁上覆各巖層彈性模量； 為堅(jiān)硬頂板巖梁容重； ，，……，分別為巖梁上覆各巖層容重。 將式(4)代入式(3)，得 (6) 則極限跨距為 (7) 3 堅(jiān)硬頂板初次斷裂前的合理控制放頂方式 采用爆破法縮短工作面垮落步距的控制放頂方式有循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽3 種方式。 3.1 循環(huán)淺孔拉槽控制放頂 循環(huán)淺孔拉槽放頂是指在工作面推進(jìn)過(guò)程中每隔幾個(gè)循環(huán)沿工作面切頂線全長(zhǎng)打一排鉆孔進(jìn)行爆破放頂，以減小頂板巖梁的厚度，從而縮短極限垮落步距的控制放頂方法。循環(huán)淺孔拉槽巖梁的力學(xué)模型如圖3 所示。 圖3 循環(huán)淺孔拉槽巖梁力學(xué)模型 在循環(huán)淺孔拉槽后，堅(jiān)硬頂板巖梁厚度減小，巖梁抗彎截面模量降低，同時(shí)頂板的完整性受到破壞，這時(shí)巖梁首先從前后2 個(gè)端部受拉斷裂。 巖梁的彎矩和截面模量分別為 (8a) (8b) 其中， (8c) (8d) 式中：為拉槽后頂板極限垮落步距，為采用淺孔循環(huán)控制放頂所導(dǎo)致的堅(jiān)硬巖梁本身及上覆巖層傳遞荷載改變系數(shù)，為淺孔拉槽放頂后剩余巖梁厚度。 若要求拉槽后的極限垮落步距是非強(qiáng)制放頂前的1/ n 倍，則要求的拉槽深度 推算如下。 令 (9a) 則有 (9b) (9d) 3.2 中部拉槽控制放頂 中部拉槽放頂是通過(guò)減小巖梁中部抗彎截面模量達(dá)到中部先拉開，從而縮短極限垮落步距的方法。設(shè)中部拉槽后的極限跨距為 ，當(dāng)工作面推進(jìn)到拉 槽后極限垮落步距的1/2 時(shí)，開始打眼爆破拉槽。中部拉槽巖梁力學(xué)模型如圖4 所示。 圖4 中部拉槽巖梁力學(xué)模型 開槽處的巖梁彎距為 (10) 其中， 若要求拉槽后的極限垮落步距是非強(qiáng)制放頂前的1/ n 倍，則要求的拉槽深度推算如下。 令 (11a) 則有 (11b) (11c) (11d) 3.3 端部拉槽控制放頂 端部拉槽控制放頂是指沿工作面開切眼煤壁全長(zhǎng)向頂板打眼爆破拉槽，通過(guò)減小巖梁端部抗彎截面模量達(dá)到端部先拉開，從而縮短極限垮落步距的方法。拉槽后的極限跨距為，端部拉槽巖梁力學(xué)模型如圖5 所示。 圖5 端部拉槽巖梁力學(xué)模型 開槽處巖梁彎距為 (12) 其中， 若要求拉槽后的來(lái)壓步距是強(qiáng)制放頂前的1/ n，則要求的拉槽深度推算如下。 令 (13a) 則有 (13b) (13c) (13d) 3.4 初次斷裂前合理控制放頂方式的確定 若要求分別采用循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽等3 種方式強(qiáng)制放頂后的極限垮落步距均為強(qiáng)制放頂前的1/2，可得到3 種控制放頂方式所要求的拉槽深度和爆破工程量分別為 (1) 循環(huán)淺孔拉槽 將代入式(9d)，得到循環(huán)淺孔拉槽深度為 (0.55 0.725) (14) 式中：= 0.3～0.8。 設(shè)循環(huán)淺孔拉槽后頂板初次垮落時(shí)的循環(huán)數(shù)為，則其爆破工程量為 (0.55～0.725) (15) (2) 中部拉槽 將代入式(11d)，得到中部拉槽深度和爆破工程量為 (16) (3) 端部拉槽 將代入式(13d)，得到端部拉槽深度和爆破工程量為 (17) 通過(guò)上述分析，得到循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽3種控制放頂方式的拉槽深度(爆破工程量)對(duì)比結(jié)果為：端部拉槽深度(爆破工程量)最小，中部拉槽次之，淺孔循環(huán)拉槽最大。如果以端部拉槽的深度(爆破工程量)為1，則中部拉槽的深度(爆破工程量)是端部拉槽的1.3倍，循環(huán)淺孔拉槽深度(爆破工程量)是端部拉槽深度(爆破工程量)的1.1～1.45倍，因此，在堅(jiān)硬頂板初次控制放頂?shù)?種方法中，優(yōu)先選用端部拉槽控制放頂方法。 4 堅(jiān)硬頂板周期斷裂力學(xué)模型及合理懸頂長(zhǎng)度的確定 4.1 力學(xué)模型 堅(jiān)硬頂板初次斷裂后，隨著工作面的向前推進(jìn)，巖梁一端固支在工作面前方煤壁上，另一端懸在采空區(qū)之上，形成懸臂巖梁結(jié)構(gòu)[23]。隨著工作面的繼續(xù)推進(jìn)，懸臂巖梁會(huì)周期性地?cái)嗔选? 堅(jiān)硬頂板懸臂巖梁上有 3種荷載分布形式，即均布荷載、非均布荷載和集中荷載。當(dāng)堅(jiān)硬頂板之上賦存軟巖層時(shí)，可視為均勻荷載作用在堅(jiān)硬難冒頂板上；當(dāng)堅(jiān)硬頂板上部仍為較堅(jiān)硬難冒的巖層時(shí)，其上荷載隨懸臂巖梁的撓曲變形而逐漸減小，此時(shí)懸臂巖梁上為非均布荷載，呈三角形分布；當(dāng)近距離煤層群開采時(shí)，上層煤柱集中荷載傳遞到下層的堅(jiān)硬頂板上，則可視作集中荷載作用于懸臂巖梁上。上述3 種荷載的最大彎矩均發(fā)生在煤壁固支端，且 以均布荷載分布最為常見(jiàn)，據(jù)此建立懸臂巖梁力學(xué) 模型如圖 6 所示。 圖6 懸臂巖梁力學(xué)模型 4.2 合理懸頂長(zhǎng)度的確定 根據(jù)圖 6 所示力學(xué)模型，設(shè)工作面支架對(duì)頂板的設(shè)計(jì)支護(hù)強(qiáng)度為，支架所承受的懸臂巖梁的長(zhǎng)度為，且?？紤]懸臂巖梁在最危險(xiǎn)的情況下斷裂，即從煤壁上方切斷，則有 (18) 式中： 為支架控頂距； 為支架后巖梁懸頂長(zhǎng)度。 控制放頂?shù)哪康氖鞘鬼敯逯芷跀嗔褧r(shí)對(duì)支架的支護(hù)強(qiáng)度不大于支架的設(shè)計(jì)支護(hù)強(qiáng)度，即 (19) 由此得到基于支架的設(shè)計(jì)支護(hù)強(qiáng)度確定的堅(jiān)硬頂板合理懸頂長(zhǎng)度為 (20) 5 工程應(yīng)用 5.1 工程概況 晉城七嶺煤礦15102工作面長(zhǎng)為150 m，采高為2m，循環(huán)進(jìn)度為0.8m；煤厚為1.8～2.2 m，平均厚度為2 m，含夾矸1～2 層；煤層頂板為強(qiáng)度高、厚度大、裂隙不發(fā)育的K2 石灰?guī)r，平均單軸抗壓強(qiáng)度為96.77 MPa，抗拉強(qiáng)度為8.59 MPa，彈性模量為35.4 GPa，堅(jiān)硬頂板巖梁厚8.16 m；煤層底板為泥巖或鋁土泥巖。 工作面采用四柱式支撐掩護(hù)式支架，支架設(shè)計(jì)額定工作阻力為6 075 kN/架，設(shè)計(jì)支護(hù)強(qiáng)度為900kPa，支架控頂距為4.5 m。15#煤與頂板巖石物理力 學(xué)參數(shù)見(jiàn)表2。 表 2 15#煤與頂板巖石物理力學(xué)參數(shù) 層序 巖性 層厚 /m 容重/（kN·m-3） 抗拉強(qiáng)度/MPa 彈性強(qiáng)度/GPa 4 K3石灰?guī)r 7.53 26.7 6.74 31.2 3 中粒砂巖 5.15 25.2 4.94 30.7 2 黑色泥巖 4.04 24.3 2.59 19.0 1 K2石灰?guī)r 8.16 27.0 8.59 35.4 0 煤 2.00 13.4 1.63 11.7 5.2 頂板初次來(lái)壓前控制放頂方法 (1) 堅(jiān)硬巖梁及其上覆巖層荷載 將表 2 所示的測(cè)試結(jié)果代入式(5)，得堅(jiān)硬巖梁本身的荷載為 (kN?m-2 ) 考慮上覆第 1 層對(duì)堅(jiān)硬巖梁的作用，則有 考慮上覆第 2 層對(duì)堅(jiān)硬巖梁的作用，則有 考慮上覆第 3 層對(duì)堅(jiān)硬巖梁的作用，則有 由于，則以作為作用于堅(jiān)硬巖梁上的荷載。 (2) 控制放頂方式的確定 將上述計(jì)算的頂板荷載代入式(7)，得15#煤頂板的極限垮落步距為51.2 m。根據(jù)工作面頂板巖層條件，支架所能承受的頂板初次垮落步距為30.0 m。 根據(jù)本文對(duì)堅(jiān)硬頂板初次控制放頂3 種方式的分析，以端部拉槽的深度和爆破工程量最小，按處理后頂板初次垮落步距為26 m考慮，根據(jù)式(13d)計(jì)算端部開槽深度為4.08 m。 (3) 端部拉槽爆破參數(shù) 沿工作面開切眼全長(zhǎng)背向工作面一側(cè)布置炮眼，炮眼與水平面夾角為70°，與工作面推進(jìn)方向的水平轉(zhuǎn)角為180°。炮眼間距為3.0 m，眼深為4.3 m。采用YGZ–90 型鉆機(jī)打眼，炮眼總計(jì)50個(gè)，總長(zhǎng)度為215 m，總裝藥量為150 kg。當(dāng)梁端離開炮眼1 m 后實(shí)施爆破，爆破的主要技術(shù)參數(shù)見(jiàn)表3。 表3 爆破的主要技術(shù)參數(shù)表 孔深 /m 孔徑 /mm 裝藥量 /(kg·孔-1) 仰角 /(o) 裝藥長(zhǎng)度 /m 孔距 /m 封孔長(zhǎng)度 /m 4.3 50 3.0 70 2. 8 3.0 1.5 5.3 頂板周期斷裂的控制放頂方法 (1) 合理懸頂長(zhǎng)度的確定 將 (kN?m?2)，6075kN，= 4.5m代入式(20)，得工作面合理懸頂長(zhǎng)度為7.22 m，循環(huán)進(jìn)度為0.8 m，工作面每推進(jìn)9 個(gè)循環(huán)，即推進(jìn)7.2 m 控制放頂一次。 (2) 處理懸頂爆破參數(shù) 工作面每隔 9 個(gè)循環(huán)沿支架尾梁沿切頂線全長(zhǎng)斜向采空區(qū)布置炮眼?？咨顬?.7 m，裝藥長(zhǎng)度為5.6 m，裝藥量為6.0 kg/孔，封孔長(zhǎng)度為3.1 m。其余爆破參數(shù)同表3。根據(jù)上述控制放頂方案，七嶺煤礦 15102 工作面實(shí)現(xiàn)了安全開采，同時(shí)為該礦其他工作面的安全開采提供了技術(shù)保證。 6 結(jié)論 (1) 研究了采用控制爆破法縮短工作面初次來(lái)壓步距的循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽等3種控制放頂方式的拉槽深度及其爆破工程量。 (2) 若要求控制放頂后頂板初次斷裂步距均為強(qiáng)制放頂前的1/ n ，采用循環(huán)淺孔拉槽、中部拉槽和端部拉槽所需要的拉槽深度分別為，和。就爆破工程量而言，端部拉槽最小，中部拉槽次之，循環(huán)淺孔拉槽最大。 (3) 根據(jù)所建立的頂板周期來(lái)壓懸臂巖梁力學(xué)模型，基于工作面支架的設(shè)計(jì)工作阻力，推導(dǎo)了頂板周期斷裂的合理懸頂長(zhǎng)度與工作面支架設(shè)計(jì)支護(hù)強(qiáng)度及上覆巖層荷載和工作面控頂距之間的關(guān)系式。 (4) 對(duì)晉城七嶺煤礦15102 工作面的控制放頂實(shí)踐證明，根據(jù)本文研究成果所確定的控制放頂參數(shù)是合理的，為晉城地區(qū)開采15#煤的頂板控制提供了理論依據(jù)和應(yīng)用指導(dǎo)。 參考文獻(xiàn)(References)： [1] 靳鐘銘，徐林生. 煤礦堅(jiān)硬頂板控制[M]. 北京：煤炭工業(yè)出版社，1994. 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