秦立堂,顧穎詩(shī),吳 震
(1.兗州煤業(yè)股份有限公司濟(jì)南煤炭科技研究院分公司,山東 濟(jì)南 250000;2.內(nèi)蒙古昊盛煤業(yè)有限公司,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)
石拉烏素煤礦位于內(nèi)蒙古鄂爾多斯市境內(nèi)呼吉爾特礦區(qū),礦區(qū)正處于開(kāi)發(fā)建設(shè)階段,附近相鄰礦井中可借鑒的開(kāi)采經(jīng)驗(yàn)較少。該礦井開(kāi)采煤層埋藏深、地壓大,煤層為“軟-硬-軟”的復(fù)合煤層,結(jié)構(gòu)相對(duì)復(fù)雜,煤層巷道掘進(jìn)過(guò)程中出現(xiàn)了煤層彈射的動(dòng)力現(xiàn)象。工作面回采過(guò)程中采用大采高綜采工藝,該項(xiàng)采煤方法可實(shí)現(xiàn)對(duì)煤層一次采全高,具有煤炭采出率高、巷道掘進(jìn)量少、生產(chǎn)效率高等優(yōu)點(diǎn)[1]。由于煤層開(kāi)采厚度較大,將導(dǎo)致煤層上覆巖層斷裂以及運(yùn)動(dòng)的空間和幅度加大,容易造成工作面的礦壓顯現(xiàn)較為劇烈[2-3]。因此通過(guò)對(duì)該地質(zhì)條件和開(kāi)采工藝條件下的采煤工作面回采期間進(jìn)行針對(duì)性的礦壓觀測(cè),不僅能夠系統(tǒng)的掌握工作面的礦壓規(guī)律,更有助于礦井沖擊地壓的防治和實(shí)現(xiàn)礦井后續(xù)工作面的安全開(kāi)采[4-7]。
石拉烏素煤礦采用立井開(kāi)拓,首采煤層為2-2上、2-2 中煤層,2-2 中煤層是2-2 上煤層的下分叉煤層。2-2 上煤層平均厚度5.43 m,煤層埋藏深度589~729 m,平均埋藏深度655.73 m,2-2 中煤層平均厚度3.91 m,埋藏深度638~751 m,平均埋藏深度669 m。
礦井劃分為2 個(gè)采區(qū),分別為221 和222 采區(qū),221上01 工作面位于221 采區(qū)北翼,西側(cè)為221上17采空區(qū),東側(cè)為221上03 工作面(設(shè)計(jì)),南臨大巷保護(hù)煤柱,工作面平均開(kāi)采深度685 m,工作面面寬330 m,面長(zhǎng)2 335 m,見(jiàn)圖1,工作面采用走向長(zhǎng)壁綜采采煤方法,一次采全高后退式回采,全部垮落法管理頂板。
圖1 綜采工作面平面圖
221上01 工作面開(kāi)采煤層為2-2 上煤層,該煤層起伏變化較小,煤層傾角0°~4°,平均2°,厚度4.39~5.85 m,平均5.13 m;在煤層頂板向下1.0~2.8 m 處揭露一層軟煤,厚1.0~1.3 m,平均1.0 m,破碎易冒落。煤層局部含一層夾矸,夾矸厚度0°~0.30 m,平均0.15 m,夾矸巖性為泥巖或砂質(zhì)泥巖(見(jiàn)圖 2)。
煤層頂板頂?shù)装鍘r性參數(shù)見(jiàn)表1。
表1 煤層頂?shù)装鍏?shù)表
為研究工作面回采期間的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,需從工作面和兩順槽內(nèi)進(jìn)行礦壓數(shù)據(jù)收集分析。工作面內(nèi)主要收集分析液壓支架支護(hù)阻力情況、工作面架后頂板冒落及煤壁片幫情況,用于分析工作面支護(hù)狀況、來(lái)壓強(qiáng)度和步距;兩順槽內(nèi)主要收集巷道圍巖變形和煤體內(nèi)鉆孔應(yīng)力計(jì)數(shù)據(jù),用于分析開(kāi)采過(guò)程中巷道支護(hù)情況和超前支承壓力影響范圍。
1)采用支架電液控制實(shí)時(shí)監(jiān)測(cè)系統(tǒng)采集工作面液壓支架支護(hù)阻力。分別選取工作面中上部、中部、中下部各5 組支架收集支架壓力數(shù)據(jù)。
2)工作面礦壓統(tǒng)計(jì)觀測(cè)內(nèi)容包括:采空區(qū)頂板冒落狀況、煤壁片幫深度、端面距及頂板完整狀況、安全閥開(kāi)啟等。工作面礦壓統(tǒng)計(jì)觀測(cè)每天1 次。
通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)數(shù)據(jù)觀測(cè)統(tǒng)計(jì)、整理,結(jié)合支架壓力變化規(guī)律,綜合分析得出工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,評(píng)價(jià)支架的支護(hù)效果,指導(dǎo)工作面頂板管理。
1)工作面兩順槽圍巖變形觀測(cè)。在工作面兩順槽超前工作面切眼100 m 設(shè)置6 組圍巖變形測(cè)站,間距20 m,每個(gè)測(cè)站設(shè)置1 個(gè)觀測(cè)剖面,采用“十字”觀測(cè)法,分別觀測(cè)頂?shù)装迮c兩幫變形量,分析受采動(dòng)影響兩順槽圍巖變形規(guī)律。圍巖變形測(cè)站布置示意圖見(jiàn)圖2。
圖2 鉆孔應(yīng)力計(jì)與圍巖變形測(cè)站示意圖
2)工作面超前支承壓力觀測(cè)。在工作面兩順槽利用布設(shè)應(yīng)力在線監(jiān)測(cè)系統(tǒng),收集鉆孔應(yīng)力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù),分析工作面采動(dòng)形成的超前支承壓力分布規(guī)律。
工作面由切眼向前推進(jìn),后方采空區(qū)逐漸形成,并且面積逐漸增大,煤層頂板受上覆巖層應(yīng)力,自下而上出現(xiàn)彎曲離層最終發(fā)生斷裂,巖層的斷裂與運(yùn)動(dòng)將對(duì)工作面產(chǎn)生動(dòng)壓影響,由于巖層運(yùn)動(dòng)對(duì)工作面產(chǎn)生的壓力不同造成工作面支架的受力不同,通過(guò)對(duì)工作面回采0~100 m 期間支架的工作阻力數(shù)據(jù)進(jìn)行收集與分析可知:
1) 工作面回采期間的初撐力平均值為26.1 MPa,支架設(shè)計(jì)初撐力為31.5 MPa,占支架額定初撐力的82.8%,說(shuō)明工作面支架整體支撐力較高。由于支架提供了良好的初撐力作用,開(kāi)采期間頂板得到較好控制,直接頂沒(méi)有過(guò)早離層,尤其是工作面來(lái)壓期間煤壁前方未出現(xiàn)頂板破碎甚至漏頂現(xiàn)象。
2)工作面推進(jìn)過(guò)程中液壓支架循環(huán)末阻力為24~38.1 MPa 之間如圖3 所示,支架的額定工作面阻力為45 MPa,回采過(guò)程中未出現(xiàn)超過(guò)工作阻力的現(xiàn)象。對(duì)工作面周期來(lái)壓前后循環(huán)末阻力進(jìn)行分析,當(dāng)工作面來(lái)壓之前工作支架循環(huán)末阻力平均28 MPa,來(lái)壓時(shí)循環(huán)末阻力平均34.5 MPa,周期來(lái)壓最大動(dòng)載系數(shù)為1.23。
圖3 支架載荷隨工作面推進(jìn)變化情況
1)通過(guò)對(duì)工作面后方采空區(qū)頂板垮落情況進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析,工作面直接頂初次垮落步距為14.7 m。工作面直接頂初次垮落以后,采空區(qū)頂板能夠及時(shí)垮落。
2)隨著工作面繼續(xù)推進(jìn),老頂懸頂距離逐漸增大,當(dāng)工作面回風(fēng)順槽推進(jìn)28.7 m、膠帶順槽推進(jìn)38.1 m,工作面平均33.4 m 時(shí),工作面礦壓顯現(xiàn)較平時(shí)有所增大,主要表現(xiàn)在支架支護(hù)阻力升高、煤壁片幫深度增大,頂板淋水明顯增加,支架工作阻力增大,少部分安全閥開(kāi)啟。結(jié)合微震系統(tǒng)分析,當(dāng)工作面累計(jì)推進(jìn)至30.85 m 時(shí),工作面微震事件次數(shù)及能量開(kāi)始升高;工作面累計(jì)推進(jìn)至40 m 時(shí),工作面后方采空區(qū)發(fā)生1 次1.15×104 J 的微震事件,推測(cè)該次大的微震事件由基本頂初次斷裂造成。因此確定工作面的基本頂初次來(lái)壓步距為33.4 m。
3)工作面由切眼推進(jìn)至100 m 期間,先后分析觀測(cè)到4 次周期來(lái)壓(見(jiàn)表2),周期來(lái)壓步距最大24.58 m,平均19.2 m,動(dòng)載系數(shù)最大1.23。工作面的礦壓規(guī)律見(jiàn)表2:
表2 老頂來(lái)壓步距及強(qiáng)度表
1)巷道圍巖變形情況。通過(guò)對(duì)兩巷進(jìn)行圍巖變形觀測(cè),數(shù)據(jù)整理后的圍巖變形曲線如圖4、圖5 所示,數(shù)據(jù)分析得到工作面的超前影響范圍為40 m 左右,超前支承應(yīng)力峰值區(qū)在15 m 左右,頂?shù)装遄畲笠平俣?9 mm/d,累計(jì)移近量最大值為154 mm,兩幫最大移近速度24 mm/d,累計(jì)移近量最大值為158 mm。
圖4 回風(fēng)順槽圍巖變形曲線
圖5 膠帶順槽圍巖變形曲線
2)工作面超前應(yīng)力分布。在工作面前方巷道內(nèi)布設(shè)的鉆孔應(yīng)力計(jì),應(yīng)力計(jì)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)可反映煤體內(nèi)的應(yīng)力變化情況,其中工作面前方應(yīng)力值變化曲線如圖6 所示,分析整理后得到煤體內(nèi)部應(yīng)力值在超前工作面煤壁25~30 m 處開(kāi)始上升,距工作面8~10 m 到達(dá)最大值后逐漸下降。應(yīng)力值最大增速為0.6 MPa/d,累計(jì)最大增量為5 MPa。
圖6 工作面前方煤體內(nèi)應(yīng)力值變化曲線
通過(guò)分析兩巷道的圍巖變形規(guī)律和煤體內(nèi)應(yīng)力變化情況,表明工作面開(kāi)采過(guò)程中,超前支承壓力影響范圍在30~40 m,其中距離工作面10~20 m 為超前應(yīng)力影響峰值區(qū),該區(qū)域煤體受力明顯增大,圍巖變形速度和變形量顯著增加。
1)回采期間支架載荷在24~38.1 MPa 之間,在支架的額定工作阻力范圍內(nèi),由于切眼內(nèi)提前對(duì)頂板采取斷頂措施,基本頂初次來(lái)壓現(xiàn)象不強(qiáng)烈,初次來(lái)壓動(dòng)載系數(shù)為1.23,工作周期來(lái)壓步距平均19.2 m,動(dòng)載系數(shù)最大1.21,動(dòng)載系數(shù)較小,未出現(xiàn)劇烈的來(lái)壓現(xiàn)象。
2)礦壓觀測(cè)期間工作面兩側(cè)均為實(shí)體煤,工作面超前支承壓力的影響范圍為30~40 m,巷道圍巖變形量不大,表明巷道支護(hù)強(qiáng)度滿足回采要求。
3)工作面開(kāi)采期間,周邊區(qū)域形成采空區(qū)面積較小,開(kāi)采區(qū)域未充分采動(dòng),受周邊采空區(qū)影響較小,礦壓顯現(xiàn)不強(qiáng)烈,隨采空區(qū)面積不斷加大,應(yīng)加強(qiáng)礦壓監(jiān)測(cè),及時(shí)優(yōu)化巷道超前支護(hù)距離和工作面開(kāi)采強(qiáng)度。