牟文輝
(陜西陜煤黃陵礦業(yè)公司,陜西 延安 727307)
深部礦井復(fù)雜地質(zhì)條件下的采動不可避免影響工作面的推采速度,不同推采速度造成工作面礦壓顯現(xiàn)特征差異明顯[1]。近年來,眾多專家針對采動速度變化的圍巖變化進(jìn)行了豐富的研究[2-4]。謝廣祥等[5]通過數(shù)值模擬與相似模擬方法,對綜放工作面不同推進(jìn)速度下破壞場與應(yīng)力場進(jìn)行分析,發(fā)現(xiàn)單位開采截深增加時,工作面周圍巖體破壞區(qū)范圍減小,但巖體內(nèi)部積聚大量能量,工作面局部巖爆可能性增大。楊登峰[6]、劉全明[7]研究認(rèn)為淺埋煤層工作面圍巖完整性及破斷巖塊體積與推進(jìn)速度成正相關(guān)。楊勝利、楊敬虎等[8-9]認(rèn)為,高強(qiáng)度開采條件下,煤巖災(zāi)變速率受推進(jìn)速度及工作面長度兩方面因素作用,煤巖災(zāi)變速率越大,工作面頂板初次來壓步距越大。朱志潔、徐燕飛等[10-13]結(jié)合數(shù)值模擬與現(xiàn)場實(shí)測方法,對不同地質(zhì)條件下煤巖體破壞程度進(jìn)行分析,分析結(jié)果顯示,工作面推進(jìn)速度越快,工作面兩側(cè)應(yīng)力集中越明顯,塑性區(qū)發(fā)育范圍減小。
黃陵二號煤礦開采的2號煤層傾角為0°~ 6°,工作面平均埋深580 m,寬度300 m,推進(jìn)長度2 267 m,當(dāng)前日推進(jìn)度為10 m/d,工作面采用ZY12000/28/63D的雙柱掩護(hù)式支架,額定支護(hù)阻力7 200 kN。不間斷停采現(xiàn)象嚴(yán)重制約了礦井安全生產(chǎn)。工作面停產(chǎn)受多種因素影響,不同推采速度導(dǎo)致垮落步距變化,頂板積聚大量能量無法釋放,形成工作面來壓不規(guī)律、支架活柱急劇收縮、液壓管爆開等現(xiàn)象。針對此類工程問題,通過數(shù)值模擬與現(xiàn)場實(shí)測的方法,以黃陵二號煤礦420工作面為研究背景,開展工作面高速推進(jìn)過程中不間斷停采對礦壓顯現(xiàn)影響研究。
二號煤礦回采420工作面期間,停產(chǎn)次數(shù)多發(fā)。老頂為粉、細(xì)砂巖,厚度11.8 m,直接頂為細(xì)砂巖,厚8.7 m,直接底為泥巖,厚2.8 m。ZY12000/28/63D的雙柱掩護(hù)式支架,共175臺。設(shè)計(jì)工作面初撐力為7 200~8 400 kN,配2臺高壓過濾站。工作面煤層分布特性如圖1所示。
圖1 煤層柱狀Fig.1 Coal seam column chart
為分析不同推進(jìn)速度下工作面礦壓影響規(guī)律及停采礦壓顯現(xiàn)特征,選取420工作面兩個不同推進(jìn)段進(jìn)行工業(yè)性試驗(yàn),見表1,支架載荷分布圖如圖2所示。根據(jù)礦區(qū)實(shí)際調(diào)研情況,推進(jìn)速度分別為4.8 m/d及12.8 m/d,周期來壓的判斷依據(jù)為循環(huán)末阻力分別達(dá)到35 MPa與25 MPa,且出現(xiàn)高位瓦斯抽放濃度瞬間增高,煤壁片幫嚴(yán)重等現(xiàn)象;工作面發(fā)生停采現(xiàn)象時,支架表現(xiàn)為受載程度增高,但尚未達(dá)到周期來壓時所受平均載荷,停采結(jié)束后,隨著工作面的持續(xù)推進(jìn),頂板壓力最終得到釋放。
表1 不同時段工作面推進(jìn)速度對比Table 1 Comparison table of mining speed of working face in different periods
根據(jù)支架受載情況(圖2),繪制的實(shí)測來壓特征見表2。推進(jìn)速度分別為4.8 m/d與12.8 m/d時,周期來壓步距后者較前者上升24.4%,停采造成的支架載荷上升率后者較前者上升42.1%,工作面冒頂風(fēng)險(xiǎn)大幅提升。為避免工作面回采速度產(chǎn)生波動能夠有效減緩工作面頂板壓力,對巖層控制起積極作用。對比2種推進(jìn)速度下發(fā)生停采時的支架載荷上升情況發(fā)現(xiàn),推進(jìn)速度較大時,頂板積聚壓力的程度也較高,此時工作面發(fā)生局部冒頂?shù)娘L(fēng)險(xiǎn)相對緩慢推進(jìn)時也較大,故應(yīng)當(dāng)考慮采取適當(dāng)措施釋放頂板壓力,保證工作面安全生產(chǎn)。
圖2 不同推進(jìn)速度時支架載荷分布Fig.2 The distribution of the support load at different mining speeds
表2 實(shí)測來壓特征Table 2 Measured weighting characteristics
頂板在初次斷裂后,隨著工作面的不斷推進(jìn),頂板巖梁一端固支于實(shí)體煤上,一端懸空,呈現(xiàn)懸臂梁結(jié)構(gòu),且隨著工作面繼續(xù)推進(jìn),頂板出現(xiàn)周期性垮落。假設(shè)頂板載荷均勻分布,在停采發(fā)生時,頂板壓力積聚,設(shè)計(jì)采取在順槽直接頂內(nèi)打若干切頂孔的方式釋放頂板壓力并輔助頂板垮落,沿著順槽及工作面做2個剖面,繪制頂板卸壓斷裂力學(xué)模型圖如圖3所示。
圖3 頂板卸壓力學(xué)模型Fig.3 The mechanical model of the roof pressure relief
由圖3可知,老頂上方的載荷層對老頂施加均布載荷Q,假設(shè)共施工切頂孔i個,每個切頂孔釋放的載荷為q,此時支架對工作面提供的支護(hù)阻力為允許支護(hù)阻力[P],強(qiáng)制放頂是為了保證在頂板發(fā)生周期斷裂時,支架提供的工作阻力P不大于允許支護(hù)阻力[P],故合理懸頂長度主要受切頂孔的布置個數(shù)及卸壓效果影響。
數(shù)值模擬設(shè)計(jì)采用MIDAS-FLAC3D軟件聯(lián)合計(jì)算,對巖層設(shè)置莫爾-庫倫本構(gòu)關(guān)系,煤層設(shè)置應(yīng)變軟化本構(gòu)關(guān)系,巖體物理力學(xué)參數(shù)采用礦方提供的力學(xué)參數(shù),為簡化地層,取走向方向345 m,推進(jìn)方向300 m,垂直方向81 m,煤層厚度3 m,建立模型共計(jì)354 960個單元,371 124個節(jié)點(diǎn)。對模型四周限制位移,底部固支,頂部施加均布載荷5 MPa,取側(cè)壓系數(shù)1.2,數(shù)值模擬模型如圖4所示。
圖4 數(shù)值模擬模型示意Fig.4 Schematic diagram of numerical simulation model
數(shù)值模擬主要分析工作面達(dá)到穩(wěn)定推進(jìn)速度后超前支承壓力分布規(guī)律,在工作面推進(jìn)100 m后,設(shè)置3條測線監(jiān)測超前工作面50 m范圍內(nèi)支承壓力分布特征。在模擬工作面推進(jìn)過程時,以時間步數(shù)代替工作面單位開采截深,通過總運(yùn)算步數(shù)的差異表征推進(jìn)速度的不同,具體推進(jìn)方案及參數(shù)見表3。
表3 不同推進(jìn)方案設(shè)計(jì)Table 3 Design table of different mining schemes
2.2.1 超前支承壓力分布分析
各監(jiān)測點(diǎn)在不同推采速度下的超前支承應(yīng)力分布基本類似。不同推進(jìn)速度時工作面回采100 m超前支承壓力分布特征如圖5所示,結(jié)合圖5數(shù)據(jù)繪制不同推進(jìn)速度頂板壓力特征,見表4。
圖5 支承壓力分布情況Fig.5 Distribution of supporting pressure
表4 不同推進(jìn)速度頂板壓力特征Table 4 Roof pressure characteristics at different mining speeds
分析得出,隨著推進(jìn)速度的不斷增大,支承壓力顯現(xiàn)程度先逐漸降低后趨于平緩,當(dāng)工作面推進(jìn)速度達(dá)到15 m/d時,超前支承壓力減弱趨勢回落,與推進(jìn)速度20 m/d相比,兩者應(yīng)力集中程度基本保持一致,與緩慢推進(jìn)速度相比,推進(jìn)速度達(dá)到15 m/d后應(yīng)力集中程度較小,工作面來壓劇烈程度最弱,推測礦區(qū)最優(yōu)的推進(jìn)速度應(yīng)在15~20 m/d范圍內(nèi),同時分析得出,在一定推進(jìn)速度變化范圍內(nèi),增大推進(jìn)速度對減小工作面壓力具有良好的效果,但當(dāng)推進(jìn)速度達(dá)到一定程度后,推進(jìn)速度的變化對工作面來壓情況影響不大。
2.2.2 停采時間下超前支承壓力分布分析
不同推采下的支承應(yīng)力分布相同,故此僅以測線1為例,分析不同推進(jìn)速度下停采不同時間時的支承壓力差異。測線1不同推進(jìn)速度停采不同時間超前支承壓力分布情況如圖6所示,測線1不同推進(jìn)速度停采壓力集中特征見表5。
圖6 支承壓力分布特征Fig.6 Characteristics of support pressure distribution
根據(jù)圖表數(shù)據(jù)可知,超前支承壓力峰值位置出現(xiàn)在距離煤壁12 m左右位置,支承壓力隨超前煤壁距離先增大后減小。同時,支承壓力的集中程度也隨停采時間的延長不斷增長,觀察表5數(shù)據(jù)可知,停采3 d較停采2 d時壓力變化范圍不大,可以認(rèn)為頂板壓力集中已趨于穩(wěn)定。
表5 測線1不同推進(jìn)速度停采壓力集中特征Table 5 Characteristics of stop mining pressure concentration at different mining speeds of line 1
2.2.3 不同推進(jìn)速度支承壓力最大特征值變化分析
最大特征值隨推進(jìn)速度增大而逐漸減小,推進(jìn)速度由緩慢逐漸加快過程中,應(yīng)力峰值增量變化明顯,當(dāng)推進(jìn)速度達(dá)到15 m/d時,應(yīng)力峰值增量呈現(xiàn)回落趨勢,對比圖中4條曲線可知,隨著工作面推進(jìn)速度的不斷加快,停采不同時間的支承壓力增量變化率也加快,工作面停采1 d時,支承壓力增量變化最明顯,后隨著停采時間的不斷增加,支承壓力增量逐漸減弱,最終趨于平緩,故可分析得出,工作面推進(jìn)速度越快,停采造成的頂板壓力也越大,當(dāng)推進(jìn)速度達(dá)到一定程度后,支承壓力增量出現(xiàn)回落。
結(jié)合420工作面以往不同推進(jìn)速度停采時支架載荷分布特征,研究認(rèn)為有必要針對420工作面不同推進(jìn)速度停采時的壓力積聚現(xiàn)象采取一定的卸壓措施,以達(dá)到釋放頂板壓力、維護(hù)工作面安全穩(wěn)定的目的。以420工作面8月8日停采為例,當(dāng)前日推進(jìn)速度為12.8 m/d,采取施工切頂孔的方法局部放頂釋放頂板壓力,輔助采空區(qū)垮落。采用MQT-120T風(fēng)動鉆桿機(jī)進(jìn)行施工,以距離采空區(qū)煤壁3 m為首排,每排13~15個,間排距300 mm×4 000 mm,孔深8 m,孔徑28 mm;同時在距實(shí)體煤側(cè)幫500 mm處以間距300 mm再施工一排切頂孔,其布置參數(shù)如圖7所示。對比施工前后支架受載情況如圖8所示。
圖7 切頂孔布置參數(shù)Fig.7 Layout parameters of top cutting hole
圖8 停采日支架荷載分布Fig.8 Load distribution diagram of supports on the day of stop mining
圖8的2次支架載荷驟降為0的情況是由于工作面支架下降,支架頂梁與頂板分離造成支架上方不受載荷,工作面于6時左右發(fā)生周期來壓,支架載荷峰值為36.2 MPa,此時頂板垮落,支架載荷下降。來壓峰值至停采發(fā)生時間約為6 h,15時07分工作面由于瓦斯超限停采,此時支架所受載荷緩慢上升。載荷峰值為23.8 MPa,載荷上升值為6.3 MPa,增壓持續(xù)時間為1.8 h,在同一時刻采取強(qiáng)制放頂措施釋放頂板壓力,此時支架載荷驟降,最終載荷降低至11.7 MPa,載荷累計(jì)下降12.1 MPa。對比卸壓前后支架載荷可知,停采造成的載荷上升率為3.5 MPa/h,強(qiáng)制放頂造成的載荷下降率為23.4 MPa/h,載荷下降率是上升率的6.68倍,強(qiáng)制放頂卸壓效果明顯。
(1)隨著工作面推進(jìn)速度的不斷增大,超前支承壓力呈現(xiàn)先減小再趨于平穩(wěn)趨勢,停采不同時間時,工作面頂板支承壓力增量趨勢不同。隨著停采時間的不斷延長,頂板支承壓力增量不斷減弱,但當(dāng)推進(jìn)速度增大到一定范圍后,支承壓力增量趨勢出現(xiàn)回落。
(2)工作面在正常周期來壓后持續(xù)開挖一段時間,頂板已經(jīng)積聚了部分能量,此時若發(fā)生停采,頂板壓力積聚明顯,有必要采取強(qiáng)制放頂措施控制頂板壓力。采取強(qiáng)制放頂措施后,較卸壓前,支架載荷上升率為3.5 MPa/h,強(qiáng)制放頂造成的載荷下降率為23.4 MPa/h,載荷下降率是上升率的6.68倍,強(qiáng)制放頂卸壓效果明顯。