宋旭光
(陽(yáng)泉市上社二景煤炭有限責(zé)任公司,山西 陽(yáng)泉 045000)
通過(guò)切頂卸壓將煤柱上的側(cè)向支承壓力向深部轉(zhuǎn)移,使應(yīng)力降低區(qū)范圍擴(kuò)大,為鄰近工作面小煤柱沿空掘巷提供安全保障,現(xiàn)階段這項(xiàng)技術(shù)已是各位專(zhuān)家學(xué)者研究的熱點(diǎn)和難點(diǎn)。程健新登運(yùn)用數(shù)值模擬軟件得出切頂卸壓能夠改善巷道圍巖應(yīng)力分布[1];孫夏斐等通過(guò)多參數(shù)、多因素分析提出更優(yōu)化的技術(shù)方案[2];龍鳳魁等通過(guò)分析巷道圍巖的移動(dòng)變形規(guī)律,提出了分區(qū)噴漿控制方案[3];郭李剛、李旭濤、張欣等通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)得出切頂留巷技術(shù)能夠降低巷道圍巖變形量[4-6];李世強(qiáng)等提出雙巷自成巷支護(hù)與大變形錨索聯(lián)合使用能夠控制巷道變形移進(jìn)量[7-8];楊晉等提出水力壓裂技術(shù)能夠有效降低巷道圍巖的變形量,改善巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境[9-11]。上述研究針對(duì)不同地質(zhì)條件進(jìn)行了有針對(duì)性的方案設(shè)計(jì),沒(méi)有針對(duì)性的對(duì)切頂與不切頂對(duì)比分析,為此,通過(guò)基于頂板破斷力學(xué)特征和礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律,采用數(shù)值模擬方法,對(duì)比切頂與不切頂?shù)V壓顯現(xiàn)特征,確定合理的切頂高度,構(gòu)建切頂卸壓成套技術(shù)工藝體系,能夠?qū)︵徑ぷ髅嫘∶褐乜站蛳锾峁┝税踩U稀?/p>
上社二景煤礦以往工作面之間煤柱留設(shè)寬度在25~30 m,受礦井地質(zhì)構(gòu)造等特殊條件的影響,導(dǎo)致煤炭采出率低,還可能會(huì)出現(xiàn)巷道維護(hù)困難等現(xiàn)象。按照上級(jí)公司關(guān)于?。o(wú))煤柱開(kāi)采的理念,該礦計(jì)劃在15203 工作面實(shí)施小煤柱沿空掘巷,為了使15205 工作面回采結(jié)束后,在15205 回風(fēng)順槽上方的懸臂結(jié)構(gòu)縮短,現(xiàn)決定采用切頂卸壓護(hù)巷技術(shù)在15205 回風(fēng)順槽實(shí)施爆破切頂卸壓,以期達(dá)到對(duì)15203 工作面進(jìn)風(fēng)順槽起到保護(hù)作用。上社二景煤礦15205 工作面位于15 號(hào)煤Ⅱ采區(qū)東翼,北為15203 進(jìn)風(fēng)順槽(未掘)、南為實(shí)體煤、西為采區(qū)大巷、東為井田邊界。15205 進(jìn)風(fēng)順槽由西向東沿煤層頂板掘進(jìn),煤層走向71°,傾向161°,傾角2°~3°,煤層厚度平均5.2 m。煤巖體綜合柱狀圖如圖1 所示。15205 回風(fēng)順槽設(shè)計(jì)長(zhǎng)度為682 m;15205 回風(fēng)順槽為矩形斷面,凈寬5.2 m,凈高5.4 m,凈斷面為28.08 m2。
圖1 15205 回風(fēng)順槽綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of No.15205 return air roadway
預(yù)裂爆破成縫的原理就是在進(jìn)行爆破作業(yè)時(shí),爆炸產(chǎn)生的應(yīng)力波和氣流沿設(shè)計(jì)的預(yù)裂孔爆破出一個(gè)既有一定寬度,又沒(méi)對(duì)周?chē)鷰r體形成較大破壞的貫通裂縫。
頂板巖石預(yù)裂爆破的研究發(fā)展經(jīng)歷了3 個(gè)歷程,分別為運(yùn)用彈性力學(xué)解釋分析階段、運(yùn)用斷裂力學(xué)解釋分析階段、以及運(yùn)用損傷力學(xué)和斷裂力學(xué)結(jié)合的解釋分析階段。
運(yùn)用彈性力學(xué)解釋分析階段主要是將巖石作為一種層間距離相同、性質(zhì)相同、均勻厚度等理想化條件的連續(xù)介質(zhì)進(jìn)行研究分析,依據(jù)經(jīng)典理論的各項(xiàng)準(zhǔn)則去判別在爆破作用下生成氣壓,產(chǎn)生沖擊波,造成巖石破裂、裂隙擴(kuò)展增大的情況。運(yùn)用斷裂力學(xué)解釋分析階段主要是巖石在爆破作用下的宏觀缺陷分析,爆破作用下產(chǎn)生的沖擊波致使裂隙擴(kuò)展,形成三維的裂隙擴(kuò)展應(yīng)力和位移強(qiáng)度的分析結(jié)果,最終確定裂隙的擴(kuò)散范圍。運(yùn)用損傷力學(xué)和斷裂力學(xué)結(jié)合的解釋分析階段主要是巖石在爆破作用下的微觀缺陷分析,爆破作用下產(chǎn)生的沖擊波引起周?chē)鷰r石裂隙擴(kuò)散損傷,細(xì)化整個(gè)裂隙擴(kuò)展的演化過(guò)程,直至裂隙擴(kuò)展到一定程度后產(chǎn)生裂紋的過(guò)程。
爆破成縫主要依靠爆破產(chǎn)生的沖擊波,形成一種形狀如楔子的沖擊力,施加與周?chē)鷰r體,這種沖擊力致使爆破孔周?chē)膸r體產(chǎn)生一條沿橫向方向的裂紋(也稱(chēng)“氣刃效應(yīng)”),使得周?chē)鷰r體沿此方向繼續(xù)擴(kuò)散,同時(shí),因?yàn)闆_擊波產(chǎn)生的應(yīng)力推動(dòng)作用會(huì)使得周?chē)鷰r體的裂紋受到巖體原巖應(yīng)力的作用,擠壓變形,裂紋經(jīng)歷第二次擴(kuò)展形成裂縫,增加巖體的透氣性。
基于工作面頂板垮落及破斷特征,提出以切斷基本頂為保障的切頂卸壓護(hù)巷技術(shù)原理。
工作面回采前,在兩側(cè)巷道前方一段距離,利用預(yù)裂爆破將前方巷道上方的基本頂和煤柱幫上方的基本頂進(jìn)行切縫處理,避免煤柱幫上方頂板出現(xiàn)“O-X”破斷情況,阻斷基本頂之間的聯(lián)系,消除或減弱采空區(qū)側(cè)基本頂回轉(zhuǎn)、斷裂、垮落對(duì)煤柱側(cè)的影響,使側(cè)向支承壓力峰值降低并向深部移動(dòng)。其工藝流程如圖2 所示。
圖2 切頂爆破卸壓護(hù)巷技術(shù)原理Fig.2 Technical principle of roof cutting blasting pressure relief roadway protection
超前預(yù)裂切頂卸壓護(hù)巷的技術(shù)工藝流程。在本工作面開(kāi)始回采時(shí),在前方兩側(cè)巷道煤柱幫側(cè)布置切頂鉆孔,進(jìn)行超前預(yù)裂爆破,形成定向切頂線(xiàn),如圖2(a)和圖2(b)所示;當(dāng)工作面繼續(xù)推進(jìn),上覆頂板在重力載荷作用下,工作面頂板會(huì)沿著切頂線(xiàn)冒落,降低了沿空巷道受到工作面頂板壓力的影響,如圖2(c)所示;另外,工作面頂板冒落,充滿(mǎn)采空區(qū)后,受上覆巖層頂板彎曲下沉擠壓后,沿著采空區(qū)進(jìn)行巷道掘進(jìn),掘出的工作面巷道,在后續(xù)的回采過(guò)程中巷道變形量將減小。
本次數(shù)值模擬主要對(duì)在不切頂情況下與切頂情況下的對(duì)比進(jìn)行研究,進(jìn)一步研究在切頂?shù)臈l件下工作面前方采動(dòng)應(yīng)力影響狀態(tài)的變化規(guī)律。
根據(jù)圖1 煤層綜合柱狀圖,利用模擬軟件進(jìn)行二維建模。尺寸為500 m×170 m。根據(jù)煤層上覆巖層的容重和層高,計(jì)算等到上覆巖層的垂直應(yīng)力為8.9 MPa,施加于模型上覆進(jìn)行計(jì)算。
觀測(cè)方面是在不切頂以及不同切頂高度情況下分別監(jiān)測(cè)工作面在采空后的側(cè)向支承壓力情況并進(jìn)行對(duì)比分析。模擬過(guò)程方面,第一部分首先使模型運(yùn)算至初始平衡,之后在不切頂?shù)臈l件下對(duì)15205工作面進(jìn)行回采,待采空區(qū)穩(wěn)定后監(jiān)測(cè)工作面的側(cè)向支承壓力;第二部分是恢復(fù)之前的初始平衡狀態(tài),并針對(duì)切頂后留設(shè)預(yù)裂切縫,待工作面回采至穩(wěn)定后監(jiān)測(cè)切頂后的工作面?zhèn)认蛑С袎毫Α?/p>
3.2.1 不切頂條件下模擬結(jié)果分析
當(dāng)不切頂時(shí)回采15205 工作面的頂板垂直應(yīng)力和垂直位移云圖如圖3 所示。從圖中可以看出,在工作面回采結(jié)束至穩(wěn)定后,由于工作面回采打破初始平衡狀態(tài),使得在采空區(qū)側(cè)一定距離內(nèi)出現(xiàn)了應(yīng)力集中現(xiàn)象。如果此時(shí)進(jìn)行沿空掘巷,將打破原有的工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布,在掘巷時(shí)將會(huì)產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象。此時(shí)掘進(jìn)的巷道位于采空區(qū)邊緣的塑性破壞區(qū)范圍內(nèi),同時(shí)由于沒(méi)有將頂部巖層切斷,掘巷頂板將受頂部巖層大結(jié)構(gòu)的影響而難以維持穩(wěn)定。此時(shí)掘巷巷道支護(hù)不僅困難,而且也將難以維持穩(wěn)定狀態(tài)。
圖3 工作面回采后垂直應(yīng)力和垂直位移云圖(不切頂)Fig.3 Vertical stress and displacement distribution cloud map after working face mining(without roof cutting)
從圖3 中可以看出,不切頂時(shí)工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ逯滴恢贸霈F(xiàn)在距離工作面采空區(qū)14 m 的位置,峰值大小為24.36 MPa,其中原巖應(yīng)力為9.28 MPa,故其應(yīng)力集中系數(shù)為2.63。
將上述的應(yīng)力峰值繪制曲線(xiàn)如圖4 所示。由圖4 可知,應(yīng)力降低區(qū)范圍為5 m。側(cè)向支承壓力在短距離內(nèi)出現(xiàn)了急速增大,達(dá)到峰值,隨后又出現(xiàn)迅速降低的現(xiàn)象,隨著工作面的繼續(xù)回采,在工作面推進(jìn)至距采空區(qū)14 m 左右位置時(shí)垂直應(yīng)力的變化才趨于平緩狀態(tài)。所計(jì)算出的側(cè)向支承壓力峰值位置出現(xiàn)在距離工作面采空區(qū)邊緣14 m 左右的位置,峰值大小為24.36 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)到2.63。
圖4 側(cè)向支承壓力曲線(xiàn)(不切頂)Fig.4 Lateral abutment pressure curve(without roof cutting)
3.2.2 切頂條件下模擬結(jié)果分析
根據(jù)15205 工作面煤層綜合柱狀圖,其基本頂位置K2上石灰?guī)r,其高度為18 m。由于數(shù)值模擬建立模型時(shí)基本頂厚度為18 m,因此模擬時(shí)切頂高度為18 m。如果在切頂?shù)那闆r下,基本頂將恰好被完整切掉,阻斷了其應(yīng)力的傳遞作用,而后再進(jìn)行沿空掘巷將改善巷道所處的應(yīng)力環(huán)境,其工作面在回采結(jié)束至穩(wěn)定后的垂直應(yīng)力分布云圖如圖5所示。從圖中可以看出,在預(yù)裂切縫的影響下,工作面右側(cè)的頂板已經(jīng)被整體切下,切頂效果明顯。在切頂卸壓的情況下,15205 工作面回采完畢后在切頂一側(cè)采空區(qū)邊緣垂直應(yīng)力雖有所上升,但幅度不大。
圖5 工作面回采后垂直應(yīng)力和垂直位移云圖(切頂)Fig.5 Vertical stress and displacement distribution cloud map after working face mining(roof cutting)
將應(yīng)力值提取處理繪制曲線(xiàn)如圖6 所示。
圖6 側(cè)向支承壓力曲線(xiàn)(切頂)Fig.6 Lateral abutment pressure curve(roof cutting)
通過(guò)曲線(xiàn)可以看出,側(cè)向支承壓力峰值位置出現(xiàn)在距離工作面采空區(qū)19 m 的位置,峰值為18 MPa(原巖應(yīng)力為9.28 MPa),經(jīng)計(jì)算可得此時(shí)得工作面的應(yīng)力集中系數(shù)為1.94,應(yīng)力降低區(qū)范圍為9 m。相比不切頂情況下,切頂卸壓后側(cè)向支承壓力峰值位置向?qū)嶓w煤一側(cè)偏移了5 m,且峰值減小約了6.363 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)減小0.69。同時(shí),應(yīng)力降低區(qū)范圍較不切頂情況下增加了5 m。
(1)基于工作面頂板垮落及破斷特征,提出以切斷基本頂為保障的切頂卸壓護(hù)巷技術(shù)原理。
(2)應(yīng)力降低區(qū)范圍為9 m。相比不切頂情況下,切頂卸壓后側(cè)向支承壓力峰值位置向?qū)嶓w煤一側(cè)偏移了5 m,且峰值減小約了6.363 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)減小0.69。同時(shí),應(yīng)力降低區(qū)范圍較不切頂情況下增加了5 m。