張少鵬

(中煤科工集團(tuán)國(guó)際工程有限公司,北京 100013)

近距離煤層下行開采時(shí),受礦井地質(zhì)條件以及現(xiàn)有的采煤支護(hù)技術(shù)裝備等的限制,在開采上部煤層后遺留大量區(qū)段保護(hù)煤柱。由于區(qū)段煤柱的存在,其頂板能夠保持完整結(jié)構(gòu),導(dǎo)致下部煤層開采到煤柱下方的動(dòng)載強(qiáng)烈,使得下部煤層工作面出現(xiàn)礦壓顯現(xiàn)劇烈、支架難以支護(hù)等問題,影響下部煤層的生產(chǎn)安全。畢博韜[1]針對(duì)石圪臺(tái)煤礦31201工作面過集中煤柱時(shí)的壓架事故,提出煤柱預(yù)裂爆破、縮短工作面長(zhǎng)度等措施,有效降低礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度;鞠金峰等[2]針對(duì)近距離煤層工作面在出煤柱時(shí)頻繁發(fā)生壓架災(zāi)害的情況,提出對(duì)煤柱上方關(guān)鍵層鉸接結(jié)構(gòu)提前實(shí)施爆破強(qiáng)放等防治措施,有效減緩煤層間巖層的負(fù)載;姚志紅等[3]通過理論分析提出工作面隨上層關(guān)鍵層破斷出現(xiàn)周期性來壓的礦壓規(guī)律,并基于此實(shí)施高位頂板水力切頂卸壓方案,使支架平均工作阻力顯著降低;白正平等[4]通過理論分析和現(xiàn)場(chǎng)勘測(cè)得到工作面出煤柱開采強(qiáng)礦壓災(zāi)害施載體、過渡體及承載體3個(gè)主控環(huán)節(jié),發(fā)現(xiàn)壓架事故發(fā)生的主要原因?yàn)樯细裁褐鶓?yīng)力集中、周期來壓應(yīng)力疊加、來壓突然、推采速度過快等;毛金峰[5]采用FLAC3D模擬上覆煤柱爆破前后工作面的垂直應(yīng)力分布特征,發(fā)現(xiàn)垂直應(yīng)力有明顯降低,且現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果表明工作面回采過程中未發(fā)生來壓異常等煤巖動(dòng)力現(xiàn)象。

本文以石圪臺(tái)煤礦2-2上102綜采工作面為研究對(duì)象,通過數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)相結(jié)合的方法,總結(jié)了2-2上102綜采工作面過上部第二組、第三組區(qū)段煤柱期間的礦壓規(guī)律,采取多種煤柱弱化方法和工作面調(diào)斜的措施減小動(dòng)壓影響[6],為類似條件工作面開采時(shí)的頂板動(dòng)載礦壓防治提供理論依據(jù)。

1 工程概況

石圪臺(tái)煤礦位于神東礦區(qū)北部,2-2上102工作面地表被第四系風(fēng)積沙覆蓋,地層大致呈南北走向,傾向東西為主,工作面位于中下侏羅統(tǒng)延安組第四段。

2-2上102工作面位于石圪臺(tái)煤礦2-2上煤層一盤區(qū)。工作面回采分為兩段,總推進(jìn)長(zhǎng)為1 261.8 m,其中:Ⅰ段推進(jìn)方向長(zhǎng)度842 m、工作面長(zhǎng)度154.7 m,Ⅱ段推進(jìn)方向長(zhǎng)度419.8 m,工作面長(zhǎng)度237.4 m.煤層厚度1.4～2.3 m,平均厚度2.0 m.

煤層直接頂為砂質(zhì)泥巖,平均厚度1.2 m;老頂為中粒砂巖、細(xì)粒砂巖,平均厚度約為9.2 m;直接底為中粒砂巖,平均厚度約為6.7 m.煤層頂?shù)装逄卣饕姳?.

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

Ⅰ段工作面上部有3組與工作面平行的區(qū)段煤柱,其中第二組煤柱距切眼424.8 m,寬15 m,影響范圍為整個(gè)工作面,層間距10～12 m.第三組煤柱距切眼625 m,寬12 m,影響范圍為整個(gè)工作面,層間距為11～20 m.2-2上102工作面與上部區(qū)段煤柱相對(duì)位置關(guān)系如圖1所示。

圖1 2-2上102綜采工作面與上部區(qū)段煤柱相對(duì)位置關(guān)系圖

2 工作面過煤柱礦壓特征分析

過第二組煤柱時(shí)的情況:2-2上102綜采面在進(jìn)入上部第二組煤柱前,采取工作面調(diào)斜工藝回采,機(jī)頭滯后機(jī)尾5 m,采高增大至2.1～2.2 m.3月22日中夜班割煤12刀,第1刀工作面來壓,壓力持續(xù)6刀后正常(357～468 bar),煤壁無片幫,工作面無淋水。3月22日中班接班后,正常向機(jī)尾方向割煤,接班時(shí),工作面第20～80架壓力值417～513 bar,50～70架頂板破碎,漏矸高度0.3～1 m,第三刀8:30向機(jī)尾割至70架時(shí),27～84架立柱下縮0.2～0.8 m,其中57～60架立柱下縮0.8 m,以致電磁閥損壞支架無法拉移。此時(shí)機(jī)頭側(cè)距離出煤柱剩余3.8 m,機(jī)尾側(cè)已出煤柱1.2 m,工作面86～93架(共計(jì)8架)進(jìn)入上部12103采空區(qū),1～85架仍在煤柱下方。

工作面發(fā)生切頂下沉后,經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)查看:工作面27～84架采高1.2～1.5 m,其中57～60架,采高最低1.2 m,壓架造成部分支架電磁閥損壞。工作面壓架區(qū)域示意如圖2所示。

圖2 工作面壓架區(qū)域示意

3 煤柱下應(yīng)力分布數(shù)值模擬分析

3.1 計(jì)算模型的建立

使用數(shù)值模擬軟件FLAC3D建立三維數(shù)值模型,取數(shù)值模型的尺寸為160 m×120 m×50 m,將上部煤層區(qū)段煤柱及兩側(cè)的12102和12103工作面、下部2-2上煤層的2-2上102綜采工作面以及其主要的頂?shù)装鍘r層建立在模型中。模擬中取工作面長(zhǎng)度為100 m,上部區(qū)段煤柱寬度15 m.

對(duì)FLAC3D數(shù)值模型前后左右和底部邊界的位移進(jìn)行固定,限制邊界水平位移,根據(jù)實(shí)際生產(chǎn)情況進(jìn)行模擬,先開采上部煤層的12102和12103工作面,待應(yīng)力平衡后開采部2-2上煤層的2-2上102綜采工作面,后對(duì)區(qū)段煤柱進(jìn)行弱化后重新開采2-2上102綜采工作面,分別研究過區(qū)段煤柱和在采空區(qū)下時(shí)的礦壓顯現(xiàn)情況及在不同強(qiáng)度煤柱下應(yīng)力分布情況。

3.2 煤柱下與采空區(qū)下采場(chǎng)應(yīng)力分布

對(duì)2-2上102綜采工作面而言,在推進(jìn)過程中將處于上部12102、12103等工作面的采空區(qū)和區(qū)段煤柱下方,分別布置測(cè)線,得到兩種條件下工作面礦山壓力及超前支承壓力的分布規(guī)律。

2-2上102綜采工作面在采空區(qū)和煤柱下的工作面應(yīng)力分布曲線如圖3所示,在上部煤層開采后,由于區(qū)段煤柱仍存在一定承載能力,使得煤柱下方出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,煤柱下工作面應(yīng)力強(qiáng)度遠(yuǎn)超采空區(qū)下。煤柱下超前支承壓力峰值達(dá)到49.7 MPa,因此在工作面通過煤柱下方時(shí),需要根據(jù)應(yīng)力分布及強(qiáng)度情況采取工作面調(diào)斜、煤柱弱化處理等措施。

圖3 采空區(qū)和煤柱下工作面應(yīng)力分布曲線圖

3.3 煤柱下與弱化后煤柱下采場(chǎng)應(yīng)力分布

2-2上102綜采工作面在開采過程中,由于受區(qū)段煤柱下集中應(yīng)力和動(dòng)載的影響,容易出現(xiàn)工作面來壓劇烈等問題,針對(duì)過第二組區(qū)段煤柱時(shí)出現(xiàn)的壓架情況,需要對(duì)其他殘留區(qū)段煤柱進(jìn)行如水力壓裂和深孔爆破等人工干預(yù)的煤柱弱化處理措施,此時(shí)采場(chǎng)的應(yīng)力場(chǎng)分布將會(huì)發(fā)生變化,通過正常煤柱和弱化后的煤柱時(shí)的礦壓規(guī)律也會(huì)有所區(qū)別。因此,需要模擬兩種情況下的礦壓規(guī)律,得到兩種情況開采時(shí)的差異。

在煤柱弱化后,由于其強(qiáng)度降低承載能力減弱,如圖4所示,在正常煤柱下開采時(shí),超前支承壓力峰值為49.7 MPa,動(dòng)載影響較大。在弱化后煤柱下開采時(shí),超前支承壓力峰值下降至34.2 MPa,礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度較煤柱下有明顯減弱,保障下部煤層工作面安全通過區(qū)段煤柱。

圖4 正常和弱化后煤柱下工作面超前支承壓力

4 過煤柱礦壓防治措施及現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果

4.1 防治措施

1) 針對(duì)工作面過第二組區(qū)段煤柱出現(xiàn)的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)問題,在第三組區(qū)段煤柱處布置3個(gè)鉆孔進(jìn)行超前弱化,鉆孔間距60 m,具體布置方案如圖5所示。

圖5 2-2上102過上部區(qū)段煤柱超前弱化治理工程布置

圖6 2-2上102工作面過第二組煤礦回采過程礦壓云圖

圖7 2-2上102工作面過第三組煤礦回采過程礦壓云圖

2) 在地面采取深孔爆破方式對(duì)煤柱進(jìn)行破壞,地面實(shí)施地面深孔預(yù)裂爆破,炮孔單排平行布置,共布置4個(gè)炮眼。

3) 工作面進(jìn)入上部區(qū)段煤柱前,對(duì)工作面進(jìn)行充分調(diào)斜,使工作面分段進(jìn)入煤柱,避免工作面大范圍集中來壓。

4.2 現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果

1) 2-2上102工作面過第二組煤柱礦壓顯現(xiàn):機(jī)頭距進(jìn)煤柱16 m,機(jī)尾距進(jìn)煤柱9 m,工作面20～80架來壓,壓力值429～470 bar,壓力持續(xù)5刀,來壓期間部分安全閥開啟,立柱無明顯下縮。

進(jìn)入煤柱后,工作面10～80架來壓,壓力值429～470 bar,壓力持續(xù)5刀,來壓期間部分安全閥開啟,立柱無明顯下縮,架后垮落多為扁平狀碎矸,無懸頂。

機(jī)頭距出煤柱3.8 m,機(jī)尾距出煤柱1.2 m,工作面20號(hào)～80號(hào)支架壓力顯現(xiàn)強(qiáng)烈,壓力值417～513 bar,工作面煤壁片幫深度500～800 mm,50～70架頂板破碎,冒落高度300～1 000 mm,27～84架立柱下縮200～800 mm,其中57～60架立柱下縮800 mm.

2) 2-2上102工作面過第三組煤柱礦壓顯現(xiàn):機(jī)頭距進(jìn)煤柱14 m,機(jī)尾距進(jìn)煤柱17 m,10～55架來壓,壓力值402～522 bar,壓力持續(xù)2刀,來壓期間安全閥未開啟,立柱無下縮。

機(jī)頭距進(jìn)煤柱3 m,機(jī)尾距進(jìn)煤柱7 m,機(jī)頭10～46架有壓力顯現(xiàn),壓力值408～474 bar,壓力持續(xù)2刀,來壓期間安全閥未開啟,立柱無下縮。

進(jìn)入煤柱后,壓力顯示正常,無壓持續(xù)16刀,工作面架后整體垮落填實(shí),多為大塊碎矸,無懸頂。

出煤柱期間,10～90架來壓,壓力值414～486 bar,壓力最大值543 bar,壓力持續(xù)8刀后恢復(fù)正常,來壓期間,煤壁片幫深度200～500 mm,部分支架安全閥開啟,4～80架立柱活柱下縮100～300 mm,工作面架前頂板有漏矸,冒落高度300～600 mm,機(jī)頭滯后工作面100 m范圍內(nèi)留巷段頂板下縮10～150 mm.

2-2上102工作面在通過區(qū)段煤柱時(shí)礦壓顯現(xiàn)劇烈,出煤柱階段壓力值最大,出現(xiàn)支架活柱下縮和煤壁片幫的情況。在通過第二組煤柱時(shí),發(fā)生支架活柱大幅下縮的壓架現(xiàn)象,最大活柱下縮量為800 mm,工作面煤壁片幫深度500～800 mm.對(duì)第三組煤柱進(jìn)行超前弱化后,在通過第三組煤柱時(shí)未發(fā)生壓架,支架最大活柱下縮量為100～300 mm,煤壁片幫深度200～500 mm,工作面順利通過第三組煤柱。煤柱弱化措施降低了支架承受的動(dòng)載荷,未發(fā)生壓架現(xiàn)象,證明水力壓裂和深孔爆破的有效性。

5 結(jié) 語

1) 近距離煤層開采時(shí),受區(qū)段煤柱集中應(yīng)力的影響,煤柱下工作面礦壓強(qiáng)度高于采空區(qū)下,下部工作面在通過區(qū)段煤柱時(shí)易發(fā)生動(dòng)載礦壓災(zāi)害。

2) 通過數(shù)值模擬得出,在對(duì)區(qū)段煤柱采取弱化措施后,下部工作面在煤柱下開采時(shí),礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度和超前支承壓力均有明顯降低,有助于工作面安全生產(chǎn)。

3) 現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果表明,出煤柱階段礦壓顯現(xiàn)結(jié)果最劇烈,在對(duì)區(qū)段煤柱采取水力壓裂和深孔爆破等弱化措施后,降低了支架承受的動(dòng)載荷,工作面未出現(xiàn)壓架現(xiàn)象。