王成帥,楊永康,郭 帥

(1.山西省煤炭職工培訓(xùn)中心,太原 030006;2.山西省煤炭職業(yè)中等專業(yè)學(xué)校, 太原 030006; 3.太原理工大學(xué) 采礦工藝研究所,太原 030024;4.內(nèi)蒙古科技大學(xué) 礦業(yè)與煤炭學(xué)院,內(nèi)蒙古 包頭 014010)

煤炭是我國(guó)的基礎(chǔ)能源和重要原料,隨著煤礦開采技術(shù)及設(shè)備的發(fā)展,厚煤層開采比例逐年增加,大采高工作面礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律和圍巖控制技術(shù)逐漸映入科技工作者的視野,特別是當(dāng)煤層頂板堅(jiān)硬不易垮落時(shí),隨著作業(yè)面的推進(jìn),空區(qū)頂板形成大規(guī)模懸頂,造成工作面礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈[1-3]。但已有研究主要集中在工作面巷道圍巖支護(hù)方式及礦壓顯現(xiàn)影響要素方面[4-7],對(duì)于大采高工作面覆巖破壞、礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及圍巖控制有待近一步研究。

基于此,本文以三道溝煤礦85201工作面為研究對(duì)象,運(yùn)用實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)、數(shù)值計(jì)算、現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)等方法,開展大采高工作面礦山壓力顯現(xiàn)規(guī)律和圍巖控制研究,為類似地質(zhì)條件礦井安全開采提供依據(jù)。

1 工程概況

三道溝井田位于陜西省府谷縣西北,井田東西長(zhǎng)15.4～21.4 km,南北寬15 km,面積約205 km2。三道溝煤礦隸屬陜西省德源府谷能源有限公司,為千萬(wàn)噸低瓦斯礦井,可采儲(chǔ)量近10億t,現(xiàn)主采5-2#煤層,煤層賦存穩(wěn)定,易自燃,為長(zhǎng)焰煤或不粘煤,厚度6.48～6.95 m,平均6.6 m。直接頂為泥巖,厚度0～14 m,平均3.5 m；基本頂為粉砂細(xì)砂巖,厚度19.2～27.0 m,平均21.5 m。底板為泥質(zhì)粉砂巖,厚度1.2～11.5 m,平均厚度8.0 m。

85201工作面是八采區(qū)首采面,沿煤層傾向布置,標(biāo)高為1 098～1 132 m,地質(zhì)構(gòu)造簡(jiǎn)單。工作面以南為礦井三條主大巷,西為85202輔運(yùn)順槽,北為礦井邊界。工作面進(jìn)回風(fēng)順槽沿煤層走向布置,帶式輸送機(jī)布置在進(jìn)風(fēng)順槽,輔助運(yùn)輸布置在回風(fēng)順槽,順槽與運(yùn)輸大巷、軌道大巷及回風(fēng)大巷垂直布置。

2 煤巖體力學(xué)參數(shù)測(cè)定

頂板砂巖及煤體應(yīng)力-應(yīng)變曲線如圖1所示。

1-a 砂巖

1-b 煤體圖1 應(yīng)力-應(yīng)變曲線及加載圖Fig.1 Stress-strain curve and loading diagram

分析可知,85201工作面頂板巖石普氏系數(shù)為10.5～11.5,煤體普氏系數(shù)為1.6～2.1。頂板屬于堅(jiān)硬巖層。

3 數(shù)值模擬計(jì)算

采用FLAC3D軟件[8-9]對(duì)開采情況進(jìn)行數(shù)值分析。模擬工作面推進(jìn)長(zhǎng)度300 m,傾斜寬295 m。初始應(yīng)力4.0 MPa,單次推進(jìn)步距為10 m,巖體力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 巖體力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of rock mass

工作面推進(jìn)不同距離時(shí),應(yīng)力分布及圍巖破壞如圖2、圖3所示。

2-a 推進(jìn)60 m

2-b 推進(jìn)120 m

2-c 推進(jìn)210 m

2-d 推進(jìn)300 m圖2 應(yīng)力分布圖Fig.2 Stress distribution

3-a 推進(jìn)60 m

3-b 推進(jìn)120 m

3-c 推進(jìn)210 m

3-d 推進(jìn)300 m圖3 圍巖破壞圖Fig.3 Surrounding rock failure

分析可知,工作面推進(jìn)60 m時(shí),直接頂上方塑性區(qū)明顯,最大壓應(yīng)力出現(xiàn)在切眼位置;至100 m時(shí),切眼端部最大位移達(dá)230 cm,表明基本頂初次來壓;至120 m時(shí),切眼端部最大位移達(dá)600 cm,應(yīng)力降低區(qū)繼續(xù)沿頂板向上延伸,塑性區(qū)繼續(xù)擴(kuò)大;至160 m時(shí),覆巖破壞區(qū)繼續(xù)向上發(fā)展,超前支承壓力的最大值約為14 MPa,距離切眼開口處約5.5 m;至210 m時(shí),上覆圍巖破壞區(qū)與其上部基巖破壞區(qū)間距進(jìn)一步縮小,超前支承壓力峰值約14.5 MPa左右,位于工作面前方約6 m處,最大影響范圍約250 m;至300 m時(shí),頂板巖層破壞區(qū)域與基巖向下延伸破壞區(qū)域完全貫通。

4 現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)

采用ZYDC-3型支架壓力自測(cè)儀對(duì)85201工作面進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)。工作面支架壓力監(jiān)測(cè)儀表布置如圖4所示。

圖4 工作面支架壓力監(jiān)測(cè)儀表布置圖Fig.4 Layout of support pressure monitoring instrument of working face

經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè),工作面推進(jìn)至71.8 m時(shí),液壓支架壓力顯著上升,片幫現(xiàn)象明顯,4個(gè)測(cè)點(diǎn)的壓力下降最高值達(dá)到28 MPa,此時(shí)工作面初次來壓,來壓步距約71.5 m；推進(jìn)3.5 m后來壓結(jié)束,確定初次來壓步距為75 m。監(jiān)測(cè)過程中出現(xiàn)6次來壓情況,基本頂來壓周期為18～26 m,平均為22.5 m。

工作面四個(gè)測(cè)點(diǎn)支柱平均壓力及活柱縮量變化如表2所示。

表2 測(cè)點(diǎn)支柱平均壓力值Table 2 Mean pressure of pillars at measuring points

經(jīng)數(shù)據(jù)分析,活柱縮量增加值最高達(dá)30 mm,支架卸載嚴(yán)重,每一個(gè)支架均表現(xiàn)出類似變化特征,位于兩側(cè)的支架承受的支撐壓力要高于中間的支架。工作面礦壓顯現(xiàn)特征表現(xiàn)為支架壓力先保持平穩(wěn)后不斷升高至最高值。來壓后支架快速卸荷導(dǎo)致壓力急劇減小后發(fā)生反彈。隨著垮落巖石的逐步壓實(shí),再次對(duì)支架產(chǎn)生壓力,引起支架壓力緩慢增加,壓實(shí)散體巖塊產(chǎn)生的壓力要遠(yuǎn)小于原巖對(duì)支架產(chǎn)生的壓力。

5 工作面頂板處理技術(shù)

根據(jù)前述研究,結(jié)合已有成果,確定工作面實(shí)施深孔預(yù)裂爆破。工作面炮眼布置如圖5所示,炮眼參數(shù)如表3所示。

圖5 炮眼布置圖Fig.5 Blasting hole layout

表3 炮眼布置參數(shù)Table 3 Blasting hole parameters

預(yù)裂爆破該技術(shù)實(shí)施后,實(shí)測(cè)支架時(shí)間加權(quán)平均阻力值為11.8×103kN,為額定值的66%。支架工作阻力總體符合正態(tài)分布,工作狀態(tài)合理,實(shí)現(xiàn)了對(duì)堅(jiān)硬頂板圍巖的有效預(yù)控,該研究可為類似條件煤礦安全高效開采提供依據(jù)。

6 結(jié)論

1)隨工作面推進(jìn),直接頂上方表覆巖破壞區(qū)持續(xù)發(fā)展;超前支承壓力最大值為14.5 MPa,出現(xiàn)在距離切眼約6 m處,最大影響范圍約250 m,明顯影響范圍為65 m。

2)工作面初次來壓步距約為75 m,來壓周期約為22.5 m,來壓后壓力下降最高達(dá)到27.94 MPa,礦壓顯現(xiàn)在切眼兩幫更加顯著。

3)實(shí)施堅(jiān)硬頂板預(yù)裂爆破技術(shù),可實(shí)現(xiàn)堅(jiān)硬頂板圍巖的有效控制。