曹勇強

（山西西山晉興能源有限責任公司， 山西 呂梁 033600）

隨著礦井采掘高強度的開采，采掘深度的不斷延伸，易開采的煤層存量已經(jīng)不多，煤層的開采已經(jīng)逐步從易開采煤層向難開采煤層轉(zhuǎn)變。堅硬頂板難垮難落一直是我國礦山面臨的重要難題，由于堅硬頂板難垮難落造成大面積的懸頂，懸頂一旦垮落會造成巨大的沖擊地壓，對煤礦的機械設(shè)備和人員安全造成極大的威脅。同時大面積的懸頂會加大護巷煤柱的尺寸，降低了煤礦的經(jīng)濟效益。所以對堅硬頂板的治理十分重要。此前孫廣京[1]等對深井特厚煤層工作面強烈動壓區(qū)安全開采技術(shù)進行研究，通過分析沖擊地壓的形式，提出了削弱靜載荷、降低動載荷、增加巷道的抗沖能力、對沖擊危險性的監(jiān)測進行預(yù)警四個方案對沖擊地壓進行了治理。李躍文[2]通過理論研究和礦震的監(jiān)測得出了堅硬頂板和采掘擾動及斷層構(gòu)造對巷道的掘進過程沖擊災(zāi)害的影響。結(jié)并提出了切頂卸壓來治理堅硬頂板的方法。劉小虎[3]對厚煤層堅硬頂板下區(qū)段煤柱合理留設(shè)進行了研究，通過理論分析和數(shù)值模擬對煤柱的寬度進行了一定的研究，對針對堅硬頂板的煤柱設(shè)定提供了方案。本文對堅硬頂板的機理研究，通過采取切頂卸壓對堅硬頂板的治理，提出針對性的治理方案。

1 礦井概況

斜溝礦位于山西省興縣北50 km 處，礦區(qū)南北長約2 km，東西寬約3～4 km，礦井面積約88.6 km2礦井設(shè)計生產(chǎn)能力15.0 Mt/a。23111 綜放工作面位于斜溝礦21 采區(qū)南翼東側(cè)，緊鄰礦界保護煤柱，工作面南側(cè)為實煤區(qū)，西側(cè)為已回采完畢的23101 工作面，水平標高+700 m，開采煤層為太原組8 號煤層，煤層厚度5.40～6.60 m，平均厚度5.98 m，受南工作面回采影響，巷道多次受壓。由于巷道的煤柱松軟造成巷道大變形，其中兩幫的變形量最高可達2 m。23111 工作面在回采完成后，受到工作面的動壓影響，部分23111 工作面段的巷道變形較為嚴重，所以計劃在23111 工作面回采及末采期間，采用深孔爆破技術(shù)對堅硬頂板進行預(yù)裂[4]。

2 切頂卸壓數(shù)值模擬研究

斜溝礦為了研究不同停采線的留設(shè)煤柱寬度對巷道的影響，采用FLAC 3D 數(shù)值模擬軟件對此進行分析。為保護巷道的穩(wěn)定性，對巷道的頂板進行切頂卸壓，建立模型的尺寸為140 m×2 m×100 m，對模型的邊界進行約束，限制模型的XY 的方向位移。對模型進行網(wǎng)格刨分，網(wǎng)格的劃分對計算的精確性有著較大的關(guān)聯(lián)，如若模型的網(wǎng)格劃分過細，模型的計算時間較長，模型網(wǎng)格劃分較少時，降低了模型的精確度，所建立切頂和未切頂模型示意圖如圖1 所示。

圖1 切頂和未切頂模型示意圖

結(jié)合斜溝礦的地質(zhì)條件對模型各層參數(shù)進行設(shè)定，并根據(jù)實際情況對模型的上端部進行載荷設(shè)定，根據(jù)上覆巖層的屬性計算出載荷設(shè)定為7.4 MPa。為了研究切頂和未切頂?shù)膰鷰r變形量[5]，從圖1 中可以看出，在選定巷道的支護煤柱寬度為20 m 的前提下，在未進行切頂?shù)哪M中，左幫的移近量最大值為150 mm，右?guī)偷囊平孔畲笾禐?68 mm，所以兩幫的移近量為318 mm，巷道的頂板下沉量為175 mm，最大的底鼓量為35 mm。而從進行了切頂卸壓的模型模擬的結(jié)果可以看出，左幫的移近量最大值為115 mm，右?guī)偷囊平孔畲笾禐?30 mm，所以兩幫的移近量為245 mm，巷道的頂板下沉量為148 mm，最大的底鼓量為30 mm。對比可以看出切頂卸壓后的巷道變形量明顯較小，兩幫的移近量減少了73 mm約為25%，頂板和底板的移近量減少了13%，所以切頂卸壓可以有效的減小巷道的變形量，減少巷道的支護成本，提高了礦井的經(jīng)濟效益。切頂和未切頂?shù)南锏雷冃瘟咳鐖D2 所示。

圖2 切頂和未切頂?shù)南锏雷冃瘟浚?0 m）

為對不同護巷煤柱尺寸下的巷道變形對比分析，在選定巷道的支護煤柱寬度為30 m 的前提下，在未進行切頂?shù)哪M中，左幫的移近量最大值為133 mm，右?guī)偷囊平孔畲笾禐?30 mm，所以兩幫的移近量為263 mm，巷道的頂板下沉量為145 mm，最大的底鼓量為37 mm。而從進行了切頂卸壓的模型模擬的結(jié)果可以看出，左幫的移近量最大值為109 mm，右?guī)偷囊平孔畲笾禐?10 mm，所以兩幫的移近量為219 mm，巷道的頂板下沉量為110 mm，最大的底鼓量為24 mm[9]。對比可以看出切頂卸壓后的巷道變形量明顯較小，兩幫的移近量減少了44 mm 約為17%，頂板和底板的移近量減少了26%。對比不同護巷煤柱的寬度下的巷道變形量可以看出，隨著支護煤柱的尺寸的增大巷道變形量明顯減少。在未切頂?shù)南锏滥M情況下，較煤柱尺寸20 m的煤柱，煤柱寬度30 m 的煤柱巷道的兩幫移近量減少了52 mm，頂板底板的移近量減少了32 mm，而在切頂卸壓后的兩幫移近量減少了25 mm，可以看出經(jīng)過切頂卸壓后的巷道變形量從煤柱的寬度20 m到煤柱寬度30 m 的效果有了明顯的下降，所以治理巷道額變形不能一味的加大煤柱的寬度，應(yīng)當取煤柱的寬度和切頂卸壓的合理值。巷道的支護煤柱30 m 下的切頂和未切頂?shù)淖冃瘟咳鐖D3 所示。

圖3 切頂和未切頂?shù)南锏雷冃瘟浚?0 m）

3 監(jiān)測效果分析

斜溝礦選取23111 工作面巷道進行支承壓力監(jiān)測，利用GMC-20 型壓力傳感器對次進行監(jiān)測，每兩個小時進行一次監(jiān)測，對煤層的超前支撐壓力進記錄分析，在皮帶的順槽超前工作面的100 m 處安排一個測站，測站內(nèi)部布置7 個監(jiān)測點，監(jiān)測點的布置應(yīng)當距離工作面的長度逐步減少，眼深的直徑為42 mm，對監(jiān)測后的數(shù)據(jù)進行分析，由于倆個監(jiān)測點的數(shù)據(jù)監(jiān)測有誤，所以僅對5 個點的監(jiān)測數(shù)據(jù)進行統(tǒng)計分析，監(jiān)測點的記錄數(shù)據(jù)如下圖4 所示。

圖4 支撐壓力的監(jiān)測圖

由支撐壓力監(jiān)測圖可以看出，在1 號測點距工作面73 m 左右時，支撐壓力為7.5 MPa，隨著1 號測點距離工作面的距離逐步縮減的過程中，支撐壓力逐步增高，當1 號測點距離工作面9.5 m 時支撐壓力最大達到了15.8 MPa，隨后在測點距離工作面的長度再度縮短后支撐壓力迅速降低，當距離工作面小于1 m 時，此時的支撐壓力最小為4.12 MPa。2 號測點在距離工作面72 m 左右時，支撐壓力為7.1 MPa，隨著測點距離工作面的距離的縮進，支撐壓力緩慢上升，在測點距離共勉10 m 附近時，支撐壓力達到最大值16.9 MPa，后隨著距離的減小支撐壓力迅速減小降到了3.2 MPa，4 號測點和6 號測點及7 號測點都呈現(xiàn)出類似的趨勢，在70 m 附近時，支撐壓力開始上升，當測點距離工作面的距離在10 m 附近時，支撐壓力都到達最大值，隨著測點距離工作面的距離的減小支撐壓力開始迅速下降，來到最小值。所以測點的支撐壓力峰值分別出現(xiàn)在9.5～10.2 m 的范圍內(nèi)，而影響的距離一般為工作面走向的70 m 附近[6]。

4 結(jié)論

1）斜溝礦為了分析23111 工作面切頂卸壓的效果，采用FLAC 3D 數(shù)值模擬軟件對巷道的兩幫移近量和頂板底板的移近量進行了分析研究，發(fā)現(xiàn)在預(yù)留煤柱20 m 下的切頂后的巷道兩幫移近量減少25%，頂板底板移近量分別減少了16%，取得了良好的效果。

2）通過對不同的預(yù)留煤柱寬度下切頂卸壓的效果分析發(fā)現(xiàn)，隨著煤柱的尺寸增加，巷道的變形量有效地降低，但切頂卸壓的效果得到了削減，所以適當?shù)乜紤]煤柱的寬度和切頂卸壓的應(yīng)用，可以有效地降低巷道的變形量。同時，通過對現(xiàn)場超前的支撐壓力進行動態(tài)監(jiān)測，可以看出超前支撐壓力峰值分別出現(xiàn)在9.5～10.2 m 的范圍內(nèi)，而影響的則在距離工作面走向的70 m 附近。