王 平,高林君,周 博,李嘉康
(國能神東煤炭集團(tuán)有限責(zé)任公司三道溝煤礦,陜西 榆林 719400)
堅硬頂板具有強(qiáng)度大、完整性好等特點(diǎn),煤層采出后,頂板難以直接破斷垮落而形成懸頂,尤其對于受煤柱支撐的工作面端頭懸頂面積更大、持續(xù)時間更長。工程實踐表明,綜采工作面端頭大面積懸頂易造成頂板突然垮落颶風(fēng)傷人、端頭氣體濃度異常和上隅角瓦斯積聚等問題,直接影響工作面安全生產(chǎn)[1-2]。造成工作面端頭大面積懸頂?shù)脑颍皇琼敯遄陨韴杂膊灰卓迓?,二是錨桿、錨索支護(hù)的懸吊作用使頂板強(qiáng)度進(jìn)一步增加[2-3]。目前針對工作面端頭懸頂?shù)募夹g(shù)手段主要有:中深孔爆破放頂、高壓注水致裂和退錨[4-6]。本文針對三道溝煤礦85207回采工作面端頭懸頂,采用軟件FLAC3D進(jìn)行數(shù)值模擬,研究工作面端頭懸頂?shù)慕鉀Q方案,為解決回采工作面端頭懸頂問題提供了指導(dǎo)。
三道溝煤礦位于陜西省府谷縣西北,井田地質(zhì)構(gòu)造簡單,有一傾角1°~3°的單斜構(gòu)造。井田內(nèi)共有可采煤層7層,主采5-2煤層,煤層中下部含一層0.1 m厚泥巖夾層,煤層平均傾角為1°~3°。三道溝煤礦85207工作面布置于5-2煤層中,煤厚6.1~6.8 m,平均6.6 m。煤層直接頂為4.8 m厚砂質(zhì)泥巖,單軸抗壓強(qiáng)度為72.3 MPa;煤層基本頂為9.3 m厚泥質(zhì)粉砂巖,單軸抗壓強(qiáng)度為74.1 MPa,頂板絕大部分為穩(wěn)定型。工作面巖層柱狀圖如圖1所示。85207工作面長300.5 m,可采長度共計2 686 m,工作面布置如圖2所示。
圖1 煤系巖層柱狀Fig.1 Histogram of coal measure strata
圖2 85207工作面采掘平面布置Fig.2 Mining plane layout of 85207 working face
85207回采工作面推進(jìn)過程中,工作面中部頂板基本完全垮落,采空區(qū)基本被填實。但工作面兩端頭運(yùn)輸巷及回風(fēng)巷頂板不能隨工作面推進(jìn)及時冒落,如圖3所示,最大懸頂長度達(dá)15 m,懸露寬度為5 m,懸頂面積超過30 m2,嚴(yán)重影響了工作面安全生產(chǎn)和正?;夭?。受巷道兩端頭大面積懸頂和超前采動的疊加影響,巷道端頭動壓較大,圍巖收斂量不斷增加,頂?shù)装遄畲笠平繛?6 mm,兩幫最大移近量為102 mm,如圖4所示。
圖3 工作面端頭三角區(qū)懸頂區(qū)域示意Fig.3 Suspended roof area of triangular area at the end of working face
圖4 懸頂與超前采動疊加影響下回風(fēng)巷表面位移Fig.4 Displacement of return air roadway under the superposition of suspended roof and advanced mining
為了解決工作面懸頂問題,采用FLAC3D軟件進(jìn)行數(shù)值模擬,研究85207回采工作面端頭懸頂不同解決方案時巷道頂板變形特征,為現(xiàn)場斷頂設(shè)計提供依據(jù)。
根據(jù)85207回采工作面開采地質(zhì)條件,采用FLAC3D數(shù)值分析軟件建立數(shù)值仿真模型如圖5所示,模型尺寸為400 m×584.5 m×61.5 m。
圖5 工作面數(shù)值模型Fig.5 Numerical model of working face
模型中各巖層使用莫爾-庫侖模型[7]評價,模型使用Cable單元模擬巷道錨桿與錨索支護(hù)。在本模型中設(shè)計85207工作面長300.5 m,85205工作面采空區(qū)面長150 m,2個工作面同時沿著X軸方向推采,使用空模型來表示采空區(qū)。研究工作面端頭懸頂?shù)奈恢?85207工作面推進(jìn)300 m的位置),模型網(wǎng)格尺寸為0.8~1.2 m左右??紤]到模型計算效率,遠(yuǎn)離研究地點(diǎn)的網(wǎng)格尺寸逐漸增大。模型底部水平與垂直位移固定,模型邊界水平位移固定。對模型頂部施加5.2 MPa的壓力,對模型水平方向施加7.0 MPa的水平應(yīng)力。
為解決工作面端頭懸頂問題,在工作面端頭后部位置進(jìn)行爆破斷頂,從而減少端頭后部懸頂?shù)拿娣e。對工作面端頭后部進(jìn)行爆破斷頂?shù)膶嵤┓桨赣腥缦?種:①對工作面端頭直接頂斷頂;②對工作面端頭基本頂斷頂;③對工作面端頭基本頂與直接頂斷頂;④對工作面端頭直接頂與巷道頂煤斷頂。
采用FLAC3D分別模擬上述4種爆破斷頂方案,為優(yōu)化模擬結(jié)果,在軟件設(shè)置中采用圖6所示模型。提前對85207工作面副幫上部頂板開挖寬度為0.5 m,長度分別等于直接頂厚度(4.85 m)、直接頂與巷道頂煤厚度(7.25 m)、基本頂厚度(9.32 m)、基本頂與直接頂厚度(14.17 m)的孔槽,以此模擬4種方案中對工作面端頭爆破斷頂后的效果。
圖6 數(shù)值模擬工作面端頭后部斷頂模型Fig.6 The model of roof break at the end of working face
對4種爆破斷頂方案進(jìn)行數(shù)值模擬后,得到工作面端頭直接頂懸頂圖,如圖7所示。
圖7 4種方案的數(shù)值模擬結(jié)果Fig.7 Numerical simulation results of four schemes
將4種方案數(shù)值模擬后的三角形懸頂面積進(jìn)行對比,如圖8所示。
圖8 4種方案模擬后的三角形懸頂面積對比Fig.8 Comparison of triangular suspended roof area of four schemes
由圖8可知,方案③(對工作面端頭直接頂與基本頂斷頂)的效果最好,該方案端頭懸頂面積僅為57.76 m2,相比未實施措施前,三角形懸頂面積減少了167.24 m2,減少的幅度達(dá)74.3%。如果考慮到工作面端頭處安裝的端頭支架,按照端頭支架控頂長度為7 m計算,端頭支架后部的懸頂面積僅為7 m2,符合煤礦安全作業(yè)規(guī)程規(guī)定的懸頂面積。最終選用對工作面端頭直接頂與基本頂斷頂方案。
85207工作面端頭基本頂與直接頂爆破斷頂具體的施工方案是,在工作面端頭處端頭支架前梁前部向采空區(qū)頂板(靠近煤柱幫或副幫位置)打設(shè)鉆孔,每處位置的4個鉆孔斜向采空區(qū),傾斜角度分別為77°、74°、68°、54°,鉆孔長度分別為13.8 m、10.8 m、7.8 m、5.1 m。4個鉆孔的末端位置全部在頂板直接頂與基本頂巖層中(9.32 m厚的細(xì)粒長石石英砂巖與4.85 m厚粉砂巖)。工作面每推進(jìn)3 m,在工作面端頭支架前梁前部向采空區(qū)頂板打設(shè)一組鉆孔(4個鉆孔),打設(shè)鉆孔完畢后,將乳化炸藥裝入鉆孔底部進(jìn)行爆破,裝藥量為0.4 kg/眼。為確保安全,炮泥充填長度必須超過支架頂梁后端4 m以上,在工作面端頭支架頂梁前推移距離炮眼口0.5 m時,開始裝藥、連線、放炮[8]。向端頭處頂板打設(shè)鉆孔布置如圖9、10所示。
圖9 巷道鉆孔布置示意Fig.9 Borehole layout of roadway
圖10 炮孔布置平面示意Fig.10 Plane layout of blast holes
為檢測頂板爆破效果,對比分析斷頂前后端頭支架工作壓力及巷道表面收斂變形。支架壓力如圖11所示,巷道變形如圖12所示??梢?,未采取斷頂措施時,工作面液壓支架靠近兩巷受力最大值約為43 MPa,而斷頂后支架監(jiān)測值基本在35 MPa以下。此外,斷頂后巷道收斂變形明顯小于斷頂前,圍巖穩(wěn)定性較好,說明工作面后方直接頂和基本頂在采取爆破斷頂措施后分層垮落明顯,有效控制了巷道兩端頭礦壓顯現(xiàn)。
圖11 斷頂前后工作面支架受力變化Fig.11 Stress change of working face support before and after roof breaking
圖12 巷道表面收斂變形Fig.12 Convergence deformation of roadway surface
回采工作面上隅角的周期來壓步距縮至10 m內(nèi),確保上隅角的懸頂面積小于10 m2。懸頂面積減小,保障了三道溝煤礦安全生產(chǎn)。
(1)工作面端頭處直接頂受到巷道煤柱側(cè)煤壁、支架工作面前方煤體支撐,直接頂懸伸向采空區(qū)較大面積而不垮落,在工作面端頭形成一塊弧形三角形懸頂。
(2)對端頭基本頂及直接頂爆破斷頂可有效地解決工作面端頭懸頂面積大的問題,其具體的施工方案是,工作面每推進(jìn)3 m,在工作面端頭處端頭支架前梁前斜向采空區(qū)頂板(靠近煤柱幫或副幫位置)打設(shè)一組鉆孔,裝入炸藥進(jìn)行爆破。
(3)將方案應(yīng)用于現(xiàn)場后,巷道圍巖變形減小,圍巖壓力穩(wěn)定,不再出現(xiàn)未實施爆破斷頂措施之前的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)問題。