李 楊 楊天鴻 劉洪磊 姚 飛
(1.東北大學資源與土木工程學院;2.深部金屬礦山安全開采教育部重點實驗室;3.沈陽奧思特安全技術服務集團有限公司)
隨著采礦工業和其他科學技術的發展,人們越來越認識到礦山壓力具有一定的規律,只要認真開展礦山壓力研究,掌握礦山壓力顯現規律,遵循礦山壓力顯現規律,就能為礦井開拓、巷道布置、井巷支護及頂板管理提供切實可行的安全技術措施[1]。對深井開采[2-4]、大采高開采[5-7]、三下“開采[8-9]、三軟”開采[10-12]等各種地質條件下各種采煤方法的礦壓顯現和巖層控制都取得了突出的成果,為各類復雜條件下順利實現回采創造條件。但對于復雜地質條件下的礦壓顯現規律研究較少,需要進行更多深入的研究。
大安山煤礦現已進入深部開采階段,井田內的褶曲構造是影響礦井采區劃分和采煤方法的最主要構造因素。由于井田內褶曲密度大,褶曲緊密且多為倒轉或緊閉倒轉褶曲,造成煤層以傾斜和急傾斜為主,煤層厚度變化大,賦存強烈不協調。受地質條件、圍巖性質、采掘工藝、支護方式等因素的影響,大安山礦區工作面和巷道都存在著不同程度的沖擊地壓現象,隨著開采量的增加,采掘深度也不斷增加,沖擊地壓發生的頻率就越來越高,危害程度也越來越大,已經成為礦區進行安全、高效生產的瓶頸之一。本研究揭示大安山煤礦工作面來壓規律,避免或減緩沖擊傾向,保障有沖擊傾向煤層安全開采,尋找出大安山煤礦沖擊地壓防治的理論依據,對大安山煤礦及類似具有復雜地質構造的緩傾斜煤層礦井開采具有一定的指導意義。
大安山煤礦位于北京西部山區,現礦井核定生產能力160萬 t/a。軸13槽東一面工作面位于+550 m西一至西二石門上部,東至百草臺倒轉向斜南軸,西至東一面下巷,上至+680 m西二西巷北石門大巷,下至中部軌道上山。煤層厚度2.2 m,煤層結構簡單,賦存較穩定;東一面工作面走向長773 m,傾斜長151 m,煤層傾角7°~28°,平均 16°,煤層頂底板巖性特征見表1。

表1 煤層頂底板特征
本區域位于軸部構造部位,煤層的總體走向250°~280°,傾向340°~10°。傾角7°~28°,平均傾角16°。煤層頂板發育有小斷層及波浪起伏,跟據東一面現已揭露巷道情況來看,發育小斷層4處,在東一面切眼528#前17.6 m處,有一個正斷層,產狀330°∠45°,厚度1.0 m,在東一面上巷551#后5.5 m處有一正斷層,產狀 260°∠60°,厚度 0.5 m。在551#點后13.1 m 處有一正斷層,產狀275°∠65°,厚度0.2 m。在東一面上巷15#點前1 m處有一正斷層,產狀300°∠79°,厚度1.7 m。據東一面現已揭露巷道資料來看,東一面中部軌道上山到35#點后8 m前2 m范圍內和東一面下巷49#點至55#點處,煤層變薄,分析推斷有1條不可采邊界,對本工作面回采有一定影響,在回采過程中加強斷層區域及破碎地帶的頂板管理。
通過對超前順槽以及工作面支柱工作阻力等方面的長時系統觀測,對工作面頂板來壓進行預測預報分析。通過監測,可以摸清頂板運動規律和相對應的礦山壓力顯現規律,為進行有效頂板控制和安全開采提供依據。工作面測區布置采用山東省尤洛卡自動化儀表有限公司生產的KJ216煤礦頂板動態監測系統。如圖1所示,自工作面下端頭往上第3部支架(4.5 m)開始,自下而上沿工作面每7部支架(10.5 m)設置1條監測線,測線上下5.25 m為測區;初采工作面141 m共計布置14條測線,共安設14臺綜采壓力監測分機。隨工作面的延長而增加測點。在工作面的上、下順槽,自順槽口開始每4.8 m設置一個壓尺點,以供量測工作面推進距離之用;在工作面的上、下順槽超前支護內從煤壁開始往外每隔4.8m,設1個測力支柱及頂底板移近測點,用以監測頂底板位移情況;上下順槽超前支護各設5個測點,控制范圍為24 m,測點隨回采依次回撤前移,上下順槽內始終保持5個測點不變;在每個測點處安裝1臺礦用數字壓力計,共計安設10臺單柱壓力分機。
大安山煤礦采用傾斜長壁綜合機械化一次采全高采煤法,即雙滾筒采煤機落煤、裝煤,支撐掩護式液壓支架掩護頂板。每天分3班次開采,平均每班次開采1 m左右。選取2011年7月1日至9月25日工作面連續開采了200 m左右的監測數據作為分析對象,對大安山煤礦軸13槽東一面工作面礦壓顯現進行分析研究。
本研究依據下式作為老頂來壓的判別準則[13]:

式中,PLY為判定老頂來壓的工作阻力,珔P為觀測期間全部支護阻力平均值,σP為支護阻力均方差。
以實測阻力平均值珔P加其1倍均方差σP為老頂來壓的判據PLY,見表2。

表2 工作面各測區來壓判據
以三測區、八測區和十一測區為例,根據表2判定歷次來壓的步距。
從圖2可以大致地確定老頂來壓性質、位置和順序。
根據圖2的分析方法可以得到工作面各部位的來壓步距,如表3所示。
據觀測,正常階段,直接頂基本隨采隨冒,無懸頂。工作面上、下端部采空區頂板垮落不一致,呈現不對稱性。老頂的平均初次來壓步距為52.67 m,平均周期來壓步距為22.12 m。工作面上、中、下部的初次來壓步距和周期來壓步距不盡相同。
工作面上部、中部、下部平均初次來壓步距分別為54.1、53.5、50 m。初次來壓中部較上部先來壓,但基本趨于同步,而下部步距比上部、中部都小,分析原因可能是由于煤層傾角以及頂板厚度不一致造成的。工作面上部、中部、下部平均周期來壓步距分別為21.74、21.35、23.68 m。周期來壓步距下部較上部有加大的趨勢,而中上部趨于同步。實測結果表明:老頂的周期來壓,沿工作面方向并不是同時來壓,而是呈現局部來壓、遷移特征。從表3中可以看出,十三、十四測區的數據顯示老頂初次來壓和第一次周期來壓時間要明顯領先于其他測區,這是一種十分值得關注的特征。

圖2 工作面典型支架壓力變化曲線的來壓步距判定

表3 工作面平均來壓步距
工作面上部、中部、下部的典型實測支架載荷分布直方圖如圖3所示。

圖3 工作面典型實測支架載荷分布直方圖
根據對支架壓力統計結果分析,工作面上的支架壓力大小明顯集中在20~30 MPa之間,但上部以21~25 MPa為主;中部支架壓力31~35 MPa范圍內的比例較之上部顯著增加,21~25 MPa范圍內的比例減小;下部和上部相似,21~25 MPa占到很大比例。通過支架載荷的分布,可知工作面不同位置周期來壓的表現具有較大的差異,相比較而言,工作面中部支架阻力要明顯大于上部和下部,工作面兩端的周期來壓顯現要弱于工作面中部。正常開采過程中,來壓時工作面中部壓力顯現較明顯,支架工作阻力接近于額定工作阻力,支架選型能滿足工作面的支護要求。
工作面來壓時刻上、下順槽典型的支撐載荷壓力變化如圖4所示,可以確定工作面前方應力增高的峰值及峰值點距工作面的距離,得到的結果見表4、表5。

圖4 上下順槽支撐載荷曲線峰值點的確定

表4 上順槽應力增高峰值及峰值點距離

表5 下順槽應力增高峰值及峰值點距離
從表4、表5中能夠得到上順槽工作面前方應力增高的峰值20~37 MPa,峰值點距工作面8~16.2 m,平均峰值24 MPa,距工作面12.17 m;下順槽工作面前方應力增高的峰值20~36 MPa,峰值點距工作面8~13.6 m,平均峰值23.57 MPa,距工作面9.46 m。上順槽和下順槽應力增高峰值相差不大,但峰值點距工作面的距離下順槽較上順槽小3 m左右,相差較大。
(1)工作面上部、中部、下部初次來壓步距分別為54.1、53.5、50 m;周期來壓步距分別為21.74、21.35、23.68 m。老頂的平均初次來壓步距為52.67 m,平均周期來壓步距為22.12 m。
(2)工作面中部支架阻力要明顯大于上部和下部。
(3)來壓時刻,上下順槽工作面前方壓力增高的范圍分別是8~16.2 m和5.2~13.6 m,平均為12.17 m和9.46 m,壓力平均峰值分別為24 MPa和23.57 MPa。
[1] 張國政.煤礦開采工作面的礦山壓力研究[J].科技創新與應用,2002(19):159.
[2] 孫立亞,深井大傾角綜采工作面礦壓規律[J].礦山壓力與頂板管理,2002(4):70-72.
[3] 喬秋秋,竇林名,岑傳鴻,等.深井綜放工作面礦壓顯現規律分析[J].煤礦安全,2012,43(5):166-169.
[4] 王 成,杜澤生,鄭西貴,等.千米深井煤層大巷礦壓規律[J].煤礦安全,2011,42(3):132-134.
[5] 鞠金峰,許家林,朱衛兵,等.7.0m支架綜采面礦壓顯現規律研究[J].采礦與安全工程學報,2012,29(3):344-350.
[6] 宋建國.大采高綜采面礦壓顯現規律研究[J].礦山壓力與頂板管理,2005(2):19-21.
[7] 白志飛.大采高綜放采場礦壓顯現規律及圍巖控制技術研究[D].太原:太原理工大學,2012.
[8] 欒元重,季道武,顏承順,等.公路采動損害的計算[J].礦山測量,1998(3):30-33.
[9] 湯伏全.煤礦開采區上方高速公路的采動損害及其防護[J].焦作工學院學報,1997(3):53-57.
[10] 郭兵兵,郭軍杰,高新春,等.“三軟”煤層炮放面礦壓規律及支護參數優化研究[J].中國煤炭,2011,37(1):60-63.
[11] 徐 濤,王 峰,劉祖飛.“三軟”煤層旋轉開采礦壓顯現規律[J].煤炭技術,2011,30(2):65-67.
[12] 覃元華,王 文,趙 輝.三軟超長工作面礦壓顯現規律研究[J].中州煤炭,2010(9):9-10.
[13] 錢鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業大學出版社,2003.