深部礦井不同推采速度卸壓技術實踐

牟文輝

(陜西陜煤黃陵礦業公司，陜西 延安 727307)

0 引言

深部礦井復雜地質條件下的采動不可避免影響工作面的推采速度，不同推采速度造成工作面礦壓顯現特征差異明顯[1]。近年來，眾多專家針對采動速度變化的圍巖變化進行了豐富的研究[2-4]。謝廣祥等[5]通過數值模擬與相似模擬方法，對綜放工作面不同推進速度下破壞場與應力場進行分析，發現單位開采截深增加時，工作面周圍巖體破壞區范圍減小，但巖體內部積聚大量能量，工作面局部巖爆可能性增大。楊登峰[6]、劉全明[7]研究認為淺埋煤層工作面圍巖完整性及破斷巖塊體積與推進速度成正相關。楊勝利、楊敬虎等[8-9]認為，高強度開采條件下，煤巖災變速率受推進速度及工作面長度兩方面因素作用，煤巖災變速率越大，工作面頂板初次來壓步距越大。朱志潔、徐燕飛等[10-13]結合數值模擬與現場實測方法，對不同地質條件下煤巖體破壞程度進行分析，分析結果顯示，工作面推進速度越快，工作面兩側應力集中越明顯，塑性區發育范圍減小。

黃陵二號煤礦開采的2號煤層傾角為0°～ 6°，工作面平均埋深580 m，寬度300 m，推進長度2 267 m，當前日推進度為10 m/d，工作面采用ZY12000/28/63D的雙柱掩護式支架，額定支護阻力7 200 kN。不間斷停采現象嚴重制約了礦井安全生產。工作面停產受多種因素影響，不同推采速度導致垮落步距變化，頂板積聚大量能量無法釋放，形成工作面來壓不規律、支架活柱急劇收縮、液壓管爆開等現象。針對此類工程問題，通過數值模擬與現場實測的方法，以黃陵二號煤礦420工作面為研究背景，開展工作面高速推進過程中不間斷停采對礦壓顯現影響研究。

1 工程背景

1.1 不同進尺下的礦壓顯現特征

二號煤礦回采420工作面期間，停產次數多發。老頂為粉、細砂巖，厚度11.8 m，直接頂為細砂巖，厚8.7 m，直接底為泥巖，厚2.8 m。ZY12000/28/63D的雙柱掩護式支架，共175臺。設計工作面初撐力為7 200～8 400 kN，配2臺高壓過濾站。工作面煤層分布特性如圖1所示。

圖1 煤層柱狀Fig.1 Coal seam column chart

為分析不同推進速度下工作面礦壓影響規律及停采礦壓顯現特征，選取420工作面兩個不同推進段進行工業性試驗，見表1，支架載荷分布圖如圖2所示。根據礦區實際調研情況，推進速度分別為4.8 m/d及12.8 m/d，周期來壓的判斷依據為循環末阻力分別達到35 MPa與25 MPa，且出現高位瓦斯抽放濃度瞬間增高，煤壁片幫嚴重等現象；工作面發生停采現象時，支架表現為受載程度增高，但尚未達到周期來壓時所受平均載荷，停采結束后，隨著工作面的持續推進，頂板壓力最終得到釋放。

表1 不同時段工作面推進速度對比Table 1 Comparison table of mining speed of working face in different periods

根據支架受載情況(圖2)，繪制的實測來壓特征見表2。推進速度分別為4.8 m/d與12.8 m/d時，周期來壓步距后者較前者上升24.4%，停采造成的支架載荷上升率后者較前者上升42.1%，工作面冒頂風險大幅提升。為避免工作面回采速度產生波動能夠有效減緩工作面頂板壓力，對巖層控制起積極作用。對比2種推進速度下發生停采時的支架載荷上升情況發現，推進速度較大時，頂板積聚壓力的程度也較高，此時工作面發生局部冒頂的風險相對緩慢推進時也較大，故應當考慮采取適當措施釋放頂板壓力，保證工作面安全生產。

圖2 不同推進速度時支架載荷分布Fig.2 The distribution of the support load at different mining speeds

表2 實測來壓特征Table 2 Measured weighting characteristics

1.2 卸壓技術影響因素

頂板在初次斷裂后，隨著工作面的不斷推進，頂板巖梁一端固支于實體煤上，一端懸空，呈現懸臂梁結構，且隨著工作面繼續推進，頂板出現周期性垮落。假設頂板載荷均勻分布，在停采發生時，頂板壓力積聚，設計采取在順槽直接頂內打若干切頂孔的方式釋放頂板壓力并輔助頂板垮落，沿著順槽及工作面做2個剖面，繪制頂板卸壓斷裂力學模型圖如圖3所示。

圖3 頂板卸壓力學模型Fig.3 The mechanical model of the roof pressure relief

由圖3可知，老頂上方的載荷層對老頂施加均布載荷Q，假設共施工切頂孔i個，每個切頂孔釋放的載荷為q，此時支架對工作面提供的支護阻力為允許支護阻力[P]，強制放頂是為了保證在頂板發生周期斷裂時，支架提供的工作阻力P不大于允許支護阻力[P]，故合理懸頂長度主要受切頂孔的布置個數及卸壓效果影響。

2 不同進尺下壓力分布數值計算

2.1 模型建立

數值模擬設計采用MIDAS-FLAC3D軟件聯合計算，對巖層設置莫爾-庫倫本構關系，煤層設置應變軟化本構關系，巖體物理力學參數采用礦方提供的力學參數，為簡化地層，取走向方向345 m，推進方向300 m，垂直方向81 m，煤層厚度3 m，建立模型共計354 960個單元，371 124個節點。對模型四周限制位移，底部固支，頂部施加均布載荷5 MPa，取側壓系數1.2，數值模擬模型如圖4所示。

圖4 數值模擬模型示意Fig.4 Schematic diagram of numerical simulation model

數值模擬主要分析工作面達到穩定推進速度后超前支承壓力分布規律，在工作面推進100 m后，設置3條測線監測超前工作面50 m范圍內支承壓力分布特征。在模擬工作面推進過程時，以時間步數代替工作面單位開采截深，通過總運算步數的差異表征推進速度的不同，具體推進方案及參數見表3。

表3 不同推進方案設計Table 3 Design table of different mining schemes

2.2 模擬結果分析

2.2.1 超前支承壓力分布分析

各監測點在不同推采速度下的超前支承應力分布基本類似。不同推進速度時工作面回采100 m超前支承壓力分布特征如圖5所示，結合圖5數據繪制不同推進速度頂板壓力特征，見表4。

圖5 支承壓力分布情況Fig.5 Distribution of supporting pressure

表4 不同推進速度頂板壓力特征Table 4 Roof pressure characteristics at different mining speeds

分析得出，隨著推進速度的不斷增大，支承壓力顯現程度先逐漸降低后趨于平緩，當工作面推進速度達到15 m/d時，超前支承壓力減弱趨勢回落，與推進速度20 m/d相比，兩者應力集中程度基本保持一致，與緩慢推進速度相比，推進速度達到15 m/d后應力集中程度較小，工作面來壓劇烈程度最弱，推測礦區最優的推進速度應在15～20 m/d范圍內，同時分析得出，在一定推進速度變化范圍內，增大推進速度對減小工作面壓力具有良好的效果，但當推進速度達到一定程度后，推進速度的變化對工作面來壓情況影響不大。

2.2.2 停采時間下超前支承壓力分布分析

不同推采下的支承應力分布相同，故此僅以測線1為例，分析不同推進速度下停采不同時間時的支承壓力差異。測線1不同推進速度停采不同時間超前支承壓力分布情況如圖6所示，測線1不同推進速度停采壓力集中特征見表5。

圖6 支承壓力分布特征Fig.6 Characteristics of support pressure distribution

根據圖表數據可知，超前支承壓力峰值位置出現在距離煤壁12 m左右位置，支承壓力隨超前煤壁距離先增大后減小。同時，支承壓力的集中程度也隨停采時間的延長不斷增長，觀察表5數據可知，停采3 d較停采2 d時壓力變化范圍不大，可以認為頂板壓力集中已趨于穩定。

表5 測線1不同推進速度停采壓力集中特征Table 5 Characteristics of stop mining pressure concentration at different mining speeds of line 1

2.2.3 不同推進速度支承壓力最大特征值變化分析

最大特征值隨推進速度增大而逐漸減小，推進速度由緩慢逐漸加快過程中，應力峰值增量變化明顯，當推進速度達到15 m/d時，應力峰值增量呈現回落趨勢，對比圖中4條曲線可知，隨著工作面推進速度的不斷加快，停采不同時間的支承壓力增量變化率也加快，工作面停采1 d時，支承壓力增量變化最明顯，后隨著停采時間的不斷增加，支承壓力增量逐漸減弱，最終趨于平緩，故可分析得出，工作面推進速度越快，停采造成的頂板壓力也越大，當推進速度達到一定程度后，支承壓力增量出現回落。

3 現場驗證

結合420工作面以往不同推進速度停采時支架載荷分布特征，研究認為有必要針對420工作面不同推進速度停采時的壓力積聚現象采取一定的卸壓措施，以達到釋放頂板壓力、維護工作面安全穩定的目的。以420工作面8月8日停采為例，當前日推進速度為12.8 m/d，采取施工切頂孔的方法局部放頂釋放頂板壓力，輔助采空區垮落。采用MQT-120T風動鉆桿機進行施工，以距離采空區煤壁3 m為首排，每排13～15個，間排距300 mm×4 000 mm，孔深8 m，孔徑28 mm；同時在距實體煤側幫500 mm處以間距300 mm再施工一排切頂孔，其布置參數如圖7所示。對比施工前后支架受載情況如圖8所示。

圖7 切頂孔布置參數Fig.7 Layout parameters of top cutting hole

圖8 停采日支架荷載分布Fig.8 Load distribution diagram of supports on the day of stop mining

圖8的2次支架載荷驟降為0的情況是由于工作面支架下降，支架頂梁與頂板分離造成支架上方不受載荷，工作面于6時左右發生周期來壓，支架載荷峰值為36.2 MPa，此時頂板垮落，支架載荷下降。來壓峰值至停采發生時間約為6 h，15時07分工作面由于瓦斯超限停采，此時支架所受載荷緩慢上升。載荷峰值為23.8 MPa，載荷上升值為6.3 MPa，增壓持續時間為1.8 h，在同一時刻采取強制放頂措施釋放頂板壓力，此時支架載荷驟降，最終載荷降低至11.7 MPa，載荷累計下降12.1 MPa。對比卸壓前后支架載荷可知，停采造成的載荷上升率為3.5 MPa/h，強制放頂造成的載荷下降率為23.4 MPa/h，載荷下降率是上升率的6.68倍，強制放頂卸壓效果明顯。

4 結論

(1)隨著工作面推進速度的不斷增大，超前支承壓力呈現先減小再趨于平穩趨勢，停采不同時間時，工作面頂板支承壓力增量趨勢不同。隨著停采時間的不斷延長，頂板支承壓力增量不斷減弱，但當推進速度增大到一定范圍后，支承壓力增量趨勢出現回落。

(2)工作面在正常周期來壓后持續開挖一段時間，頂板已經積聚了部分能量，此時若發生停采，頂板壓力積聚明顯，有必要采取強制放頂措施控制頂板壓力。采取強制放頂措施后，較卸壓前，支架載荷上升率為3.5 MPa/h，強制放頂造成的載荷下降率為23.4 MPa/h，載荷下降率是上升率的6.68倍，強制放頂卸壓效果明顯。