牛 凱 樊勝杰
(潞安化工集團余吾煤業(yè)公司,山西 長治 046000)
許多大型礦井都面臨著大采深頂板應力集中,在支護強度不足,或者支護措施不合理的條件下,采煤工作面極易出現(xiàn)頂板冒落傷人的事故,且巷道容易變形,增加了維護工程量。余吾煤業(yè)在工作面回采期間面對頂板圍巖硬度大、堅硬層厚等問題,通過數(shù)字建模技術,預設多種不同方式的支護方案,模擬出頂板圍巖的應力變化規(guī)律,從中挑選出最優(yōu)化的解決方案,確保采面安全回采。
余吾煤業(yè)N2106 工作面位于礦井東翼,呈南北向布置,采面東翼緊鄰N2107 工作面,南接風井開拓大巷,西面為N2105 工作面采空區(qū),北翼為實體未采區(qū)。工作面切眼設計長度為300 m,運輸巷設計長度為2287 m,回風巷長度為2258 m,平均煤厚6.2 m,煤層埋深為504~575 m,底板標高+460~+490 m。N2106 工作面位置關系平面布置如圖1。

圖1 N2106 工作面位置關系平面布置圖(m)
由于N2106 工作面煤層上覆頂板主要為砂質泥巖和中粒砂巖、粉砂巖,致密且堅硬,在回采過程中不易垮落。根據(jù)相鄰工作面回采期間的初次來壓經驗分析,老頂在初采初放期間的初次來壓步距應該在47 m 左右,導致采空區(qū)內可能出現(xiàn)大面積懸頂現(xiàn)象,對安全回采構成較大威脅。工作面煤層頂?shù)装鍘r性描述見表1。

表1 工作面煤層頂?shù)装鍘r性描述
采煤工作面向外回采期間,隨著推進速度和采空區(qū)懸頂面積的增加,頂板應力在動態(tài)變化條件下不斷向外釋放、疊加,應力強度也處于動態(tài)變化過程中。由于煤層頂?shù)装宕嬖谄露绕鸱擅簳r為了最大限度提高資源回收率,會不斷調整支架和刮板輸送機的底板坡度,以適應煤層賦存狀態(tài)和傾角。在切眼內由聯(lián)鎖起來的液壓支架進行頂板支承,抵消掉部分上覆煤巖層的自身重力作用壓力,而工作面上、下端頭受到作業(yè)空間條件限制,端頭支架的頂板支撐強度有限,且端頭三角區(qū)域懸頂面積較大,端頭支架無法實現(xiàn)對頂板的全覆蓋支承,因此,在上下端頭或者兩巷向外推進時遇到構造區(qū)、冒落帶和頂板裂隙發(fā)育地帶,極易出現(xiàn)頂板巖石破碎,巷道變形加劇,增加了支護難度。通過在端頭和超前支護段巷道打設液壓邁步支架和單體柱的措施不足以完全抵消頂板作用力,就會出現(xiàn)冒頂事故[1-2]。
N2106 工作面現(xiàn)采煤厚6.2 m 左右,但支架滿足最大采高僅為3.5 m,工作面采取沿底回采的采煤方式,頂部煤炭通過放頂煤進行剝離回采。回采期間兩巷端頭承受壓力最大,巷道支護變形較快,頂板漏矸、采空區(qū)側片幫、鼓包等現(xiàn)象頻發(fā)。為有效緩解頂幫壓力對圍巖和支護材料的影響,擬采取向頂板施工切頂鉆孔以達到提前卸壓的目的。
根據(jù)頂板類型和巖石厚度,分析不同類型的鉆孔型號和施工深度對應力場的具體分布影響問題,主要采用FLAC3D聯(lián)合技術進行數(shù)字模型建立。模型尺寸設定為長500 m×寬100 m×高500 m,共計103 850 個數(shù)據(jù)單元,模擬構建煤層頂板圍巖的應力場變化分布。同時,對模型邊界進行位移約束,仿照頂板巖層的自重力對模型均勻施加5 MPa 的載荷,最真實地還原煤層開采條件下的頂板應力場變化,查找規(guī)律,制定最優(yōu)化的鉆孔施工方案[3-5]。頂板數(shù)值建模如圖2。

圖2 煤層頂板數(shù)值模擬
根據(jù)現(xiàn)有鉆機型號和鉆頭尺寸規(guī)格,結合井下現(xiàn)場施工環(huán)境,待定參加模擬選型的鉆孔直徑有四種,即18 mm、24 mm、30 mm、36 mm。針對不同型號的鉆孔直徑模擬對圍巖應力場分布的變化影響,針對影響結果分析,再次調整鉆孔施工間排距。觀察應力場變化規(guī)律,經過對比,最終確定最優(yōu)化的施工參數(shù)。將鉆孔間距參數(shù)設定為100 mm、200 mm、300 mm、400 mm,將施工排距設定為1000 mm、2000 mm、4000 mm、8000 mm 等,然后兩兩組合開展模擬試驗,共計設置了16 組切頂鉆孔間排距施工方案。模擬施工參數(shù)見表2。

表2 切頂鉆孔模擬參數(shù)設置表 mm
根據(jù)上述方案進行模擬計算,將鉆孔直徑作為橫軸,單元變形量的下降率作為縱軸,依次輸入直徑18 mm、24 mm、30 mm、36 mm 的數(shù)據(jù),得出結論如圖3。當鉆孔直徑采用18 mm 時,單元模量下降率達到23%;采用24 mm 鉆孔施工時,單元模量急速下降,達到39%;當采用30 mm 鉆孔施工時,下降率趨緩,達到43%;當采用36 mm 鉆孔直徑時,下降率達到46%。根據(jù)數(shù)模結論和圖形分析,發(fā)現(xiàn)18 mm 直徑鉆孔施工后對煤層頂板影響不大,未能造成較大的頂板下沉和變形,當采用30 mm 和36 mm 鉆孔直徑時,頂板變形率均超過40%,說明大直徑鉆孔對煤層頂板的結構穩(wěn)定性破壞影響較大,導致頂板破碎,加劇了圍巖變形,不利于巷道支護。因此,由綜合數(shù)據(jù)分析,采用24 mm 鉆孔直徑相對合理。
在確定鉆孔直徑選型基礎上,通過調整施工間排距探索對頂板的破壞作用,分別擬定施工間距為100 mm、200 mm、300 mm 和400 mm,對應排距1000 mm、2000 mm、4000 mm 和8000 mm 的4 種方案。不同鉆孔施工間排距對頂板破壞程度分析如圖4。

圖4 不同施工間排距鉆孔對頂板破壞程度分析
由圖4 中鉆孔間排距的變量分析可知,最明顯特征是當施工排距達到2000 mm 左右時,四種鉆孔不同施工間距條件下,均對頂板變形下降率產生顯著影響,由最大峰值的下降率80%調減到25%~42%之間。在排距2000 mm 出現(xiàn)影響拐點之后,繼續(xù)增加排距到4000 mm 階段,頂板變形下降率變化速度明顯趨緩。在鉆孔間距為100 mm 時,變形模量下降率變化為50%~59%;在鉆孔間距為200 mm 時,變形模量下降率變化為40%~44%;在鉆孔間距為300 mm 時,變形模量下降率變化為28%~32%;在鉆孔間距為400 mm 時,變形模量下降率變化為19%~24%。
在調整鉆孔施工排距由4000 mm 到8000 mm的過程中,變形模量數(shù)據(jù)又出現(xiàn)急劇變化。在鉆孔間距為100 mm 時,變形模量下降率變化為31%~50%;在鉆孔間距為200 mm 時,變形模量下降率變化為21%~40%;在鉆孔間距為300 mm 時,變形模量下降率變化為13%~28%;在鉆孔間距為400 mm 時,變形模量下降率變化為6%~19%。
綜上所述,經過綜合數(shù)據(jù)分析,為達到有效控制頂板壓力釋放,且不構成頂板圍巖過度破壞的目的,最終確定在上下兩巷端頭靠近煤壁一側300 mm 處依次由切眼向外開孔,鉆孔施工間距確定為300 mm,施工排距確定為2000 mm。
根據(jù)上述模擬頂板受力變化結果,確定鉆孔施工孔徑為24 mm,施工間排距為300 mm×2000 mm。結合鉆機功率能力和場地限制因素,設計孔深為7.5 m,遇到堅硬巖石時至少保證不小于7 m孔深。超前施工頂板卸壓鉆孔采用型號為CXK12(A)的鉆孔內窺儀進行孔內窺視,查看頂板來壓后孔內巖石產生的裂隙發(fā)育情況。為便于對比分析,隨機抽取兩個鉆孔進行驗證觀察。1#孔觀測成果如圖5 所示。在內窺結果分段截圖中,由開孔0~3.127 m 范圍內孔壁光滑,巖石分布均勻,未發(fā)現(xiàn)明顯的破碎現(xiàn)象;在探測至3.345 m 處發(fā)現(xiàn)內壁出現(xiàn)多條縱向裂隙,說明該段巖石承受圍巖應力影響較集中;再向深部探測至4.109 m 段時內壁仍然完整光滑,無明顯裂隙,直至孔底未再發(fā)現(xiàn)裂隙痕跡。經過孔內觀察,總體說明在3~3.5 m 的層位區(qū)間內,頂板壓力相對集中,對圍巖的破壞作用較大[4]。

圖5 1#觀測孔內窺圖
2#觀測孔窺視結果如圖6,與1#鉆孔整體結果相似。在開孔處孔壁下方出現(xiàn)一條縱向裂紋,向深部有延伸趨勢,孔內其他巖石較完整;繼續(xù)向里探測,發(fā)現(xiàn)開孔處裂隙已經延伸至2.963 m 深度,且裂隙寬度增加,說明縱向裂隙受到水平張力的拉伸影響,直至3.453 m 處裂隙逐漸閉合消失,孔內探測不明顯;繼續(xù)探測至接近孔底7.018 m 深度,孔內壁光滑平整,未再出現(xiàn)明顯裂隙。綜上分析,整體說明該鉆孔施工區(qū)域頂板受力,巖石破碎。選取施工地點的開孔處巖石,已經受到外力擠壓產生裂隙,且不斷向深部斷裂延伸,影響深度為0~3.5 m左右,與1#觀察孔相同,產生裂隙主要影響范圍為頂板上覆巖層3.5 m 深度以內,應力作用較集中。因此,得出結論,除去開孔選址的圍巖破碎影響因素外,頂板受力較集中的應力分布區(qū)間應為2.5~4 m 左右。結合孔內裂隙發(fā)育情況,該層位容易出現(xiàn)頂板斷裂冒落風險。

圖6 2#觀測孔內窺圖
1)經過對超前卸壓鉆孔參數(shù)確定和有序施工,確定頂板承載壓力最大的應力范圍集中在2.5~4 m左右。按照此規(guī)律,工作面向外推進期間,凡在上下巷遇到頂板破碎帶時,為提前防護,補強頂板支護強度,需要提前打設6 m 長錨索進行頂板維護,避免出現(xiàn)過破碎帶時應力集中導致冒頂事故發(fā)生。
2)根據(jù)工作面普通支架和端頭過渡支架的工作阻力數(shù)值觀測規(guī)律分析,每隔15~19 d 就會出現(xiàn)一次阻力升高現(xiàn)象。結合對應時間內圍巖位移量數(shù)據(jù)結果,以及頂板斷裂聲響等現(xiàn)象,得出該周期為頂板應力釋放周期。據(jù)此規(guī)律,每當工作面回采推進至臨近該時間段時,應當提前采取減產緩采措施,減少每日推進度,避免回采過快,導致頂板懸頂面積增大,釋放應力疊加,為采面端頭支護增加困難。
3)兩巷靠近煤墻側和采空區(qū)側巷幫各打設一路液壓式自移大桿,通過液壓缸的支撐作用,擴大頂板支撐面積,在頂板破碎地點輔助打設單體柱+π 型梁的支護方式,提高頂板支護強度。一般在切眼以外30~35 m 兩巷范圍實施超前加固,可打設兩排臨時支護,在切眼外段20 m 以內的高應力集中區(qū)域,可以通過打設三排臨時支護進行補強加固。嚴格控制好切頂卸壓鉆孔施工與采面推進度之間的進度關系,避免造成應力疊加和集中釋放,導致頂板受力破壞,造成支護困難。
4)根據(jù)工作面上下巷原有安裝的頂板離層儀,以及抽查觀測的卸壓鉆孔圍巖裂隙發(fā)育情況,可以總結出工作面回采進度與應力釋放范圍的相互影響關系。當回采過快,推進度超出應力影響范圍時,頂板堅硬巖層不易垮落,可能造成采空區(qū)頂板懸頂無法垮落的風險。因此,通過管控推進度,從而有效管理采空區(qū)頂板的垮落進度,確保實現(xiàn)全部垮落管理。
5)切頂卸壓鉆孔施工時注意觀察開孔位置是否處于裂隙發(fā)育地帶,鉆進期間要求鉆機手詳細記錄孔內情況,比如施工至孔深某一具體位置時,出現(xiàn)卡鉆、頂鉆現(xiàn)象,應當分析孔內是否揭露裂隙,或者存在塌孔等巖石破碎現(xiàn)象。此外,通過孔內返水量的大小變化,也可間接分析裂隙發(fā)育程度,若返水量明顯減小,則要觀察頂板其他地方是否存在滲漏水現(xiàn)象,可判斷裂隙影響范圍和內部導通聯(lián)系情況,從而在周邊施工其他鉆孔時,可采取措施適當調節(jié)鉆孔位置和間排距,確保鉆孔質量。
1)通過數(shù)值模擬與建模分析,明確余吾煤業(yè)N2106 工作面上下兩巷采用切頂卸壓鉆孔的施工參數(shù)。按照間排距300 mm×2000 mm 規(guī)格合理施工,選取鉆頭直徑為24 mm,可達到有效管控頂板變形下降率在合理區(qū)間的要求,控制了頂板圍巖能夠產生破壞,但變形下降速度不至于對巷道變形產生更大影響的目的,優(yōu)化了支護施工設計。
2)在卸壓鉆孔參數(shù)確定的基礎上,結合現(xiàn)場生產實踐規(guī)律總結,發(fā)現(xiàn)工作面來壓周期穩(wěn)定在15~19 d 左右。可根據(jù)支架工作阻力確定周期的始末時間,從而提前采取緩采降產的措施,有效控制回采進度,避免大面積懸頂造成的空頂風險。
3)通過采取鉆孔內窺的方法對孔內裂隙發(fā)育程度和產生位置進行觀察,隨機抽樣鉆孔后發(fā)現(xiàn)裂隙通常分布在開孔以里2.5~4 m 左右層位,說明該段巖層承受應力作用較集中,容易受到擠壓拉伸。據(jù)此結論可采取有效支護措施,通過提前打設加長錨索進行補強支護。