石新禹
(陜西陜煤黃陵礦業有限公司 一號煤礦,陜西 延安 727306)
隨著機械化程度提高,煤炭采出速率不斷提升,留設煤柱開采方式下資源浪費問題愈發突出[1-2],由于留設煤柱上方應力集中而引起煤與瓦斯突出十分嚴重[3]。沿空留巷是一項安全高效的無煤柱開采技術,是我國煤炭可持續發展及科學采礦的重要發展方向之一[4-5]。由于預裂切頂及通風方式的轉變對瓦斯治理增加難度[6-7],需進一步深入研究。因此,沿空留巷無煤柱開采下煤與瓦斯共采的探索對我國無煤柱開采技術發展具有重要意義,不僅提高了資源的整體利用率,同時降低了瓦斯事故對煤炭行業安全生產的威脅[8]。
煤層開采會引起采場周圍巖體產生劇烈的巖層移動和應力調整,使得上覆巖層產生裂隙,為卸壓瓦斯運移提供通道。無煤柱開采條件下采動覆巖裂隙形態、通風方式均會發生改變,對卸壓瓦斯抽采造成一定影響[9-13]。因此,對于無煤柱開采覆巖裂隙演化特征需進一步研究,使其能夠盡快地在無煤柱煤與瓦斯共采領域發揮應有的作用,以實現煤與瓦斯的安全高效共采。
切頂卸壓沿空留巷的圍巖運動一般具有階段特征性,根據圍巖變形特征及施工工序,一般將切頂成巷圍巖移動變形歸納為以下幾個階段,如圖1 所示。

圖1 無煤柱自成巷圍巖運動結構模型Fig.1 Surrounding rock movement structure model of self-formed roadway without coal pillar
階段I:未實施切頂卸壓前,上覆巖層頂板圍巖保持原有的完整性,此時巷道頂板兩端固支,如不考慮煤層傾角、水平應力等情況,則此時可視為頂板沿巷道斷面呈對稱分布,此時巷道穩定,未發生變形特征。
階段II:實施切頂卸壓后,切頂預裂爆破切斷采空區頂板與留巷頂板力學聯系,切縫線兩側由于切縫裂隙導致圍巖完整性被削弱,隨巷道采動壓力,裂隙進一步擴張,切縫兩側約束進一步削弱,隨后頂板結構可視為一端固支一端簡支的結構和受力狀態。該階段,部分荷載已轉移至下一工作面,但由于工作面未推過,切縫線偏向該工作面,因此煤體對頂板亦起到斜撐作用,頂板幾乎不產生下沉變形,但隨著工作面的不斷推采,采動應力進一步影響切縫效果,巷道受超前支承壓力影響,出現礦壓顯現現象。
階段III:隨著工作面推采超越切縫線,此時,工作面端頭老頂處于懸頂狀態,但由于頂板切頂預裂,此時老頂懸頂距離普遍不大,頂板逐漸垮落,然而,由于垮落不充分,此時老頂與垮落空間范圍內存在未充實空間。上位巖層之間形成頂梁鉸接結構,將荷載傳遞至較遠的實體煤和采空區。此時,切縫范圍內頂板可視為一端固支一端懸臂的結構狀態。此階段內,采空區頂板巖層處于運動狀態,因此該階段的圍巖控制是保證成巷穩定的關鍵。
階段IV:隨著工作面的繼續推進,采空區逐漸被垮落矸石充實完畢,上位老頂巖層運移基本趨于穩定。這一期間,頂板載荷少部傳遞至實體煤,多部傳遞至采空區深部,頂板淺部離層受錨索支護效果,逐漸與錨索深部巖層形成一體。
(1) 數值模型的建立。
以陜西黃陵一號煤礦1009 工作面開采技術條件及工程地質條件為背景,通過3DEC 數值模擬研究切頂成巷全過程采動裂隙分布特征,為卸壓瓦斯抽采鉆孔布置層位提供參考依據。
1009 工作面工作面設計可采走向長度2 822 m,傾斜寬度235 m,采用一次采全高、走向長壁后退式、切頂留巷綜合機械化方法采煤,全部垮落法管理頂板;工作面煤層賦存平緩,煤層底板標高為850—885 m,地表標高1 162—1 302 m,埋藏深度277 ~452 m,煤層厚度1.0 ~2.75 m,平均2.2 m,煤層傾角1°~5°。根據工作面綜合柱狀圖建立數值模型,為了保證數值模擬運算速度,模型尺寸設定為300 m×305 m×175 m,如圖2 所示。

圖2 數值模型建立Fig.2 Establishment of numerical model
(2) 邊界條件。
固定模型下部邊界,約束模型四周側向位移,頂部為自由邊界。模型中未模擬的部分巖層以頂部施加均布載荷替代:
式中:P 為壓力,Pa;ρ 為密度,取2 400 kg/m3;h為厚度,取257 m;g 取9.8 N/kg。
通過計算,應在模型上部施加6.05 MPa 壓力來替代未模擬巖層。
(3) 模擬方案設計。
模型建立完畢后,對整體模型進行地應力平衡,收斂比率設置為10-5,該步驟完成后,將模型中的位移清零。數值模擬中邊界效應可能會影響結果的準確性,故分別在工作面四周預留30 m的煤柱。
首先施工1009 工作面順槽,即1009 運輸巷和1009 輔助運輸巷,再完成1009 切眼開挖,切眼寬度7 m,每開挖一次進行計算,當模型最大不平衡力比率小于10-5時,開挖步驟完成,進行下一次開挖,開挖前預裂切頂,工作面總開挖長度240 m。
1009 工作面充分采動后后覆巖變形破壞特征如圖3 所示。采空區中部基本頂下沉量較大首先出現斷裂,斷裂后切縫側基本頂由于切縫影響,導致巖層以采空區中部觸矸位置為支點沿切縫線充分滑落,而非切縫側由于下部不穩定巖梁的支撐作用而繼續形成一端觸矸,另一端搭接在煤體的不穩定巖梁,如圖3(a) 所示。此時工作面已經充分采動,垮落帶的高度基本不再變化,穩定在7 m 左右,裂隙帶的發育高度為55 m 左右,應力集中系數約為2.73。同時,采空區中部垮落帶內裂隙已基本處于壓實閉合狀態,裂隙區寬度約為40 m,切眼處巖層破斷角為67°,工作面停采處巖層破斷角約為62°。

圖3 充分采動覆巖移動特征Fig.3 Characteristics of fully mining overlying strata movement
依據1009 工作面采動覆巖裂隙形態特征,結合數值模擬優化高位抽采鉆孔參數、1009 工作面順槽及生產系統布置情況,此次長距離大孔徑高位裂隙鉆孔鉆場布置在1009 輔運順槽原有倒車硐室內及本煤層鉆場內,每個鉆場設計施工鉆孔8 個,鉆孔定向穩斜段在水平位置上布置于距1009 工作面輔運順槽主幫30 ~60 m,剖面位置上位于煤層以上30 ~45 m 的頂板裂隙帶內,鉆孔布置參數見表1。通過對1009 工作面輔助運輸巷1 號鉆場抽采參數進行監測,得到瓦斯抽采鉆孔純量變化情況,如圖4 所示。

表1 1009 工作面1 號高位鉆場長距離大孔徑高位裂隙鉆孔布置參數Table 1 1009 working face No.1 high-level drilling field long-distance large-aperture high-level fracture drilling layout parameter table

圖4 各鉆孔瓦斯抽采純量Fig.4 Pure amount of gas extraction in each borehole
由圖4 可知,在1 號鉆場中,3、5、7、8 號鉆孔抽采純量較高,其中3 號鉆孔抽采純量最大,最大可達5.6 m3/min,其次為8 號鉆孔,最大可達3.8 m3/min。因此可知,合理的布孔層位在30 ~44 m。將30 ~44 m 分成低、中、高3 個層位,分別為30 ~35 m、35 ~10 m、40 ~44 m,其中30 ~35 m 主要特征為抽采流量大,濃度小,并且流量濃度較為穩定,主要解決鉆場抽采初期卸壓瓦斯;35 ~40 m 主要特征為流量濃度隨工作面推進呈現先增大后減小的趨勢,主要解決鉆場抽采中期卸壓瓦斯;40 ~45 m 層位抽采鉆孔主要特征為流量低,濃度高,主要解決鉆場抽采末期卸壓瓦斯。
從抽采純量來看,低位鉆孔抽采純量比較穩定,但純量較低,中位鉆孔抽采純量呈現先增高后降低的趨勢,高位鉆孔抽采純量前期較低,末期增高。整體抽采效果良好,有效治理了1009 回風巷瓦斯濃度超限問題,監測得到回風巷瓦斯濃度如5所示。
由圖5 可知,1009 工作面回風巷最大瓦斯濃度均控制在1%以內,實現了1009 工作面安全回采,驗證了卸壓瓦斯高位定向抽采鉆孔的合理性。

圖5 回風巷瓦斯濃度Fig.5 Gas concentration in return airway
(1) 根據110 工法開采過程頂板結構狀態變化特征,將切頂留巷圍巖結構運動劃分為4 個階段,其中階段Ⅲ的圍巖控制是保證成巷穩定的關鍵。
(2) 通過數值模擬研究試驗工作面采動覆巖裂隙分布特征,隨著工作面持續推進,上覆巖層經歷變形、下沉、斷裂、垮落的過程,裂隙帶高度不斷增長直至充分采動。工作面充分采動后,垮落帶的高度基本不再變化,穩定在7 m 左右,裂隙帶發育高度為55 m 左右,應力集中系數約為2.73,采空區中部垮落帶內裂隙已基本處于壓實閉合狀態,裂隙區寬度約為40 m,切眼處巖層破斷角為67°,工作面停采處巖層破斷角約為62°。
(3) 根據1009 工作面切頂沿空留巷無煤柱開采技術下采動裂隙形態特征,施工定向高位鉆孔,現場抽采效果良好,驗證了卸壓瓦斯高位定向抽采鉆孔的合理性,有效治理了1009 回風巷瓦斯濃度超限問題,實現了1009 工作面安全回采。