緩傾斜厚大煤層堅硬頂板切頂卸壓方法研究

楊志弘

(山西忻州神達(dá)南岔煤業(yè)有限公司，山西 忻州 036700)

我國地下煤礦開采中，受采動應(yīng)力影響，當(dāng)工作面巷道及煤柱處于高應(yīng)力狀態(tài)下時，致使巷道變形嚴(yán)重，甚至發(fā)生冒頂風(fēng)險。特別針對堅硬頂板條件，頂板極限垮落步距往往較大，致使高應(yīng)力通過頂板傳導(dǎo)至煤柱及巷道中，使巷道變形問題更加突出[1-2]。這類煤層在開采過程中，通過采取合理的切頂卸壓方法可對巷道圍巖實(shí)現(xiàn)有效控制[3-4]。

在這方面研究中，劉乙霖指出基本頂巖層在爆破切頂卸壓后初次垮落步距與周期垮落步距均減小，進(jìn)而減輕了礦壓顯現(xiàn)程度[5]；鄭立軍等采用理論分析和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對切頂卸壓巷道頂板運(yùn)動規(guī)律進(jìn)行研究[6]；周宏范等對切頂卸壓與柔模支護(hù)技術(shù)進(jìn)行集成創(chuàng)新，取得了良好的沿空留巷效果[7]；孫濤勝指出切頂卸壓后工作面卸壓區(qū)域礦壓明顯小于未卸壓區(qū)，在恒阻錨索作用下預(yù)緊力快速降低[8]。

綜合文獻(xiàn)分析，本文以某礦厚大煤層堅硬頂板條件為工程背景，對堅硬頂板受載特征、合理切頂參數(shù)確定以及切頂卸壓方法進(jìn)行了研究，有效保證了巷道圍巖的穩(wěn)定性。

1 工程概況

煤礦主采5號煤層，煤層傾角2～8°，平均傾角5°，平均厚度4.5 m，屬于典型的緩傾斜厚大煤層埋深約為345 m，采用綜合機(jī)械化采煤工藝，全部垮落法管理頂板。煤層偽頂主要為泥巖，基本頂為灰?guī)r，直接底為砂質(zhì)泥巖，基本底為細(xì)砂巖，煤巖體綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤巖體綜合柱狀圖

目前，5號煤層主要回采5301工作面與5302工作面，工作面走向長約2 450 m，傾向長約230 m，兩個工作面間留有25 m寬保護(hù)煤柱，工作面位置關(guān)系如圖2所示。由于煤層頂板主要為堅硬灰?guī)r，據(jù)工程調(diào)查資料顯示，頂板初次垮落步距約60 m，周期垮落步距約25 m，由于頂板堅硬，回采過程中易發(fā)生大規(guī)模懸頂風(fēng)險。

圖2 工作面位置關(guān)系圖

受臨近工作面回采影響，在采動應(yīng)力影響下，3502回風(fēng)巷道變形嚴(yán)重，通過現(xiàn)場監(jiān)測，巷道頂板最大下沉量達(dá)876 mm，煤柱幫移近量達(dá)675 mm，回采幫位移量達(dá)636 mm，同時巷道還出現(xiàn)了局部開裂及錨桿(索)失效問題，為控制巷道變形發(fā)展，礦山采取擴(kuò)幫維護(hù)方法，但未取得較好的控制效果。為此，研究提出適用于該礦的堅硬頂板切頂卸壓技術(shù)。

2 堅硬頂板受載特征分析

針對堅硬頂板條件，為了掌握其受載特征，需要研究頂板的極限垮落以及頂板需承受的極限載荷，根據(jù)懸臂梁理論，構(gòu)建堅硬頂板受力分析模型如圖3所示。

圖3 堅硬頂板受力分析模型

隨回采工作面推進(jìn)，當(dāng)堅硬頂板承受的最大拉應(yīng)力超過其極限抗拉強(qiáng)度時，此時頂板達(dá)到極限垮落步距并隨之發(fā)生垮落，根據(jù)彈性力學(xué)中的圣維南原理[9]，堅硬頂板極限垮落步距表達(dá)式如下：

(1)

式中：γ為覆巖平均容重，N/m3；l3為堅硬頂板極限垮落步距，m；σmax為堅硬頂板極限抗拉強(qiáng)度，N/m2；h3為覆巖厚度，m；h2為堅硬頂板厚度，m；α為頂板垮落角，°.

堅硬頂板所承受的極限載荷表達(dá)式如下：

(2)

將公式(2)帶入公式(1)，整理得：

(3)

根據(jù)上述公式可以看出，頂板極限垮落步距及其極限載荷與頂板厚度及極限抗拉強(qiáng)度成正比，對于堅硬頂板而言，由于其強(qiáng)度大，特別是當(dāng)頂板厚度也較大時，極限垮落步距增加，致使臨近工作面巷道及煤柱處于高應(yīng)力狀態(tài)，導(dǎo)致巷道變形嚴(yán)重，甚至發(fā)生冒頂風(fēng)險。為此，需從堅硬頂板受載特征入手，通過切頂卸壓，破壞頂板一定范圍內(nèi)巖層完成程度，弱化其結(jié)構(gòu)強(qiáng)度，將高應(yīng)力從煤柱及工作面巷道轉(zhuǎn)移至采空區(qū)，從而達(dá)到卸壓目的。

3 堅硬頂板切頂卸壓數(shù)值模擬分析

為了取得良好的卸壓效果，需要合理確定切頂角度與切頂高度，研究根據(jù)工作面實(shí)際工程地質(zhì)條件，采用3DFC數(shù)值分析軟件，分析不同切頂高度及角度下覆巖位移發(fā)展及應(yīng)力演化特征，以確定合理的切頂參數(shù)值。所構(gòu)建的數(shù)值模型長×寬×高=150 m×40 m×50 m，煤層厚度為4.5 m，頂板灰?guī)r厚度為8.55 m，模型兩側(cè)進(jìn)行X方向位移約束，前后進(jìn)行Y方向位移約束，模型底部進(jìn)行Z方向位移約束，模型頂部施加垂向載荷等效于上覆巖層容重，主要巖層煤巖體力學(xué)參數(shù)見表1.

表1 煤巖體力學(xué)參數(shù)

3.1 不同切頂角度數(shù)值模擬分析

對于不同切頂角度的數(shù)值分析，研究給定切頂高度為9 m，模擬切頂角度分別為90°(切頂線與頂板水平面垂直)、75°與60°三種條件下頂板位移及應(yīng)力分布特征。

不同切頂角度的頂板位移變化情況如圖4所示?？梢钥闯?，對堅硬頂板進(jìn)行切頂后，頂板沿切頂線位置出現(xiàn)了顯著的位移變化，使頂板完整性遭受破壞，對采空區(qū)頂板起到了一定的卸荷作用。當(dāng)切頂角度為90°時，頂板完整性破壞最為嚴(yán)重，在切頂?shù)捻敹顺霈F(xiàn)了小范圍的懸頂，此時頂板最大垂直位移達(dá)3.5 m；當(dāng)切頂角度為75°時，最大垂直位移達(dá)3 m，此時頂板保持整體下沉；當(dāng)切頂角度為60°時，最大垂直位移達(dá)2.5 m，頂板下沉量最小，此時頂板保持整體下沉。

不同切頂角度的頂板應(yīng)力變化情況如圖5所示?？梢钥闯?，以切頂線為界限，卸壓區(qū)主要存在與采空區(qū)頂板上方，對于煤柱側(cè)表現(xiàn)為應(yīng)力集中顯現(xiàn)，切頂?shù)拇嬖谄鸬搅撕芎玫淖韪糇饔?，避免了采空區(qū)頂板應(yīng)力煤柱內(nèi)部及臨近巷道傳導(dǎo)，保障巷道位于地應(yīng)力作用區(qū)。

圖4 不同切頂角度頂板位移變化情況

圖5 不同切頂角度頂板位移變化情況

不同切頂角度的煤柱頂板應(yīng)力分布曲線如圖6所示?？梢钥闯?，隨著巷道與煤柱內(nèi)測點(diǎn)距離的增加，垂直應(yīng)力表現(xiàn)為曲線增長趨勢，對于垂直應(yīng)力分布，90°切頂與75°切頂應(yīng)力相差較小，應(yīng)力增加幅度最大的為90°切頂，垂直應(yīng)力最高達(dá)16.3 MPa，不利于煤柱及臨近巷道的穩(wěn)定。

圖6 不同切頂角度的煤柱頂板應(yīng)力分布曲線圖

綜合分析，90°切頂條件，雖然位于煤柱上方的頂板垂直應(yīng)力最小，可取得較好的卸壓效果，但是對于頂板完整性破壞程度最大，會導(dǎo)致頂板切頂?shù)捻敹顺霈F(xiàn)懸頂，不利于安全生產(chǎn)；對于60°切頂，較好保證了頂板的完整性，但頂板整體下沉量較小，采空區(qū)懸頂高度較大，相較90°與75°切頂而言，煤柱所受垂直應(yīng)力顯著增加，不利于巷道的穩(wěn)定；對于75°切頂，頂板整體完整性較好，煤柱所受應(yīng)力與9°切頂相差不大。為此，從切頂卸壓效果與工作面安全回采角度，確定合理的切頂角度為75°.

3.2 不同切頂高度數(shù)值模擬分析

通過前述分析，確定合理的切頂角度為75°，對于切頂高度的模擬，分別選取高度為5 m、9 m與13 m三種條件下頂板位移及應(yīng)力分布特征。

不同切頂高度的頂板位移變化情況如圖7所示，其中9 m切頂高度的頂板位移情況如圖5所示?？梢钥闯?，不同的切頂高度，頂板均保持較好的完整性，表現(xiàn)為整體下沉趨勢，但是垂直位移發(fā)展程度有所不同。當(dāng)切頂高度為6 m時，采空區(qū)頂板最大垂直位移為1.1 m，采空區(qū)懸頂高度較大；當(dāng)切頂高度為9 m時，采空區(qū)頂板最大垂直位移為3 m；當(dāng)切頂高度為12 m時，頂板最大垂直位移為3.2 m.

圖7 不同切頂高度頂板位移變化情況

不同切頂高度的頂板應(yīng)力變化情況如圖8所示。其中9 m切頂高度的頂板應(yīng)力情況如圖6所示?？梢钥闯?，隨著切頂高度的增加，位于采空區(qū)側(cè)煤柱頂板所有應(yīng)力逐漸降低。相較9 m與12 m切頂高度，6 m切頂高度下高應(yīng)力區(qū)已經(jīng)占據(jù)了一半煤柱位置，不利于巷道的穩(wěn)定。

不同切頂高度的煤柱頂板應(yīng)力分布曲線如圖9所示。可以看出，隨著巷道與煤柱內(nèi)測點(diǎn)距離的增加，垂直應(yīng)力同樣表現(xiàn)為曲線增長趨勢，對于垂直應(yīng)力分布，9 m切頂與12 m切頂應(yīng)力相差較小，垂直應(yīng)力最高分別為13.5 MPa與13.2 MPa；應(yīng)力增加幅度最大的為90°切頂，垂直應(yīng)力最高達(dá)16.6 MPa，不利于煤柱及臨近巷道的穩(wěn)定。

圖9 不同切頂高度的煤柱頂板應(yīng)力分布曲線圖

綜合分析，6 m切頂高度下，采空區(qū)頂板垂直位移最先，懸頂高度最大，同時煤柱所受應(yīng)力最高，不利于巷道及煤柱的穩(wěn)定；9 m與12 m切頂高度下，采空區(qū)頂板垂直位移及煤柱所有應(yīng)力比較接近，從切頂施工難易程度及施工成本角度考慮，最終確定合理的切頂高度為9 m.

4 堅硬頂板切頂卸壓方法

根據(jù)前述分析結(jié)果，確定合理的切頂角度為75°，切頂高度為9 m，以此參數(shù)為依據(jù)對3501工作面運(yùn)輸巷道實(shí)施切頂卸壓。在3501運(yùn)輸巷道頂幫角位置按照75°布置預(yù)裂爆破鉆孔，卸壓孔垂直高度9 m，傾斜步距9.3 m，直徑為75 mm，卸壓孔布置方式如圖10所示。

圖10 卸壓孔布置方式

預(yù)裂爆破采用乳化炸藥，藥卷規(guī)格為D55 mm×500 mm，每卷藥量為1.3 kg，卸壓孔裝藥量為7.8 kg，裝藥不耦合系數(shù)為1.3，采取間隔裝藥布置形式，在卸壓孔內(nèi)通過布設(shè)1個電雷管及2根導(dǎo)爆索實(shí)施爆破，孔內(nèi)完成間隔裝藥完成后，對孔口采用黃泥封堵，封堵步距約為孔深的1/3(不小于3 m)，卸壓孔裝藥方式如圖11所示。

圖11 卸壓孔裝藥方式

5 現(xiàn)場實(shí)踐效果分析

預(yù)裂切頂效果如圖12所示。對于封口段，存在兩條明顯的縱向延深裂隙，孔內(nèi)巖體完整性良好；對于預(yù)裂爆破段，孔內(nèi)裂隙寬度發(fā)育良好，以環(huán)向裂隙向深部延展，裂隙寬度較大，整體切縫率達(dá)到了86%以上，取得了良好的預(yù)裂卸壓效果。

圖12 預(yù)裂切頂效果圖

為進(jìn)一步分析切頂卸壓對巷道圍巖控制作用，對切頂卸壓后3501運(yùn)輸巷進(jìn)行了巷道變形監(jiān)測，結(jié)果如圖13所示。隨著監(jiān)測時間的增加，巷道變形表現(xiàn)為緩慢-快速-平穩(wěn)波動變化特征，頂板最大下沉量為358 mm，煤柱側(cè)最大移近量為315 mm，回采側(cè)最大移近量為282 mm，圍巖變形在可控范圍內(nèi)。針對堅硬頂板條件，切頂卸壓方法取得了良好的卸壓效果。

圖13 卸壓后巷道位移監(jiān)測結(jié)果

6 結(jié) 語

1) 頂板極限垮落步距及其極限載荷與頂板厚度及極限抗拉強(qiáng)度成正比，對堅硬頂板而言，當(dāng)頂板厚度較大時，極限垮落步距隨之增加，致使臨近工作面巷道及煤柱處于高應(yīng)力狀態(tài)，易導(dǎo)致巷道變形甚至冒頂。

2) 通過數(shù)值分析不同切頂角度及高度下頂板應(yīng)力及位移變特征，從切頂卸壓效果與開采效益角度綜合考慮，確定合理的切頂角度與高度分別為75°與9 m.

3) 研究提出的切頂卸壓方法，通過現(xiàn)場實(shí)踐，卸壓孔內(nèi)裂隙寬度發(fā)育良好，裂隙寬度較大，整體切縫率達(dá)到了86%以上；同時，巷道變形表現(xiàn)為緩慢-快速-平穩(wěn)波動變化特征，圍巖變形在可控范圍內(nèi)，取得了良好的卸壓效果。