秦子晗杜濤濤楊 磊
(1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013;2.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計研究分院,北京市朝陽區(qū),100013)
急傾斜特厚煤層開采的動力災(zāi)害防治技術(shù)研究*
秦子晗1,2杜濤濤1,2楊 磊1,2
(1.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部,北京市朝陽區(qū),100013;2.煤炭科學(xué)研究總院開采設(shè)計研究分院,北京市朝陽區(qū),100013)
烏東礦南采區(qū)兩組急傾斜煤層同時開采,礦壓顯現(xiàn)強烈,建立了急傾斜煤層頂板垮落力學(xué)模型,利用FLAC3D軟件對煤層開采過程圍巖應(yīng)力進行數(shù)值模擬。研究結(jié)果表明南采區(qū)由于煤層傾角近乎直立,兩側(cè)采空后的頂板巖柱長時間處于懸頂狀態(tài),懸頂過長以至造成能量大量積聚。針對懸頂巖柱采用了預(yù)裂爆破和高壓注水聯(lián)合處理方法,降低了頂板巖柱的應(yīng)力集中。
急傾斜特厚煤層開采 懸臂梁 頂板垮落 數(shù)值模擬 頂板卸壓
對于厚度在20 m以上的急傾斜特厚煤層一般采用水平分段放頂煤的開采技術(shù),該方法的頂板運移規(guī)律不同于緩傾斜煤層,與長壁工作面相比也有其特殊性和復(fù)雜性。近幾年,隨著開采深度和開采強度的增加,個別礦區(qū)的急傾斜煤層在回采過程中多次發(fā)生沖擊性動力災(zāi)害,已嚴(yán)重影響煤礦的安全生產(chǎn),如烏東、華亭、窯街等礦區(qū)。我國學(xué)者曾針對該情況進行了大量研究,從應(yīng)力分布及頂板活動兩方面為開采過程中的礦壓顯現(xiàn)特征提供了依據(jù),但主要集中在薄及中厚煤層和埋藏較深的傾角60°以下的煤層的研究,而對于傾角在60°以上且埋深不超過400 m的煤層中動力災(zāi)害的發(fā)生機理鮮有報道。新疆烏東礦區(qū)在埋深不足400 m的情況下,曾發(fā)生過多次動力災(zāi)害事故,并造成人員傷亡和財產(chǎn)損失。因此對該類條件下的煤巖動力災(zāi)害的發(fā)生特征及其防治技術(shù)有必要進行深入研究。
烏東礦南采區(qū)位于烏東礦區(qū)八道灣向斜南翼,為單斜構(gòu)造。井田地質(zhì)條件簡單。根據(jù)地質(zhì)勘探資料,結(jié)合煤層厚度、層位、層間距等,自下而上分為4個煤組,在烏東礦南采區(qū),有兩個煤組可采。
第一組煤為B1-B2煤層,含兩層煤,自下而上命名為B1、B2,煤層厚度最大37.05 m,最小24.53 m,平均30.79 m,煤層頂?shù)装宥酁樘抠|(zhì)泥巖和泥巖。傾向北西,走向北東60°~65°,傾角82°~88°。
第二組煤為B3-B6煤層,煤層厚度46.0~57.0 m,距B1-B2煤層53.0~62.0 m,平均57.5 m。偽頂為炭質(zhì)泥巖和泥巖,直接頂為粉砂巖和砂質(zhì)泥巖,老頂為粉砂巖。
該礦采用水平分段放頂煤開采,兩組煤同時開采,自+647 m水平至+500 m水平,兩組煤均已采空,中間留有寬度為49.1 m的巖柱,開采情況如圖1所示。當(dāng)?shù)V井延伸至+500 m水平時,掘進巷道過程中先后發(fā)生4次強礦壓顯現(xiàn),巷道出現(xiàn)嚴(yán)重變形,幫鼓量和底鼓量最大均達到1 m,巷道錨桿托盤崩出,對人員和設(shè)備產(chǎn)生嚴(yán)重威脅。
圖1 烏東礦南采區(qū)開采情況
通過現(xiàn)場采集煤巖樣進行沖擊傾向性試驗測試,烏東礦南采區(qū)的煤層及頂板都具有弱沖擊傾向性。但考慮到水平分段開采的特征,即每個工作面都在上個工作面回采產(chǎn)生的卸壓區(qū)內(nèi)開采,而動力顯現(xiàn)仍如此強烈,說明附近存在著較強的力源。從現(xiàn)場來看,強礦壓的顯現(xiàn)主要出現(xiàn)在工作面兩條巷道中,尤其是靠頂板側(cè)的巷道,礦壓顯現(xiàn)極為強烈。由此推斷,影響烏東礦南采區(qū)強礦壓顯現(xiàn)的主要因素應(yīng)為多分層開采造成的頂板移動變形而產(chǎn)生的擾動,尤其是中間巖柱的存在對兩巷影響較大。
為掌握急傾斜煤層開采后的應(yīng)力分布情況,本文采用FLAC3D軟件結(jié)合烏東礦南采區(qū)開采條件對其圍巖應(yīng)力分布情況進行模擬。根據(jù)煤層實際賦存條件,B1-B2和B3-B6煤層的模擬厚度分別為30 m和50 m,中間巖柱寬度為50 m。B3-B6頂板模擬厚度共計為60 m,B1-B2的底板模擬厚度為40 m。模型在水平方向模擬長度共230 m,考慮到傾角的影響,模型水平方向?qū)嶋H大小為248 m。在垂直高度上,考慮到已采和未采的分層數(shù)量,模型高度定為240 m。為提高模型運算速度,在模型上方有160 m厚度的巖層未進行模擬,而是以等效載荷代替。
為便于模擬計算,將工作面模型簡化為平面模型,傾向長度按單位長度1給定。整個模型4個立面和底面均固定法向位移。煤巖層物理力學(xué)參數(shù)按試驗室測定數(shù)據(jù)給定,沒有試驗數(shù)據(jù)的巖層按巖性平均取值給定。整個模型共劃分單元格數(shù)量35280,結(jié)點數(shù)量47916。
在模擬中,從+647 m水平開始向下模擬開挖,每次開挖高度20 m,運算1000時步,至+ 535 m水平結(jié)束,回采高度共計112 m。+647 m水平上部曾采用倉儲式開采,因此,此處通過將煤層參數(shù)弱化,以模擬采空區(qū)。經(jīng)模擬計算可知,當(dāng)煤層開挖至+535 m水平時,在B1-B2和B3-B6之間的巖柱中產(chǎn)生了較大的應(yīng)力集中,在B3-B6頂板處也存在應(yīng)力集中現(xiàn)象。由模擬結(jié)果可知,在急傾斜煤層水平分段開采方法中,隨著所采分層數(shù)量的增加,頂板并不能隨工作面的推進及時垮落,而是要懸頂幾十米甚至上百米才有可能出現(xiàn)垮斷,而在此期間,頂板中應(yīng)力會不斷增加積聚,一旦頂板斷裂,頂板中積聚的彈性能量會突然釋放,對周邊的煤巖體產(chǎn)生沖擊破壞。
結(jié)合開采現(xiàn)場情況,目前正在回采的工作面回收率均大于100%,由此判斷上部煤體已沿采空區(qū)垮落至當(dāng)前開采區(qū)域,而所采煤層地表與地下也有導(dǎo)通跡象。從上述可以推斷,煤層開采后,上部采空區(qū)并未充填密實,存在較大空間,這表明頂板并未完全垮斷,仍存在大面積懸頂現(xiàn)象,這與數(shù)值模擬結(jié)果相吻合。而當(dāng)頂板懸頂過長時,一旦產(chǎn)生運動或斷裂,必將給工作面帶來災(zāi)害性事故,因此務(wù)必對頂板進行弱化處理,破壞其整體性,避免大面積垮斷。
考慮到烏東南采區(qū)煤層近似直立的頂?shù)装鍘r層厚度較大,且均具有弱沖擊傾向性,因此,采取深孔預(yù)裂爆破和高壓注水的聯(lián)合處理方式進行頂板卸壓,重點針對B1-B2和B3-B6之間的巖柱進行處理。目的一是通過卸壓方式使得巖柱內(nèi)積聚的彈性能得到有效釋放;二是破壞巖柱頂板的整體性,避免其懸頂面積過大。
3.1注水方案
注水施工方案通過在B1-B2工作面回風(fēng)巷沿頂板巖柱傾向施工石門,并在石門末端施工注水硐室。在硐室兩側(cè)沿巖柱走向分別布置1個注水孔,角度10°,孔徑113 mm,封孔長度20 m。注水孔深102 m,注水泵流量200 L/min,注水最大壓力為50 MPa,采用動壓注水,最小注水壓力不得小于12 MPa,注水時間為10~20 d,當(dāng)巖體含水率達到1%時停止注水。注水孔位置見圖2(a)。
3.2爆破方案
注水完畢后在硐室內(nèi)繼續(xù)施工爆破孔,在硐室兩側(cè)沿巖柱走向分別布置6個爆破孔,在硐室沿巖柱傾向布置7個爆破孔,以達到沿巖柱走向方向切斷巖體、沿巖柱傾向方向預(yù)裂巖體的目的。爆破孔布置見圖2,封孔深度12~15 m,根據(jù)炮孔深度酌情增減。
圖2 注水與爆破鉆孔布置圖
炮眼直徑94 mm,扇形布置,每孔正向裝藥,采用黃泥封孔,連線方式采用孔內(nèi)并聯(lián),孔間串聯(lián),一次起爆。爆破具體參數(shù)見表1。
表1 爆破孔參數(shù)
3.3卸壓效果
頂板爆破及注水對其影響范圍內(nèi)的能量釋放和釋放頻次的作用明顯,卸壓前,礦井能量和頻次均處于較高的等級,通過頂板處理降低了礦井范圍的微震能量和頻次,有效降低了礦井覆巖活動的劇烈程度。
(1)烏東礦南采區(qū)所采煤層本身的沖擊屬性并不強烈,而動力顯現(xiàn)多發(fā)生在掘進工作面及工作面巷道位置,采煤工作面礦壓顯現(xiàn)則較為緩和。因此,考慮到急傾斜煤層開采的特點,判斷其動力顯現(xiàn)的主要原因是煤層頂板懸頂過長。
(2)通過數(shù)值模擬研究,隨著煤層多個分層的回采,頂板懸露長度的不斷增加,頂板巖層內(nèi)的應(yīng)力集中程度與積聚能量也會愈來愈大。烏東礦南采區(qū)自+647 m水平開采至+500 m水平時出現(xiàn)動力顯現(xiàn),說明其頂板懸露長度已達到誘發(fā)動力災(zāi)害的極限長度,隨著深度的增加,其動力顯現(xiàn)將會更加嚴(yán)重。通過采用頂板高壓注水和卸壓爆破聯(lián)合處理方式,對煤層間的頂板巖柱進行了弱化,消除采空區(qū)與待采區(qū)頂板的連續(xù)性,進而控制或削弱頂板來壓強度和動壓危害程度。
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Study on prevention and control technology for dynamic disaster of steeply inclined and extremely thick coal seam
Qin Zihan1,2,Du Taotao1,2,Yang Lei1,2
(1.Coal Mining&Designing Department,Tiandi Science&Technology Co.,Ltd.,Chaoyang,Beijing 100013,China;2.Coal Mining&Designing Branch of China Coal Research Institute,Chaoyang,Beijing 100013,China)
Two coal seams were mined simultaneously in southern mining area of Wudong Mine,and the strata behaviors were intensity,so mechanics model of roof caving of steeply inclined coal seam was built,and using software FLAC3D,the numerical simulation of surrounding rock stress in the process of mining was carried out.The results showed that the hanging roof was not caved for a long time because the dip angle of coal seam was nearly 90 degree,which caused the energy accumulation.Aiming at the rocks of hanging roof,the combined method of presplitting blasting and high-pressure water injecting was adopted,which decreased the stress concentration of roof rocks.
mining of steeply inclined and extremely thick coal seam,cantilever beam,roof caving,numerical simulation,roof pressure releasing
TD353
A
秦子晗(1983- ),男,河北故城人,助理研究員,就職于天地科技開采設(shè)計事業(yè)部采礦技術(shù)研究所,主要從事沖擊地壓防治及煤礦安全相關(guān)工作。
(責(zé)任編輯 張毅玲)
開采設(shè)計事業(yè)部科技創(chuàng)新基金(KJ-2015-TDKC-11)