翟景輝,任 帥,王方田,畢寸光,牛滕沖,李 哲
(1.安陽市主焦煤業(yè)有限責(zé)任公司,河南 安陽 455100;2.中國礦業(yè)大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇 徐州 221116)
煤炭安全高效綠色開采是我國中長(zhǎng)期能源戰(zhàn)略和安全的重要保障,綜放開采作為開發(fā)厚煤層的高效、快捷方法之一,廣泛應(yīng)用于高瓦斯礦井中。綜放開采采煤、放煤工序會(huì)引起采場(chǎng)應(yīng)力重新分布和劇烈變化[1-5],比如頂板的周期破斷或大幅度下沉?xí)?dǎo)致工作面煤體大面積破壞,煤體中原生裂隙擴(kuò)展、次生裂隙增加,對(duì)瓦斯賦存、析出、運(yùn)移等產(chǎn)生顯著影響[6-9]。因此,掌握高瓦斯綜放工作面礦壓顯現(xiàn)與瓦斯運(yùn)移響應(yīng)規(guī)律對(duì)實(shí)現(xiàn)高瓦斯厚煤層礦壓控制及瓦斯抽采具有重要指導(dǎo)作用。
國內(nèi)外學(xué)者對(duì)采場(chǎng)礦壓顯現(xiàn)與工作面瓦斯運(yùn)移關(guān)系進(jìn)行了深入探究,取得了一定的研究成 果[10-12]。李化敏[13]等通過支架阻力、超前應(yīng)力及瓦斯含量的監(jiān)測(cè),歸納得到瓦斯涌出量和礦壓顯現(xiàn)呈正相關(guān),工作面來壓時(shí)煤體出現(xiàn)“卸壓增透”效應(yīng);張志剛[14]等通過現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)總結(jié)出工作面周期來壓時(shí)瓦斯涌出量明顯高于其他時(shí)期,高濃度瓦斯涌出周期與頂板周期來壓時(shí)間一致,涌出時(shí)間略滯后于周期來壓;翁明月[15]等基于微震、瓦斯監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)揭示了綜放工作面煤巖破壞的三維時(shí)空分布和瓦斯涌出之間的內(nèi)在聯(lián)系,得到煤體破壞、工作面來壓、瓦斯涌出先后關(guān)系;孔建偉[16]分析了堅(jiān)硬頂板周期來壓與瓦斯涌出濃度特征,得到采動(dòng)引起工作面周期來壓導(dǎo)致煤層孔隙裂隙擴(kuò)展,進(jìn)一步加劇瓦斯解析、運(yùn)移過程;謝廣祥[17]等根據(jù)采動(dòng)應(yīng)力與瓦斯壓力實(shí)測(cè)數(shù)據(jù),得出煤體中應(yīng)力與瓦斯壓力相互耦合,呈正相關(guān)性,且瓦斯壓力峰值位置超前采動(dòng)應(yīng)力的結(jié)論;秦子晗[18]等指出從工作面前方煤壁到超前應(yīng)力峰值點(diǎn)涌出瓦斯?jié)舛炔粩鄿p少,超出超前壓力影響區(qū),瓦斯?jié)舛戎鸩交謴?fù),瓦斯壓力在工作面走向的分布趨勢(shì)與應(yīng)力分布趨勢(shì)基本相同。上述研究均圍繞礦山壓力顯現(xiàn)、瓦斯運(yùn)移等開展研究,鮮少涉及綜放開采條件下高瓦斯礦井礦壓顯現(xiàn)與瓦斯運(yùn)移的響應(yīng)規(guī)律,以及來壓時(shí)的瓦斯抽采優(yōu)化措施。
本文通過理論分析、數(shù)值模擬、現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)等方法探究高瓦斯厚煤層綜放工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、掌握礦壓與煤層瓦斯涌出的內(nèi)在聯(lián)系,為高瓦斯厚 煤層綜放開采礦壓控制及瓦斯抽采提供科學(xué)依據(jù)。
安陽主焦煤礦2303工作面開采二1煤層,煤厚5.30~6.78 m,平均厚度約6.0 m,煤層平均傾角14°,平均埋深650 m,煤層頂?shù)装逯鶢钊鐖D1所示。采用綜合機(jī)械化放頂煤開采工藝,工作面走向長(zhǎng)度680.4 m,開切眼傾斜長(zhǎng)度127 m,回采120 m后傾斜長(zhǎng)度增至154 m,工作面布置如圖2所示。瓦斯等級(jí)鑒定結(jié)果表明絕對(duì)涌出量20.39 m3/min,相對(duì)瓦斯涌出量28.17 m3/t,屬高瓦斯礦井。
圖1 2303工作面頂?shù)装逯鶢頕ig.1 Histogram of roof and floor in 2303 working face
圖2 2303工作面布置Fig.2 Layout of 2303 working face
綜放開采與傳統(tǒng)開采方法相比礦壓顯現(xiàn)較為劇烈,現(xiàn)基于2303工作面地質(zhì)條件建立綜放開采覆巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,如圖3所示。
煤層未開采時(shí),頂板主要受自重、覆層質(zhì)量以及煤層對(duì)其支撐力的作用。
煤層對(duì)頂板的支撐力設(shè)為p,其大小基于彈性地基假設(shè)計(jì)算公式[19]為
式中,E0為煤層彈性模量,MPa;h0為煤層厚度,m;wy為頂板的撓度,m。
煤層開采后,頂板下方形成采空區(qū),如圖3(a)所示,采空區(qū)中p=0。考慮模型的對(duì)稱性,對(duì)模型的右半部分進(jìn)行分析,將模型簡(jiǎn)化為彈性梁,如圖3(b)所示,采空區(qū)中部簡(jiǎn)化為水平位移約束,煤壁處簡(jiǎn)化為固定位移約束。
圖3 綜放開采覆巖結(jié)構(gòu)力學(xué)模型Fig.3 Overlying strata structural mechanical model in fully mechanized top-coal caving mining
推導(dǎo)求得堅(jiān)硬頂板的撓度微分方程為
式中,EI為基本頂抗彎剛度,N/m;q為頂板載荷,MPa;l為采空區(qū)半長(zhǎng)度,m。
將式(1)代入式(2),對(duì)式(2)積分,結(jié)合彈性梁的邊界條件,得到頂板的彎矩M(x)分布公式[20]為
式中,α,ω為計(jì)算系數(shù);k為地基剛度,Pa/m。
代入相關(guān)參數(shù)可得距o點(diǎn)不同距離時(shí)的頂板彎矩,如圖4所示。
圖4 距o點(diǎn)不同距離時(shí)的頂板彎矩值Fig.4 Roof bending moment at different distances from o point
綜放工作面頂板最大負(fù)彎矩值在采空區(qū)中部,最大正彎矩值在煤壁前方頂板中,但采空區(qū)中部彎矩絕對(duì)值大于煤壁前方頂板的彎矩值,表明頂板將在采空區(qū)中部發(fā)生斷裂,然后在煤壁上方發(fā)生破斷。
以安陽主焦煤礦2303工作面地質(zhì)條件為工程背景,采用UDEC軟件建模,以莫爾-庫侖模型為本構(gòu)模型,建立長(zhǎng)220 m,寬110 m的煤層走向模型,模型四周及底邊固定位移約束,上邊界施加13.7 MPa垂直應(yīng)力模擬上覆巖重,側(cè)壓系數(shù)取1.2。煤巖力學(xué)參數(shù)見表1,模型接觸面力學(xué)參數(shù)見表2。
表1 煤巖力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal and rock
表2 模型接觸面力學(xué)參數(shù)Table 2 Mechanical parameters of model interface
模型沿工作面走向每5 m開挖1次(自模型左側(cè)0~40 m,180~220 m為預(yù)留邊界煤柱,40~180 m為開采區(qū)域,總計(jì)開采長(zhǎng)度為140 m,開采過程中利用UDEC程序中的support單元進(jìn)行頂板支護(hù),支護(hù)長(zhǎng)度為4 m,支護(hù)強(qiáng)度為0.4 MPa。
工作面推進(jìn)不同距離時(shí)的應(yīng)力分布、覆巖塑性區(qū)發(fā)育范圍如圖5,6所示。
圖5 工作面推進(jìn)不同距離時(shí)應(yīng)力分布Fig.5 Stress distribution in different advancing distance of working face
圖6 工作面推進(jìn)不同距離時(shí)塑性區(qū)發(fā)育特征Fig.6 Development characteristics of plastic zone in different advancing distances of working face
由圖5,6可知,工作面推進(jìn)20 m時(shí),直接頂垮落,采空區(qū)上方形成錐形應(yīng)力釋放區(qū),工作面煤壁前方及開切眼后方4 m處發(fā)生應(yīng)力積聚,應(yīng)力值為32.0 MPa,未開采時(shí)煤體中原巖應(yīng)力為16.2 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為1.98,塑性區(qū)高度、寬度分別為29.9,40.3 m;工作面推進(jìn)30 m時(shí),基本頂發(fā)生破斷垮落,煤壁前方應(yīng)力增大到35.9 MPa,塑性區(qū)高度、寬度分別為40.9,52.0 m;工作面推進(jìn)50 m時(shí),基本頂發(fā)生周期垮落,煤壁前方應(yīng)力值為38.5 MPa,塑性區(qū)高度、寬度分別為57.1,84.0 m;當(dāng)工作面推進(jìn)90 m時(shí),煤壁前方應(yīng)力值為39.4 MPa,集中系數(shù)為2.43,塑性區(qū)高度、寬度分別為97.9,121.1 m,覆巖開始出現(xiàn)臺(tái)階下沉現(xiàn)象;當(dāng)工作面推進(jìn)130 m時(shí),采空區(qū)中部被壓實(shí),臺(tái)階下沉現(xiàn)象明顯,集中應(yīng)力達(dá)到39.8 MPa后趨于穩(wěn)定,塑性區(qū)高度、寬度分別為100.2,168.7 m,集中系數(shù)為2.46。
2303工作面回采期間,工作面安裝ZF2400/ 16/24型液壓支架100架,工作面內(nèi)每10架安裝1組機(jī)械壓力表(每組安裝4塊,前、后立柱各2塊),工作面礦壓觀測(cè)區(qū)布置如圖7所示。
圖7 2303工作面礦壓觀測(cè)區(qū)布置Fig.7 Pressure measurement layout of 2303 working face
工作面推進(jìn)130 m時(shí)工作面上部、中部、下部支架阻力變化如圖8所示。由圖8可知,工作面推進(jìn)過程中,上部支架平均工作阻力為29.4 MPa,上部基本頂在工作面推進(jìn)32.2 m時(shí)垮落,來壓期間支架阻力上升到38.3 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.36,推進(jìn)期間工作面上部發(fā)生5次周期來壓,平均周期來壓步距為19.3 m;中部支架平均工作阻力為29.7 MPa,基本頂在推進(jìn)31.0 m時(shí)垮落,初次來壓期間支架阻力上升至37.9 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.33,推進(jìn)期間工作面中部發(fā)生5次周期來壓,平均周期來壓步距為18.8 m;下部支架平均工作阻力為30.1 MPa,基本頂在推進(jìn)31.0 m時(shí)垮落,初次來壓期間支架阻力上升至38.6 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.38,推進(jìn)期間下部發(fā)生5次周期來壓,平均周期來壓步距為18.8 m。
圖8 2303工作面支架阻力變化Fig.8 Variation of support resistance in 2303 working face
綜上可知,工作面基本頂在31.0~32.2 m時(shí)初次破斷,來壓時(shí)支架應(yīng)力普遍為37.9~38.6 MPa,集中系數(shù)為2.33~2.38;上、中、下部平均周期來壓步距分別為19.3,18.8,18.8 m,均為19 m左右。工作面上、下部來壓強(qiáng)度較大,中部來壓強(qiáng)度較小。
2303工作面底抽巷采用穿層鉆孔治理回采區(qū)域中段煤層瓦斯;順層鉆孔治理回采區(qū)域上、下段煤層瓦斯,順層鉆孔+穿層鉆孔抽采整個(gè)開采塊段煤層瓦斯。瓦斯抽采布置如圖9所示。
圖9 2303工作面抽采鉆孔設(shè)計(jì)Fig.9 Drainage hole design in the 2303 working face
在回采巷道使用φ315 mm的PVC抗靜電軟管進(jìn)行瓦斯抽放,工作面推進(jìn)130 m過程中各瓦斯監(jiān)測(cè)點(diǎn)數(shù)據(jù)如圖10所示。
圖10 2303工作面各巷道瓦斯抽采負(fù)壓及濃度Fig.10 Negative pressure and concentration of gas drainage in 2303 roadways
由圖10可知,工作面剛開采時(shí),采煤量不斷增加,瓦斯?jié)舛燃肮艿缐毫粩嘣黾樱灰欢螘r(shí)間后瓦斯?jié)舛燃皦毫χ饾u趨于穩(wěn)定,未來壓時(shí)底抽巷、回風(fēng)巷、運(yùn)輸巷管道內(nèi)最小瓦斯?jié)舛确謩e為6.0%,6.2%,6.1%;最大瓦斯?jié)舛确謩e為16.1%,15.7%,13.9%;最小瓦斯壓力分別為13.6,13.0,13.2 kPa;最 大瓦斯壓力分別為17.8,18.6,18.2 kPa。未來壓時(shí)3條抽采管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?.0%~16.1%,瓦斯壓力為13.0~18.2 kPa;直接頂初次垮落后,工作面煤體小范圍破裂,瓦斯加快析出,瓦斯?jié)舛燃皦毫Χ虝r(shí)間內(nèi)大幅提高,然后回歸正常水平;基本頂初次及周期來壓時(shí),工作面煤體大范圍破裂,瓦斯大量析出,管道內(nèi)瓦斯?jié)舛?、壓力迅速大幅提升,底抽巷、回風(fēng)巷、運(yùn)輸巷管道內(nèi)最高瓦斯?jié)舛确謩e為23.0%,24.2%,24.6%;最大壓力分別為25.9,27.8,26.9 kPa,來壓時(shí)3條抽采管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?3.0%~24.6%,瓦斯壓力為25.9~27.8 kPa,當(dāng)周期來壓時(shí),瓦斯?jié)舛燃皦毫﹄S來壓周期性起伏,但峰值點(diǎn)滯后于支架應(yīng)力峰值點(diǎn)。瓦斯壓力和濃度峰值滯后工作面上、中、下部頂板斷裂來壓距離見表3。
表3 瓦斯壓力和濃度峰值滯后頂板來壓距離Table 3 Distance of gas pressure and concentration peak lagging behind roof weighting m
由表3可知,工作面上部瓦斯壓力和濃度最高峰值滯后工作面頂板來壓距離為 0.6~1.4 m,平均滯后距離為1.1 m;中部滯后距離為0.8~1.4 m,平均滯后距離為1.1 m;下部滯后距離0.7~1.3 m,平均滯后距離為1.0 m。
綜上可知,工作面瓦斯壓力和濃度峰值滯后工作面頂板來壓平均距離為1.0~1.1 m,工作面每班進(jìn)尺為0.8 m,頂板來壓超前于瓦斯的大量涌出1.2~1.4個(gè)班時(shí)間。
工作面直接頂、基本頂初次垮落及周期來壓時(shí),會(huì)造成前方煤體由于應(yīng)力過大趨于塑性甚至破裂,煤體中瓦斯會(huì)大量析出,進(jìn)入抽采管道,導(dǎo)致管道內(nèi)瓦斯?jié)舛?、壓力快速提升達(dá)到峰值,來壓后又迅速恢復(fù)正常水平。總體來說,瓦斯的析出、運(yùn)移與抽放和礦山壓力的顯現(xiàn)呈周期性起伏,且發(fā)生時(shí)間略滯后于來壓時(shí)間,可根據(jù)這一特性與規(guī)律,在礦壓顯現(xiàn)劇烈時(shí),加強(qiáng)對(duì)上隅角、采空區(qū)覆巖兩帶的積聚瓦斯抽采工作,具體抽采布置如圖11所示。
圖11 瓦斯抽采布置優(yōu)化Fig.11 Optimized layout of gas drainage
如圖11所示,在工作面回風(fēng)巷距離工作面20 m 范圍內(nèi)每隔6 m左右,向上隅角采空區(qū)施工鉆孔,鉆孔連接到上隅角插管三通進(jìn)行抽放。在工作面周期來壓時(shí),加強(qiáng)對(duì)工作面上隅角的瓦斯抽放工作,將抽放管口保留在工作面的采空區(qū),3根φ75 mm鋼絲軟管和1根φ300 mm瓦斯抽放管進(jìn)行上隅角瓦斯抽放;來壓強(qiáng)烈時(shí),大量工作面瓦斯容易通過支架后方空間進(jìn)入采空區(qū),在垮落帶及裂隙帶產(chǎn)生積聚現(xiàn)象,可通過向采空區(qū)內(nèi)以不同高度、角度及位置打孔進(jìn)行瓦斯抽放工作,降低采空區(qū)瓦斯起火及爆炸危險(xiǎn)。
(1) 結(jié)合主焦煤礦生產(chǎn)地質(zhì)條件建立綜放頂板破斷力學(xué)模型,最大正、負(fù)彎矩值分別出現(xiàn)在煤壁上方頂板、采空區(qū)中部,對(duì)比結(jié)果表明頂板將在采空區(qū)中部發(fā)生斷裂,然后在煤壁前方發(fā)生破斷。
(2) UDEC模擬結(jié)果表明初次來壓及周期來壓分別為30,20 m,超前應(yīng)力達(dá)到39.8 MPa后趨于穩(wěn)定,集中系數(shù)為2.46。實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)顯示工作面基本頂在31.0~32.2 m時(shí)初次破斷,來壓時(shí)支架應(yīng)力為37.9~38.6 MPa,集中系數(shù)為2.33~2.38;工作面上、下部來壓強(qiáng)度較大,中部來壓強(qiáng)度較小。
(3) 正常開采期間管道內(nèi)瓦斯?jié)舛燃皦毫χ饾u趨于穩(wěn)定,未來壓時(shí)管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?.0%~16.1%,瓦斯壓力為13.0~18.2 kPa;來壓期間抽采管道內(nèi)瓦斯?jié)舛葹?3.0%~24.6%,瓦斯壓力為25.9~27.8 kPa。
(4) 瓦斯的析出、運(yùn)移和礦山壓力的顯現(xiàn)呈周期性起伏,工作面瓦斯壓力和濃度峰值滯后工作面頂板來壓平均距離為1.0~1.1 m,據(jù)此規(guī)律,對(duì)瓦斯抽采布置進(jìn)行優(yōu)化,加強(qiáng)上隅角、采空區(qū)垮落帶及裂隙帶瓦斯抽采工作,保證工作面安全開采。