王炳文 侯亚星 王华群 刘建 边铁山,2 索永峰,2(.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,00083; 2.冀中能源峰峰集团邯郸宝峰矿业有限公司九龙矿,河北省邯郸市,056200)
九龙矿野青灰岩坚硬顶板爆破弱化效果分析与应用
王炳文1侯亚星1王华群1刘建1边铁山1,2索永峰1,2
(1.中国矿业大学(北京)资源与安全工程学院,北京市海淀区,100083; 2.冀中能源峰峰集团邯郸宝峰矿业有限公司九龙矿,河北省邯郸市,056200)
摘 要九龙矿4#煤层直接顶缺失,基本顶为坚硬难冒落的野青灰岩,在开采过程中多次出现因顶板周期来压大而造成工作面液压支架大面积压死现象。以15445综采工作面为工程背景,运用数值模拟(UDEC4.0)和现场试验相结合的研究方法,对野青灰岩坚硬顶板爆破弱化后应力分布规律及其对工作面支架的影响进行研究。研究表明顶板爆破弱化后,工作面上方和前方压应力和高应力集中区域缩小,顶板下沉量减少,周期来压步距5~15m,来压峰值降低,压架现象减少80%以上。
关键词综采工作面 坚硬顶板 顶板来压 爆破弱化 UDEC数值模拟 矿压规律
峰峰集团九龙矿为煤与瓦斯突出矿井,主采2#煤层为煤与瓦斯突出危险煤层。为解放2#煤层的煤与瓦斯突出问题,提高煤炭资源回收率,拟先对4#煤层(保护煤层)进行开采。开采过程中遇到的主要问题是4#煤层直接顶板缺失,基本顶为坚硬难冒落的野青灰岩,在开采过程中矿压显现剧烈,多次出现因顶板周期来压大而造成工作面液压支架大面积压死;还有4#煤层开采深度达740m,下距奥陶系巨厚灰岩含水层约100~120m,矿井水文地质条件复杂。国内外针对坚硬难垮落顶板控制问题主要是采取爆破放顶、注水弱化等措施,以改善顶板冒落性。目前,对类似九龙矿复杂开采条件下(煤与瓦斯突出、承压水上开采、大采深矿井、坚硬难冒落顶板)较薄煤层开采的矿压显现规律与顶板控制措施的研究较少。本文以九龙矿15445综采工作面为工程背景,运用数值模拟(UDEC4.0)和现场试验相结合的研究方法,获得野青灰岩坚硬顶板爆破弱化后应力分布规律及其对工作面支架的影响。
15445工作面是九龙矿自2009年以来在4#煤层开采的第一个保护层青灰岩坚硬顶板工作面。该工作面位于北二水平北五采区,工作面采用薄煤层综采技术进行开采,煤层平均厚度1.6 m、倾角12°~15°;工作面走向长488m,倾斜长约150m,底板标高-710~-740m。4#煤层老顶为灰黑色的野青灰岩,厚约2.0m,致密坚硬,普氏硬度系数为10~12,无直接顶和伪顶;直接底为灰黑色的砂泥岩,厚层状,含植物化石,厚约1.11mm;老底为灰白色粉砂岩,致密坚硬,厚约3.8m。
根据现场实测,15445工作面基本顶初次来压步距约88~93 m,工作面周期来压步距25~40m;来压步距波动范围较大,无明显规律。因4#煤层野青灰岩顶板坚硬,该岩层最大弯矩低于其破断强度,故表现为顶板不易垮落,工作面难于放顶,悬顶距过长导致影响工作面正常生产。
煤层开采后,当悬顶距到达极限垮距时,首先引起顶板垮落。顶板最大挠度为:
式中:ymax——顶板最大挠度;
E1——顶板弹性模量;
L1——悬顶距;
γ——顶板岩石的容重;
J1——顶板断面惯矩;
q1——加于顶板的载荷。
由式(1)可知,若顶板坚硬,导致悬顶距增大,顶板最大挠度ymax增大。最大挠度ymax增大导致顶板更难以垮落,造成采空区大面积悬顶。
从能量角度来看,未完全垮落的顶板中存储的能量由弹性势能计算式计算:
式中:UW——顶板中的弹性势能;
q——单位长度悬顶重量与上覆岩层附加载荷。
工作面周围的煤岩体内聚集的弹性势能UW与顶板的悬顶距L1的5次方成正比。当顶板突然垮落,煤岩中聚集的大量能量将在极短时间内急剧释放,这种爆炸性的能量释放将煤岩崩落,对设备和巷道产生巨大破坏,同时还会伴随瓦斯、煤尘爆炸以及突水等事故。因此,悬顶距过大是导致压架问题产生的直接原因,故需及时采用顶板弱化等措施减小悬顶距。
顶板预裂爆破后将形成以炮孔为中心的压碎区、破碎区和弹性震动区,其中,压碎区和破碎区产生主要的裂隙。受到爆炸冲击波和爆生气体作用,煤壁上方顶板内的软弱结构面在构造应力和爆炸应力波作用下,顶板性能经历一个渐进的、动态的劣化过程,释放的能量使顶板岩石中原有裂隙得到扩张,同时新的裂隙产生,导致顶板岩石发生破裂。相邻的爆破孔裂隙贯通发育,致使顶板出现一条或多条连续的裂隙,加速顶板破断。
3.1模型建立
选用UDEC4.0模拟分析野青灰岩坚硬顶板爆破弱化效果。模拟的区域范围为100m×52m(宽×高),本构关系采用莫尔-库伦模型。分别采用不同的开采方法,模拟并对比开采过程中顶板弱化与否对围岩应力分布、顶板位移的影响,为评价综采工作面开采过程中造成支架损坏和冲击破坏提供参考。根据15445工作面工程地质条件,建立初始模型。各煤岩层物理力学参数见表1。
3.2模拟过程
首先,模拟顶板未爆破弱化的15445工作面开采,工作面以2m/d的速度推进,记录顶板位移量和围岩应力变化;在相同条件下,工作面仍以2m/d的速度推进,但每推进6m后沿煤壁顶板处预裂,分析工作面顶板位移和应力状态,进而对比顶板弱化前后的围岩应力、顶板下沉量和支架受力变化。
表1 煤岩物理力学参数
3.3结果分析
顶板未实施弱化前,15445工作面推进过程中,应力主要集中在煤壁两侧和工作面前方,上覆岩层裸露,顶板受开采影响而发生卸载变形,但因野青灰岩顶板坚硬,初次来压步距达90m。随着工作面不断推进,野青顶板难以垮落,空区悬顶距达5~8 m,工作面上方和前方压力平均为42MPa、峰值应力达72MPa。因此,当工作面周期来压时,压力过大而导致支架安全阀大量开启甚至被压死。根据数值模拟分析可知,实施野青灰岩顶板弱化,可减小工作面顶板初次来压步距,缩短采空区悬顶距,有效降低工作面支架的支撑压力。
比较顶板弱化前后工作面推进40m后的顶底板和工作面前方的应力分布。当未实施顶板弱化时,工作面前方应力等势线呈马蹄形分布,最大应力集中区位于工作面上方顶板处和工作面前方3m煤壁内,峰值应力达50 MPa。实施顶板弱化后,工作面前方3 m煤壁内最大应力区域大幅缩小,应力值为40MPa的区域范围向煤体深部转移,这是由于顶板弱化使得工作面附近及巷道两帮形成卸压破坏区,从而降低了应力值;工作面上方岩层所承受的压力峰值降至40MPa以下,较未弱化前降低了20%,这说明顶板岩层内部积聚的弹性能得到释放,冲击危险降低;工作面后方采空区上方岩层所承受的应力从约20MPa减至0~10 MPa,大大降低了工作面支架所承受的压力,能有效预防工作面支架被压死的现象。
图1是工作面推进40m后,观测点处顶板下沉量变化曲线。对比弱化前后顶板下沉量可知:顶板未弱化时,其下沉量达600 mm;顶板经弱化后,下沉量仅为200 mm。这表明,通过弱化顶板,降低了观测点附近顶板的下沉量,可有效降低支架的压力,防止顶板压死压坏支架。
图1 工作面顶板下沉量变化曲线
煤层开挖后,岩体移动趋势是采空区上覆岩层向下移动,底板向上鼓起。UDEC数值模拟结果表明,顶板爆破弱化后,工作面上方和前方压应力和高应力集中区域缩小,顶板下沉量减少,灰岩顶板完全垮落,缩小了采空区悬顶距,减小了支架的支撑压力。
4.1工作面顶板预裂爆破
15445工作面共安设液压支架101架,推进速度2m/d。在工作面推进至距离开切眼261m时,沿工作面倾斜方向顺序向上钻孔。沿倾斜方向将工作面分为上、中、下3部分,每个部分均为50m。当工作面每向前推进2m,先对下部50m顶板进行爆破,然后工作面继续推进2m,再对中部50m顶板进行爆破,然后工作面再继续推进2m,再对上部50m顶板进行爆破,其中上、中、下三部分之间2m的顶板连接处不处置,依次循环。工作面预裂爆破孔布置见图2。采煤机割煤后工作面支架不移动,留出顶板空间,沿工作面倾向打一排预裂孔。炮孔朝向煤壁正上方的野青顶板,孔间距0.8~1.0m,孔深2.0~2.5m (即炮孔穿过野青灰岩顶板后再延深0.5m);炮孔与顶板成78°~75°夹角。装药前,先在炮孔内装长度为0.1m的水泡泥,然后塞入PVC管包裹的药卷(包裹长度和药卷长度一致,用透明胶带缠住,两侧分别露出5mm的缝隙)。每一炮孔装2~3个药卷,正向起爆,装药后用水炮泥和软炮泥封口,封泥长度不得小于500mm。
为观测顶板爆破弱化效果,在两个预裂爆破孔中间增设一个观测孔以检验爆破弱化效果,故在工作面平均选取3~5个位置增设观测孔,如1#观测孔距回风平巷24m,与1#预裂爆破孔距0.5m; 2#观测孔距运输平巷30m,与2#预裂爆破孔距0.5m。
图2 15445工作面预裂爆破孔布置(俯视)
4.2顶板弱化效果分析
钻孔窥视仪的影像资料表明当钻孔窥视仪深入到1#预裂爆破孔0.52m时,看到孔内出现了明显的水平裂隙,同样当钻孔窥视仪深入到1#观测孔0.52m相近位置时,出现了相同裂隙发育效果;当钻孔窥视仪深入到1#预裂爆破孔1.66m时,看到发育良好的水平裂隙,同样当钻孔窥视仪深入到1#观测孔1.66m相近位置时,出现明显水平裂隙。由此表明,预裂爆破孔的浅部与深部爆破效果良好,且相邻预爆破孔间的顶板出现了导通裂隙,达到完全切顶。现场观测证明顶板预爆效果良好,顶板弱化方案有效。
根据2#观测孔和2#预裂爆破孔的钻孔窥视结果可知,在2#预裂爆破孔0.83m以及1.57m处基本顶(老顶)内均出现了连续的水平裂隙。这表明在此位置预裂爆破后野青灰岩顶板出现连续断裂,弱化效果良好,距离运输平巷较近的顶板爆破效果明显,出现切顶。
4.3支架受力分析
15445工作面在顶板未爆破弱化前,顶板不能及时垮落,现场观测到采空区最小悬顶距约3m、最大悬顶距约9m,平均悬顶距为5.6m,周期来压步距25~40m。当工作面来压时,顶板对支架产生不同程度的冲击影响,诱发压架事故。2015 年6月-9月,15445工作面共发生8次压架事故,直接影响生产32d。表现为顶板下沉量大,经常压死支架,支架工作阻力出现急增,最大压力达46 MPa,超过40%的安全阀开启,工作面底鼓严重。
15445工作面自2015年9月中旬开始进行顶板爆破弱化试验,工作面周期来压步距明显减小,支架支撑压力显著降低,压死支架现象减少80%以上,周期来压步距降为5~15m,基本顶和上覆岩层能及时垮落,虽周期来压频率增加,但来压峰值降低,较好解决了15445野青工作面压架问题。
(1)15445工作面直接顶缺失,基本顶为坚硬难冒落的野青灰岩,在开采过程中矿压显现剧烈,多次出现因顶板周期来压大而造成工作面液压支架大面积压死。
(2)数值模拟表明,野青灰岩顶板弱化后,工作面上方和前方压应力和高应力集中区域缩小,顶板下沉量减少,有效降低工作面支架的支撑压力。
(3)15445工作面实施顶板爆破弱化后,野青灰岩顶板和上覆岩层能及时垮落,虽周期来压频率增加,但来压峰值降低,较好解决了15445野青工作面压架问题。
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(责任编辑张毅玲)
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Effectanalysisandapplicationofblastweakeninginhardroofwith YeqinglimestoneinJiulongMine
WangBingwen1,HouYaxing1,WangHuaqun1,LiuJian1,BianTieshan1,2,SuoYongfeng1,2
(1.FacultyofResourcesandSafetyEngineering,ChinaUniversity ofMining& Technology,Beijing,Haidian,Beijing100083,China; 2.JiulongMineofHandanBaofengMiningCo.,Ltd.,JizhongEnergyFengfengGroup, Handan,Hebei056200,China)
AbstractTheNo.4coalseamofJiulongMinewaslackofimmediateroof,itsbasicroof wasYeqinglimestonewhichwasdifficulttofall.Asaresultofthesefactors,thehydraulicsupportsintheworkingfacewerebrokenmanytimesbecauseoftheviolentroofperiodicalweighting intheminingprocess.TakingNo.15445fullymechanizedminingfaceastheengineeringbackground,usingnumericalsimulationUDEC4.0andfieldtestmethod,thestressdistributionlaw afterblastweakeninginhardroofwithYeqinglimestoneandtheeffectsofblastweakeningon hydraulicsupportsintheworkingfacewerestudied.Theresearchresultsshowedthatafterblast weakeninginroof,theregionofpressurestressandhighstressconcentrationbecamesmallerabovetheworkingfaceandinthefrontofworkingface,thesubsidenceofroofandthepeakof weightingreduced,andtheperiodicweightinglengthwas5~15m,theoverwhelmedsupports reducedbymorethan80%.
Keywordsfully mechanized miningface,hardroof,roofweighting,blastweakening, UDECnumericalsimulation,stratabehavior
中图分类号TD823
文献标识码A
作者简介:王炳文(1972-),男,山东海阳人,博士,副教授,主要从事采矿工程、矿物材料综合利用的教学与科研工作。