煤层群下行开采上部煤层遗留大量的煤柱,导致下煤层工作面在遗留煤柱下方开采时容易出现应力集中、动载矿压等强矿压现象,严重影响安全生产[1-3]。因此,有必要对煤柱下综采工作面矿压特征展开研究。
下煤层工作面出上覆遗留煤柱的致灾机制一直是研究的热点。许家林等[4]、鞠金峰等[5]、朱卫兵等[6]对神东矿区的工作面出煤柱压架事故进行了大量分析,得出工作面出煤柱时引起上方的关键层块体瞬间回转失稳,与层间关键块砌体梁铰接结构组合破断失稳是产生冲击动载的主要原因。郭放等[7]运用FLAC3D数值模拟研究了综采工作面在上覆已采煤层留设煤柱和采空区下开采时的应力分布规律,得出综采工作面在煤柱两侧边界下方载荷高于煤柱中部下方载荷,煤柱正下方及边缘两侧各10 m为影响区域。王创业等[8]总结了工作面在上覆遗留煤柱下和采空区下开采时的矿压显现规律,研究表明在临近推出煤柱区时,顶板大规模冒落直接导致压架事件。付兴等[9]构建了极近距离采空下工作面覆岩结构物理模型,得出近距离采空下工作面覆岩更易失稳,来压频繁且来压强度较高。张琰君等[10]建立了浅埋原煤层开采的“斜台阶切落体”结构力学模型,分析了结构失稳对工作面支架阻力的影响。李海涛等[11]结合数值模拟软件得到影响工作面应力分布的因素主要是残留煤体的尺寸及下部承载介质的强度。薛宝玉等[12]以神东矿区上湾煤矿为背景,研究了综采工作面推进速度对顶板岩层活动的影响规律。针对工作面过煤柱的强矿压灾害,鞠金峰等[13]、杨登峰等[14]、杨胜利等[15]和陈苏社[16]等学者提出了从上部关键层破断块体(施载体)、集中煤柱(过渡体)和层间岩层(承载体)三个角度来控制压架事故,常采用的手段有煤柱预裂爆破、注浆充填煤柱边缘区域、增大支架阻力和加快推进速度等,为出煤柱时采场的顶板管理和安全开采提供有力保障。
本文以霍洛湾矿31106工作面过上覆集中煤柱为背景,对工作面实测支架阻力进行精细化分析,量化出煤柱期间矿压显现特征,提出过煤柱水力压裂切顶控制技术并开展现场应用。
1 工作面概况
霍洛湾煤矿主采3-1号煤层,煤层厚3.86 m,埋深约180 m,为近水平煤层。31106工作面在阿大高速公路保护煤柱南侧段推进长度1 232 m,工作面宽度240 m,采用综采一次采全高工艺。工作面推进过程中需要穿过上方2-2号煤层的5个综采采空区,该采空区于2013-2018年之间形成,相邻工作面之间的集中煤柱宽度为20 m(编号为1-4).工作面与上方的2-2号煤层间距为37 m,3-1号煤层老顶为21.14 m厚的细粒砂岩,上部2-2号煤层厚5.37 m,上部老顶为厚21.83 m的细粒砂岩,均为坚硬难垮顶板,给工作面出煤柱时增加了安全隐患。31106工作面布置及钻孔柱状如图1所示。
图1 31106工作面布置图
Fig.1 Layout of No. 31106 longwall panel
31106工作面从8月19日到8月25日之间推过3#集中煤柱,工作面机头在740 m位置进入煤柱,在760 m位置出煤柱,机尾在770 m位置进煤柱,在790 m位置出煤柱,过煤柱期间工作面调整与煤柱的夹角为7°,在煤柱下方和推出煤柱边界时推进速度为15 m/d,工作面回采位置如图2所示。
图2 31106工作面煤柱下推进位置
Fig.2 Mining position of 31106 working face advance under coal pillar
2 工作面过煤柱矿压规律实测分析
2.1 工作面支架阻力观测方案
31106工作面安装液压支架141架,选择工作面上部测区22#、24#、26#液压支架,中部测区68#、70#、72#液压支架,下部测区114#、116#、118#液压支架,总计9架作为观测对象。利用MARCO系统实时监测系统每小时记录一次支架工作阻力,检修班数据不记录,精细化分析31106工作面在集中煤柱下方的矿压规律。
采用支架的平均工作阻力与其平均方差之和作为周期来压的判定指标,判定公式为[2]:
(2)
式中:Ps为周期来压判据,
为实测循环阻力的平均值,MPa;K为均方差系数,取0.8～1.0;σP为支架阻力平均值的均方差,MPa;Pi为实测液压支架的工作阻力,MPa;n为实测循环数。
工作面来压期间的动载系数是判断来压强度的关键指标,计算公式为:
Kd=Pz/Pf.
(4)
式中:Kd为来压时的动载系数;Pz为周期来压期间支架平均工作阻力,MPa;Pf为工作面正常推进期间支架平均工作阻力,MPa.
2.2 工作面过煤柱支架阻力分析
根据周期来压的判定指标和动载系数的计算方法,得到31106工作面过3#煤柱期间3个测区的来压特征,如表1所示。3个测区的支架阻力变化特征如图3-图5所示。
表1 过煤柱期间31106工作面来压特征
Table 1 Mining pressure characteristics of 31106 working face in period of mining out of the No.3 coal pillar
测区支架编号最大工作阻力/MPa平均工作阻力/MPa平均工作阻力均方差/MPa周期来压判据/MPa周期来压步距/m来压期间平均阻力/MPa非来压时平均阻力/MPa来压次数周期来压持续长度/m动载系数上部测区2241.7028.874.2833.159.2037.8027.3863.001.382440.8026.755.7832.5312.2537.4724.8555.001.512644.4029.645.0334.6610.4038.8928.2962.401.37中部测区6845.6035.196.9442.1313.2544.0332.1954.001.387046.2035.787.8743.6411.6045.2532.9465.601.377245.0034.487.9042.389.5043.6532.3374.121.35下部测区11440.5033.534.9638.4912.6740.2530.0346.331.3411644.7030.234.6334.859.5039.9627.1853.501.4711842.3031.306.2337.599.2540.3128.7254.501.41
图3 煤柱下开采上部测区支架阻力曲线
Fig.3 The curve of hydraulic support resistance in upper measuring region while mining out of the above coal pillar
图4 煤柱下开采中部测区支架阻力曲线
Fig.4 The curve of hydraulic support resistance in middle measuring region while mining out of the above coal pillar
图5 煤柱下开采下部测区支架阻力曲线
Fig.5 The curve of hydraulic support resistance in lower measuring region while mining out of the above coal pillar
31106工作面过煤柱期间矿压主要有以下特征:
1) 上、中、下部测区的支架最大阻力分别为44.4、46.2、44.7 MPa,平均工作阻力为28.42、35.15、31.69 MPa.过煤柱期间,支架阻力整体从大小到依次为中部测区,下部测区,上部测区。
2) 上部测区来压5～6次,平均来压步距10.62 m,平均来压持续长度3.47 m,来压和正常推进期间支架平均阻力分别为38.05和26.84 MPa,平均动载系数1.42;中部测区来压5～7次,平均来压步距11.45 m,平均来压持续长度4.57 m,来压和正常推进期间支架平均阻力分别为44.31 MPa和32.49 MPa,平均动载系数1.37;下部测区来压4～5次,平均来压步距10.47 m,平均来压持续长度4.78 m,来压和正常推进期间支架平均阻力分别为40.17 MPa和28.64 MPa.工作面的上中下三个测区整体呈现同步来压的特征,煤柱下方的周期来压步距为10.85 m,平均持续长度为4.27 m,占周期来压时长的40%,表明工作面出煤柱来压期间支架承受长时间的高静载作用。
3) 来压期间的平均动载系数达到1.4,上部和下部测区的动载系数要高于中部。支架的增阻速度快,来压过后支架阻力迅速降低,受集中煤柱的影响,顶板破断距较小,顶板活动剧烈,工作面长时间处于带压开采状态。
4) 出煤柱期间中部测区的支架阻力和来压步距与进煤柱之前相差不大,但上下部测区的支架压力变化较大,上下部测区出煤柱时平均压力由26.78 MPa增加到30.26 MPa,增加了13%,增大了压架风险。
2.3 工作面过煤柱支架适应性分析
选择31106工作面机头刚进入煤柱、工作面在煤柱下方和工作面出煤柱3个位置,分析得到工作面倾向液压支架阻力如图6所示。
图6 31106工作面过煤柱期间不同位置液压支架工作阻力
Fig.6 Hydraulic support resistance at different mining positions of 31106 working face while mining out of the coal pillar
霍洛湾煤矿确定支架的初撑力为25.2 MPa,安全阀开启压力为43 MPa.由图6(a)可知,工作面在进入煤柱时,支架平均阻力在32.43 MPa,高阻力范围主要出现在工作面中下部70#-120#支架,安全阀开启支架数为10架,安全阀开启率为7.1%.工作面在煤柱下方时,支架平均阻力在36.67 MPa,高阻力范围主要出现在10#-130#支架,覆盖了整个工作面范围,安全阀开启支架数为30架,安全阀开启工作面出煤柱后,支架平均阻力在40.19 MPa,高阻力范围主要出现在40#-125#支架,对应范围在工作面的中部和下部,安全阀开启支架数为44架,安全阀开启率达到31.2%(图6(c)),从开始进煤柱到出煤柱24.2 m范围内工作面压力表现为逐渐增大的趋势。
图7为31106工作面过集中煤柱期间支架阻力的分布。工作面未进煤柱时,支架阻力主要分布在25.2～40 MPa范围,占比84.3%,大于40 MPa的为14.2%,总体支架阻力较小。在煤柱下方时,支架阻力分布比较均匀,支架阻力主要分布在35～45 MPa范围,占比63.8%,其中在40 MPa以上的占到44.7%,支架受力整体比较均匀,受到煤柱传递集中压力的影响,工作面的压力显现逐渐增加。出煤柱后,支架阻力主要分布在40～45 MPa范围,占比66.7%,2-2号煤层的顶板发生失稳,通过煤柱产生载荷传递引起31106工作面的顶板同步回转下沉,引起工作面大面积来压,压力覆盖整个工作面。总体分析,过煤柱期间支架载荷超过正常工作阻力(35 MPa)的比例分别为32.14%、63.83%和87.94%.由此可知,出煤柱期间支架整体的压力较高,并没有足够的富余系数。
图7 31106工作面出煤柱期间液压支架阻力频率分布
Fig.7 Distribution of hydraulic supports resistance of 31106 working face while mining out of the coal pillar
2.4 工作面过煤柱强动压机理分析
建立相似材料模型来研究31106工作面出煤柱期间的顶板结构特征,与现场支架阻力对比分析,讨论出煤柱期间的强矿压机理,结果如图8所示。工作面在煤柱下方时,上覆2-2号煤层遗留集中煤柱的上方形成长度约为36 m的单侧长悬顶结构(图8(a)),该结构在煤柱的支承作用下保持稳定,通过煤柱向下工作面传递压力,因此工作面在煤柱下方支架承受高静载作用。当工作面出煤柱5 m后,煤柱上方覆岩在煤柱的支承作用下形成“T型结构”(图8(b)),随着工作面推进层间岩层垮落,覆岩“T型结构”失稳,整体向采空区后方回转,并通过集中煤柱向工作面传递载荷,引起3-1号煤层的层间顶板岩层叠加同步破断,造成工作面大范围的支架阻力增加,动载系数增大,压架风险增加。
图8 31106工作面出集中煤柱期间顶板结构
Fig.8 Overburden structure of 31106 working face while mining out of the above strip coal pillar
图9为煤柱边界下方3-1号煤层顶板的应力监测曲线。由图可知,工作面进入煤柱后,煤柱上方坚硬岩层形成单侧悬顶结构,压力从10 kPa快速增加到26 kPa,并在高压力区间持续20 m距离(集中煤柱宽度)。出集中煤柱5 m后,覆岩形成的“T型结构”回转引起层间岩层切落,测点应力升高到46 kPa,相比出煤柱之前应力涨幅达到70.4%,表现出明显的动载冲击效应,合理地解释了工作面出煤柱时大范围支架阻力升高现象的原因,揭示了工作面过煤柱强动压机理。
图9 煤柱边界下方测点应力变化
Fig.9 Stress of measuring point under the boundary of coal pillar
3 工作面出煤柱水力压裂切顶控制
3.1 煤柱区域水力压裂切顶方案
31106工作面在进入集中煤柱及在其下方开采时不会产生强动载,只有在出煤柱时才可能出现压架事故,因此在31106工作面阿大高速公路北侧的20 m集中煤柱区域顶板进行水力压裂切顶。高压水致裂主要目标是3-1号煤层顶板厚21.04 m的细砂岩和2-2号煤层顶板厚15.09 m的细砂岩。在31106工作面运输巷和回风巷分别施工对称的钻孔,钻孔布置如图10所示。总计穿煤柱施工10个钻孔,回风巷侧编号为B1-B5,运输巷侧编号为B6-B10.同组内钻孔的间距为2 m,第一个钻孔(B1和B6)距离煤柱边界6 m,钻孔在空间上成扇形布置。
图10 集中煤柱区域水压致裂钻孔布置
Fig.10 Drillhole layout scheme of the hydraulic fracturing in the barrier pillar region
3.2 工作面出煤柱水力压裂控制效果分析
3.2.1水力压裂裂缝形态分析
采用钻孔窥视仪对压裂后的钻孔进行探测得到孔壁水压裂缝形态如图11所示。在水压致裂点附近存在的裂缝主要有轴向裂缝和环形裂缝两种形态。轴向裂缝的延伸方向与钻孔的轴向一致而且扩展范围较大,局部轴向裂缝延展长度达到2.2 m.环向裂隙一般是闭合的,裂隙的闭合面与孔壁不完全垂直多数都带有夹角,表现为倾斜环向裂隙。出现不同裂隙的原因在于顶板岩层应力环境复杂,受集中煤柱产生的集中应力影响,当垂直应力占主导作用时,孔壁会产生轴向裂隙;当水平应力占主导时,则孔壁产生水平裂隙;此外,岩层内部天然的节理弱面也会影响裂缝的产生和扩展。轴向裂隙和环向裂隙均是对岩层完整性的破坏,对岩层的破断起到促进作用,表明切顶效果良好。
图11 水压裂缝形态
Fig.11 Morphology of hydraulic fractures
3.2.2切顶后出煤柱支架阻力分析
选择切顶后出煤柱期间的上部22#、中部72#、下部118#支架进行分析,得到支架阻力变化曲线如图12所示。上部测区过煤柱期间的来压主要集中在出煤柱之前8 m范围,工作面出煤柱后进入房柱式采空区后11 m范围再次来压,推出煤柱边界时支架的压力较小(图12(a)).工作面中部测区,出煤柱之前10 m范围来压1次,出煤柱12 m后再次来压(图12(b)).工作面下部测区,出煤柱之前5 m左右来压一次,来压现象不强烈,出煤柱8 m后开始持续性来压(图12(c)).
图12 切顶后工作面在出煤柱20 m期间下部测区支架阻力曲线
Fig.12 Curves of hydraulic support resistance in different measuring regions while mining out of the upper 20m-wide pillar after roof-cutting by hydraulic fracturing
高压水预裂破坏了顶板的完整性,致使工作面在出煤柱之前8～10 m范围发生垮落,与水力压裂切顶位置相吻合。工作面出煤柱后10 m范围内并没有出现大范围的压力显现,支架压力都小于40 MPa,降低了支架承受的动载荷,未发生强动载压架现象,证明水压致裂的有效性。
4 结论
1) 工作面过煤柱期间支架阻力整体从大到小依次为中部、下部、上部,煤柱下方的周期来压步距为10.85 m,平均持续长度为4.27 m,占周期来压时长的40%,工作面出煤柱期间支架动载系数达到1.4,并承受长时间的高静载作用。
2) 工作面出煤柱时,上覆岩层“T型结构”失稳发生整体的回转下沉运动,引起3-1号煤层的老顶叠加同步破断,相比出煤柱之前应力涨幅达到70.4%,揭示了工作面出煤柱的强矿压机理。
3) 煤柱区域水力压裂切顶破坏了顶板的完整性,工作面在出煤柱前8～10 m范围内发生垮落,出煤柱后10 m范围内并没有出现大范围的压力显现,支架压力都小于40 MPa,降低了支架承受的动载荷和高静载。
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