Open-pit mine slope optimization with the morphology and spatial support effect
-
摘要:
为探究露天煤矿到界边坡的坡面形态优化设计方法，以国家能源集团神华新疆黑山露天矿南帮边坡为工程实例，应用简化Bishop法，基于边坡断面形态效应理论，设计了边坡在二维视角下不同凹凸程度的坡面形态并进行了稳定性评价与对比，得到较优设计；基于强度折减法，应用数值模拟方法仿真了较优坡面形态在边坡三维支挡作用下的形变过程，通过分析形变特性，进一步提高边坡坡面的凹凸程度得到了最优坡面形态。结果表明：二维设计条件下，受局部边坡稳定性的限制，在黑山露天矿南帮边坡+2 385 m水平以下自底周界向上依次布置两组组合台阶，可得凹凸程度较优的坡面形态，坡面的整体稳定性系数为1.344，局部稳定性系数为1.204。三维设计条件下，较优形态在内排土场与横采工作帮的三维支挡作用影响下，边坡局部与整体的稳定性均得到改善，存在进一步形态优化的空间。可在较优形态基础上，通过增设一组组合台阶的方式局部加陡+2 430 m水平以下边坡区段以取得最优坡面形态。最优形态在数值模拟边坡形变过程中，进入临界失稳前变速阶段后呈现的形变速度相对缓慢，模拟结果稳定，最终强度折减系数为1.20。最优形态在地表界与底周界不变的前提下，保障黑山露天矿边坡安全的同时可节省首采区岩石剥离量约384万m3。
Abstract:In order to explore the optimal design method of slope morphology of open-pit coal mine, the south slope of Heishan Open-pit Mine was taken as an engineering example. Based on the simplified Bishop method and the theory of slope morphology effect, the slope with different concave and convex degrees under the two-dimensional perspective was designed, and the stability evaluations are carried out to obtain the better slope morphology. Based on the strength reduction method, the numerical simulation method is used to simulate the deformation process of the better slope morphology under the action of three-dimensional retaining. By analyzing the deformation characteristics, the optimal slope morphology is obtained by further improving the concave and convex degree of the slope surface. The results show that the slope morphology with better concave and convex degree under the two-dimensional design conditions is obtained. Due to the limitation of local slope stability, only two groups of composite steps can be arranged from the bottom to the top below the level of + 2385 m in the southern slope. The overall stability coefficient of the slope is 1.344, and the local stability coefficient is 1.204. Under the condition of three-dimensional design, the local and overall stability of the slope is improved under the influence of the support from the internal dump and the horizontal mining working side, and there is further morphological optimization space. On the basis of the better shape, the optimal slope shape can be obtained by adding a group of combined steps to local steepen the slope section below + 2430 m level. In the process of numerical simulation , the deformation speed presented is relatively slow after entering the variable speed stage before critical instabilityand the final strength reduction coefficient is 1.20. Under the premise that the surface boundary and bottom boundary are unchanged, the optimal slope morphology can ensure the slope safety and save about 3.84 million cubic meters of rock stripping in the first mining area.
-
0. 引 言
切顶卸压技术通过切短采空区悬臂梁，能够有效减缓巷道所受动压影响，在回采巷道采动应力控制方面具有显著的优势，因此在沿空留巷及无煤柱自成巷方面得到广泛应用。目前针对切顶卸压技术的研究主要集中于聚能爆破与水力压裂方面[1-2]。近年来，国内部分矿井采用超前布置密集钻孔的方法对留巷顶板进行切顶，使得采空区悬空基本顶在覆岩载荷和基本顶自重作用下自动切落，切顶效果良好。该技术操作简单，适应性强，无需爆破，能够有效降低留巷顶板压力，有利于保持巷道稳定[3-4]。
国内部分学者对该技术进行试验研究，取得了较好的成果。周府伟[5]通过现场开展密集钻孔切顶试验，发现密集钻孔切顶虽然能实现沿空留巷，且留巷巷道变形能满足正常使用要求，但与预裂爆破切顶相比，存在巷道变形量大、变形时间长的问题。杨竹军[6]通过顶板超前钻孔形成预裂切缝，采用非爆破的方式实现了基本顶断裂位态的主动控制，有效降低了覆岩关键块体对煤柱的附加载荷。李东印等[7]研究了底分层再生顶板条件下的钻孔切顶，发现密集钻孔弱化带会增加顶板弯曲变形时的拉应力集中，使得弱化带容易产生拉伸破断。文献[8-9]重复开采影响下区段窄煤柱为研究背景，发现密集卸压钻孔周围岩体单轴抗压强度明显降低，卸压试验段的巷道位移、围岩应力及锚索拉力大幅度减小。此外在滨湖矿16207材料巷[10]、付村矿3上605工作面[11-13]、宋新庄矿110302工作面[14]均开展了密集钻孔切顶现场试验，采取密集钻孔切顶措施后，煤柱与巷道两帮及顶板峰值应力均出现明显降低，切顶区域内的锚杆（索）受力增幅较小，支护情况良好，围岩整体稳定性较好，切顶卸压效果显著。
但目前对于密集钻孔切顶的研究与应用仍相对较少，尚无较为明确的密集钻孔弱化顶板破断理论研究及关键参数确定方法。通过统计分析的方法，对国内部分密集钻孔切顶技术的成功案例进行总结，探明了影响密集钻孔切顶效果的主要因素，根据统计与研究结果，提出了密集钻孔施工关键参数的确定方法，并在赵家寨矿11210工作面进行密集钻孔切顶留巷试验，留巷效果较好，具有一定的工程参考价值。
1. 密集钻孔切顶留巷应用现状
1.1 密集钻孔切顶留巷应用矿井统计
目前，密集钻孔切顶留巷技术已经在山西、陕西、山东、四川等多个矿区进行了应用。通过在回采巷道超前施工密集钻孔弱化顶板，在工作面推进过后，钻孔周围塑性破坏区域相互贯通，在岩层内形成预裂切缝。密集钻孔切顶关键参数主要包括切顶高度、切顶角度、钻孔直径、钻孔间距。在制定密集钻孔切顶方案时，针对钻孔参数的选择需要根据理论计算值和现场经验总结做出合理的设计。表1为多个密集钻孔切顶技术案例的钻孔布置关键参数统计[15-25]。
表 1 密集钻孔切顶技术案例关键参数统计Table 1. Key parameter statistics of the case of roof cutting by dense drilling序号 工作面 煤厚/m 直接顶
岩性直接顶
厚度/m基本顶
岩性基本顶
厚度/m切顶高
度/m切顶角
度/(°)钻孔直
径/mm钻孔间
距/mm1 滨湖煤矿16207工作面 1.30 石灰岩 4.30 泥岩 1.50 4.80 80 48 250 2 东瑞煤业2101工作面 1.60 泥岩 1.80 细粒砂岩 5.45 6.00 75 50 250 3 党家河煤矿108工作面 1.60 泥岩 7.37 细粒砂岩 9.52 10.00 90 28 300 4 象山矿21309工作面 1.90 粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩互层 2.20 粉砂岩、细砂岩、中砂岩互层 5.00 6.00 80 42 500 5 古汉山矿15032工作面 2.20 再生顶板、泥岩、砂质泥岩互层 13.90 细粒砂岩 2.50 16.56 80 50 200 6 科兴能源15113工作面 2.30 粉砂质泥岩 2.20 砂岩 5.90 6.00 80 42 300 7 长榆河煤矿103工作面 2.40 泥岩、砂质泥岩互层 1.50 粉砂岩 6.50 6.50 85 50 200 8 雁崖煤矿8305工作面 3.30 砂质泥岩 5.00 中粒砂岩 6.30 11.00 90 42 200 9 塔山煤矿8311工作面 3.40 泥岩 3.50 泥岩、中粒砂岩互层 11.10 9.00 90 30 200 10 塔山煤矿8310工作面 4.40 砂质泥岩 5.80 泥岩、中粒砂岩互层 4.00 8.00 85 30 300 11 长平煤矿4309工作面 5.75 泥岩 1.50 细粒砂岩 11.76 15.00 90 42 500 12 高阳矿13011工作面 4.60 泥岩、砂质泥岩 6.20 砂质泥岩、细砂岩 12.60 6.50 90 73 600 13 宋新庄煤矿10303工作面 2.01 粉砂岩、泥岩 8.88 粗砂岩 72.76 15.00 90 108 500 14 付村煤矿3上605工作面 5.40 粉砂岩 5.36 中砂岩 5.68 15.00 75 75 300 15 东曲煤矿12511工作面 1.60 砂质泥岩、细砂岩 4.90 砂质泥岩、粉砂岩 4.70 8.00 90 42
113300
50016 姜家湾煤矿8514工作面 1.30 砂泥岩互层 14～16 砂泥岩互层 13～15 6.00 75 50 350 17 大众煤业13011工作面 4.50 砂质泥岩、泥岩互叠 5.94 细粒砂岩、砂质泥岩、粉砂岩 12.86 6.00 90 42 400 1.2 密集钻孔切顶留巷效果分析
密集钻孔施工结束后，为了保证沿空留巷过程中巷道支架能提供足够的切顶支护阻力、巷道围岩的稳定性和留巷的安全性，需要对巷道进行补强支护。表2为16个矿井留巷加强支护方式及巷道变形量的统计结果。巷道变形量的大小从一定程度上能够反映切顶卸压效果是否良好。
表 2 部分矿井密集钻孔切顶留巷效果Table 2. Effect of roof cutting and pressure relief by dense drilling in some mines序号 试验地点 基本支护方式 超前补强支护 顶底板移近量/mm 两帮移近量/mm 1 滨湖矿16207工作面 锚网索支护 锚索+工字钢梁+液压单体支柱 157 140 2 东瑞煤业2101工作面 锚网索支护 锚索+单体支柱+π型钢梁 400 300 3 党家河矿108工作面 锚网索支护 戴帽点柱支护 250 200 4 象山矿21309工作面 锚网索支护 锚索、钢带+单体支柱+π型钢梁 311 164 5 古汉山矿15032工作面 锚网索+单体柱 锚索+工字钢梁+单体支柱 545 656 6 科兴能源15113工作面 锚网索支护 补强锚索+单体支柱+工字钢梁 305 — 7 长榆河矿103工作面 锚网索支护 补强锚索+补强抬棚+单体支柱+π型梁 312 326 8 塔山煤矿8311工作面 锚网索支护 锚索+铰接顶梁+单体支柱 220 475 9 塔山煤矿8310工作面 锚网索+钢带 锚索 156 120 10 长平煤矿4309工作面 锚网索支护 架棚支护 200 350 11 高阳矿13011工作面 锚网索支护 补强锚索+长π型梁+木垛+密集点柱支护 110 — 12 宋新庄煤矿10303工作面 锚网索支护 锚索+单体支柱 237 249 13 付村煤矿3上605工作面 锚网索支护 中空注浆锚索+单体支柱或液压支架 171 104 14 东曲煤矿12511工作面 锚杆索支护 锚索 — — 15 姜家湾煤矿8514工作面 锚杆索支护 密集单体支柱+长π型梁 155 69 16 大众煤业13011工作面 锚网索支护 锚索 90 — 由表2可知，各个试验巷道支护方式主要为锚网索支护，补强支护主要采用补强锚索+单体柱配合π型梁，部分顶板条件较好的矿井采用密集单体柱；密集钻孔切顶留巷效果多数较好，但由于一些矿井顶板质量较差，导致顶板变形量较大，如古汉山矿，顶板及两帮变形均超过500 mm，但仍能满足采区行人、通风和运输的要求。
2. 密集钻孔切顶留巷关键参数研究
2.1 密集钻孔切顶高度主要影响因素分析
1）煤层厚度与切顶高度的关系。根据表1统计结果，不同矿井煤层厚度与切顶高度的分布如图1所示。由图1可知：针对不同厚度的煤层，均可采用密集钻孔的方法进行切顶，其中薄及中厚煤层应用较多。切顶高度最大为16.56 m，最小为4.8 m，切顶高度集中于6～10 m，平均切顶高度为9.5 m。随着煤层厚度的增加，密集钻孔高度整体呈现增加的趋势。
![]()
图 1 不同矿井煤层厚度与切顶高度的分布Figure 1. Distribution of coal seam thickness and roof-cutting height in different mines目前对切顶高度的确定主要基于岩体的碎胀理论[26]，工作面回采后采空区被切顶板垮落破碎，形成矸石充满采空区并支撑上覆岩层，对切顶高度进行计算：
$$ H = \sum\limits_{i = 1}^m {{H_i}} = M/\left( {{K_{\mathrm{p}}} - 1} \right) $$ (1) 式中：$ \displaystyle\sum\limits_{i = 1}^m {{H_i}} $为不同岩层碎胀高度总和，m；M为煤层厚度，m；Kp为平均碎胀系数，一般Kp=1.1～1.6。根据碎胀理论可知煤层厚度与所需切顶高度成正相关。
2）煤层厚度与钻孔贯穿关键层高度的关系。工作面回采过后，在采空区顶板回转下沉过程中，关键层在密集钻孔形成的人造弱面位置发生拉剪复合破断。对于部分条件较好的矿井来说，密集钻孔不需要完全贯穿关键层，在关键层自重及上覆岩层载荷作用下关键层同样能够自主破断。预裂钻孔未贯穿部分关键层顶板能否在该过程中被顺利拉断，取决于该部分顶板的厚度，未贯穿顶板厚度越小，作用于预裂切缝未贯穿面上的应力就越大，越容易发生破断[27-28]。根据表1统计结果，不同矿井煤层厚度与基本顶贯穿高度的分布如图2所示。
![]()
图 2 不同矿井煤层厚度与基本顶贯穿高度的分布情况Figure 2. Distribution of coal seam thickness and height of drilling through main roof in different mines由图2a可知，煤层厚度与基本顶贯穿高度拟合方程为y=1.673 9x+0.589 4，R2=0.953 8，两者呈线性增大关系，即煤层厚度越大，基本顶所需贯穿高度越大。由图2b可知，为保证切顶效果，大部分矿井选择将密集钻孔完全贯穿基本顶，或者至少贯穿基本顶2/3的厚度。分析了部分钻孔贯穿高度小于2/3的矿井，发现这些矿井的直接顶基本属于软弱破碎且厚度较大，按照设计切顶高度垮落矸石能够充满采空区，且残余关键层能够稳定存在，不需要将关键层全部切落。如：姜家湾煤矿直接顶为砂泥岩互层，且厚达14～16 m；党家河煤矿直接顶为灰黑色易碎泥岩，平均厚7.37 m。
2.2 密集钻孔角度主要影响因素分析
根据表1，得到不同矿井切顶角度分布统计，如图3所示。由图3可知：切顶钻孔角度一般在75°～90°；对于薄及中厚煤层，顶板下沉变形空间较小，顶板切落主要依靠自重及上覆岩层荷载产生的剪力，切顶角度较大[29-31]。随煤厚增加切顶钻孔角度对切顶的影响逐渐减小，切顶角度呈现降低的趋势，煤层厚度的增加有利于顶板的自主破断。
合理的切顶钻孔角度有利于采空区的顶板垮落及巷道围岩稳定。切顶钻孔角度偏小时，不利于钻机施工，且不利于减小巷旁支护体的支护强度；切顶钻孔角度偏大时不利于留巷围岩的稳定[32-34]。在确定切顶钻孔角度时，应该根据实际地质情况及现场设备配置进行选取。
2.3 密集钻孔直径及间距主要影响因素分析
根据表1，得到不同矿井切顶钻孔直径及钻孔间距分布统计，如图4所示。由图4可知：切顶钻孔直径最大为113 mm，最小为28 mm；由于目前钻孔施工主要运用矿方现有设备，较多采用锚杆钻机施工，因此大部分切顶钻孔一般孔径较小，常用的切顶钻孔直径为30，42，50 mm。切顶钻孔间距最小为200 mm，最大为1 000 mm，多数为200 mm和300 mm。
![]()
图 4 不同矿井切顶钻孔直径及钻孔间距分布统计Figure 4. Distribution of roof-cutting drilling diameter and spacing in different mines单个钻孔的损伤范围主要受钻孔直径和抗拉强度影响，与钻孔直径成正比，与抗拉强度成反比。相邻两钻孔之间产生的损伤深度之和大于孔间距时，钻孔间裂隙相互贯通形成预裂切缝。同一水平多孔分布时，孔间应力相互干涉叠加使得单个钻孔的损伤范围增大；在钻孔直径确定的情况下，钻孔周边的切向应力随孔间距增加而减小。另外围岩抗拉强度越低，孔间应力越容易达到围岩的弹性极限，进入塑性状态，所以钻孔间距随着顶板抗拉强度增加而减小。
一般地，坚硬顶板设计钻孔间距为200～300 mm，复杂顶板设计钻孔间距为300～600 mm；如塔山煤矿8311工作面，基本顶为厚11.1 m的泥岩、中粒砂岩互层，普氏系数4.5左右，间距为200 mm；象山矿井3号煤层21309工作面为典型的三软煤层工作面，间距为500 mm。
根据表1，得到不同矿井煤厚与D/B值(孔间距与孔径之比)分布统计，如图5所示。
在统计的17个矿井内，D/B值最大值为长平矿，达到11左右，最小值为古汉山矿，达到3，有13个矿的D/B值在3~8。对煤层厚度与D/B值进行多项式拟合，拟合曲线方程为y=0.5484x2−2.1967x+6.7392，R2=0.9077，这说明煤层厚度与D/B值在一定范围内呈高度相关，所以在施工时，可以根据煤层厚度选择合理的D/B值，有利于顶板沿着钻孔切缝线发生破断。同时对异常值进行分析，可知长平矿、象山矿、姜家湾矿等矿井的顶板主要为厚度较大、破断性较好的软弱岩层或砂泥岩互层，所以采用了较大的D/B值。钻孔直径与间距二者共同作用影响密集钻孔破断效果，D/B值在一定范围内随煤厚而增加，随基本顶强度增加而减小。
3. 密集钻孔切顶关键参数确定方法
国内部分矿井密集钻孔切顶布置关键参数及主要影响因素研究结果，提出密集钻孔切顶留巷关键参数确定方法，具体步骤如图6所示。
![]()
图 6 密集钻孔切顶留巷关键参数确定方法Figure 6. Determination method of key parameters for roof cutting and roadway retaining by dense drilling1）密集钻孔切顶合理高度预计：①基于碎胀理论计算所需切顶高度，并进行覆岩关键层判别，确定主亚关键层位置；②对碎胀理论计算值与关键层高度进行对比，当碎胀理论值小于亚关键层高度时，切顶高度为碎胀理论计算值；③当碎胀理论值位于主亚关键层之间时，切顶高度为顶煤厚度+直接顶厚度+亚关键层厚度；④当碎胀理论值大于主关键层高度时，计算二者的差值，同时进行覆岩关键层二次判别，考虑当切顶高度为碎胀理论值时，残余关键层能否稳定承载上覆岩层且不发生破断；如果残余关键层能够稳定存在，则切顶高度为碎胀理论值；如果不能，则切顶高度为顶煤厚度+直接顶厚度+主关键层厚度。
2）密集钻孔切顶合理角度预计：根据统计分析结果可知，不同矿井切顶角度范围一般在0°～15°。切顶角度随着煤层厚度增加而降低，随着关键层厚度、强度增加而降低。根据实际地质情况及现场设备条件确定切顶合理角度并参照表一统计结果进行适当调整。
3）密集钻孔切顶合理钻孔直径与间距预计：①根据既有钻机条件确定钻孔直径；②针对不同煤厚，采用拟合方程确定合理D/B值，由此确定钻孔间距；③根据主关键层岩性及表一统计结果对钻孔间距进行适当调整。
现场施工时，采用密集钻孔切顶留巷关键参数确定方法确定施工方案，根据现场施工效果反馈对切顶参数进行调整优化，确定最优钻孔切顶留巷关键参数及施工方案。
4. 赵家寨矿密集钻孔切顶方案设计与效果检验
4.1 11210工作面密集钻孔切顶方案设计
赵家寨矿11210工作面主采山西组二1煤层，煤质松软，强度较低，煤层结构简单。该工作面煤层厚度变化较大，煤厚2～7 m，平均厚度4.0 m。工作面范围内煤层赋存稳定，地质情况简单，无构造发育。基本顶为大占砂岩，平均厚度12.24 m，裂隙发育，坚硬。直接顶为砂质泥岩，平均厚度1.62 m。12210工作面岩层综合柱状如图7所示。
基于密集钻孔切顶留巷关键参数确定方法设计11210工作面地质条件设计密集钻孔切顶方案。首先对11210工作面顶板进行覆岩关键层判别，确定基本顶大占砂岩为亚关键层，主关键层为香炭砂岩，厚度为42.79 m，距煤层高度为20.1 m。基于碎胀理论计算可得，顶板完全充满采空区所需高度为20 m，小于主关键层高度，所以切顶高度为顶煤厚度+直接顶厚度+亚关键层厚度，为14.16 m，实际取14 m。
参照表1统计结果，二1煤层属于厚煤层，且大占砂岩岩性较为坚硬，强度较大，所以钻孔角度为5°。目前矿方常用钻机钻头直径为28 mm。将煤层厚度代入拟合公式计算，确定合理D/B值约为7.9，则孔间距为221.3 mm，由于煤层属于厚煤层有利于关键层破断，所以孔间距取值适当增大，为250 mm。
4.2 密集钻孔切顶方案效果验证
1）数值模型建立。以赵家寨煤矿12210工作面回风巷实际地质条件为依据，建立数值模型，通过数值模拟对密集钻孔切顶方案进行验证优化。模型长×宽×高=80 m×2.5 m×42 m，两侧、底部和前后界面进行位移和应力边界约束，12210工作面平均埋深300 m，在模型顶部施加初始垂直载荷σz=7.5 MPa，在两侧施加初始水平载荷σx=σy=9.375 MPa，采用摩尔−库仑本构准则。在模型内部建立密集钻孔，在回采前对巷道及密集钻孔进行开挖，在巷道稳定后再对工作面进行回采。12210工作面及密集钻孔数值模型如图8所示，模型各分层物理力学性质见表3。
表 3 12210工作面围岩力学参数Table 3. Mechanical parameters of rock of No.12210 working face顶底板 岩性 厚度/
m密度/
(kg·m－3)体积模量/
GPa剪切模量/
GPa黏聚力/
MPa基本顶 大占砂岩 12.24 2600 6.0 5.8 6.0 直接顶 砂质泥岩 1.62 2300 2.2 2.1 2.8 煤层 二1 煤 4.00 1800 1.0 0.6 0.5 直接底 砂质泥岩 8.86 2300 2.2 2.1 2.8 基本底 L8灰岩 4.30 2800 4.2 2.4 5.5 2）密集钻孔切顶效果分析。在巷道顶板及帮部中心1 m深度位置设置测点对巷道应力进行监测，并对巷道围岩塑性破坏区域进行分析，探讨赵家寨矿三软煤层厚基本顶密集钻孔切顶效果。图9为密集钻孔切顶巷道顶板及密集钻孔塑性分布特征，图10、图11为巷道顶板及帮部围岩应力监测曲线。
由图9可知，密集钻孔巷道在工作面回采后，采空区顶板在覆岩压力及自重的作用下回转变形，使得顶板沿着密集钻孔形成的切缝线发生切落。由巷道顶板剖面A−A可知，在采空区顶板切落后，巷道直接顶强度较小，整体发生破坏，基本顶强度较大，塑性破坏较小，整体基本完好；由密集钻孔剖面B−B可知，基本顶密集钻孔的孔间未联通围岩产生的塑性变形以拉剪复合破坏为主。
由图10、图11可知，在采空区顶板切落初期，采空区顶板回转下沉，在密集钻孔顶端岩层产生较大的拉应力，在钻孔底端岩层受采空区顶板挤压产生较大的回转压应力，孔间围岩发生塑性破坏，之后密集钻孔相互联通形成切缝线，使得顶板沿着密集钻孔形成的切缝线发生切落，回转压应力降低。所以巷道顶板测点水平应力先增加后逐渐减小，峰值压力为−8.5 MPa，稳定后在2.0 MPa左右；垂直应力逐渐增加，峰值压力为−16.0 MPa，稳定后在−13.6 MPa左右。巷道帮部测点水平应力变化较小，峰值压力为−6.2 MPa，稳定后在−4.7 MPa左右；垂直应力同样逐渐增加，峰值压力为−12.2 MPa，稳定后在−10.4 MPa左右。
当密集钻孔高度为14 m，钻孔角度为5°，钻头直径为28 mm，孔间距为250 mm时，在回采工作面推进过后，采空区顶板能够顺利沿密集钻孔形成的切缝线发生破断，巷道顶板及帮部水平应力先增加而后逐渐减小，垂直应力逐渐增大，稳定后压力略大于原岩应力，有利于巷道保持稳定。
4.3 密集钻孔切顶技术现场应用
切顶试验选在赵家寨矿12210工作面回风巷，切顶高度为14 m，钻孔角度为5°，钻孔直径为28 mm，孔间距为250 mm。巷道采用锚网索支护，在超前施工密集钻孔后采用单体柱+工字钢梁进行补强支护，在工作面回采过后，工作面后方留巷巷帮采用“双层金属网+可伸缩U型钢”进行挡矸防护。密集钻孔布置方案如图12所示，密集钻孔施工及回采巷道补强支护如图13所示。
![]()
图 12 12210工作面回风巷密集钻孔切顶方案Figure 12. Roof cutting scheme by dense drilling in tail entry of No.12210 working face![]()
图 13 密集钻孔施工及回采巷道补强支护Figure 13. Dense drilling construction and reinforcement support of roadway回采过后，在覆岩载荷与顶板自重的作用下，采空区顶板沿预裂钻孔切缝发生破断，切落的矸石落在采空区内实现接顶，很大程度减小了留巷顶板与帮部的应力集中，提高了11210回风巷围岩稳定性。回采后巷道顶板与帮部变形监测及留巷效果如图14、图15所示。
![]()
图 15 密集钻孔切顶后留巷效果Figure 15. Effect of retaining roadway after roof cutting by dense drilling巷道变形监测结果显示，工作面采动前，巷道顶底板移近量小于100 mm，两帮收缩量小于150 mm；随着工作面推进，巷道变形逐渐加大，采动影响后顶底板最大移近量小于200 mm，巷道两帮最大收缩量不超过350 mm；周期来压过后，位移增加趋势减缓，变形趋于稳定。
5. 结 论
1）针对不同厚度的煤层均可采用密集钻孔的方法进行切顶，其中薄及中厚煤层应用较多。通过合理布设密集钻孔及巷道补强支护，多数矿井的密集钻孔切顶卸压效果较好。
2）密集钻孔切顶受煤厚影响较大，煤厚的增加有利于顶板的自主破断。其切顶高度随煤厚及基本顶厚度增加而增加；钻孔角度随煤厚增加对切顶的影响逐渐减小；钻孔直径与间距两者共同作用影响密集钻孔破断效果，D/B值在一定范围内随煤厚而增加，随基本顶强度增加而减小。
3）根据国内部分矿井密集钻孔切顶布置关键参数及主要影响因素研究结果，提出了密集钻孔切顶关键参数的确定方法，并在赵家寨矿11210工作面回风巷进行了工业性试验。
4）井下工业性试验结果表明：当密集钻孔高度为14 m，钻孔角度为5°，钻头直径为28 mm，孔间距为250 m时，采空区顶板能够顺利沿密集钻孔形成的切缝线发生破断，留巷巷道顶板及帮部变形较小，稳定性较好，证明通过合理设置密集钻孔能够有效实现回采巷道切顶卸压。
-
表 1 岩土体物理力学指标
Table 1 Geotechnical physical mechanics index
岩层 黏聚力/kPa 摩擦角/(°) 容重/(kN•m−3) 弹性模量/GPa 泊松比 中砂岩 88 38.9 26.1 3.38 0.29 煤 45 29 14.1 0.8 0.33 粉砂岩 82 40 26.6 5.48 0.28 
下载: 导出CSV
-
[1] 方玉树. 边坡稳定性分析条分法最小解研究[J]. 岩土工程学报,2008,30(3):331−335. FANG Yushu. The lowest solution of slice method for slope stability analysis[J]. Chinese Journal of Geotechnical Engineering,2008,30(3):331−335.
[2] 张福海,梁 喆,陈 雷. 土质边坡稳定性分析向心条分法[J]. 防灾减灾工程学报,2016,36(4):544−550. ZHANG Fuhua,LIANG Zhe,CHEN Lei. Arc-to-center slice method for soil slope stability analysis[J]. Journal of Disaster Prevention and Mitigation,2016,36(4):544−550.
[3] 王 振,叶晓明,刘永新. 考虑滑坡渐进破坏的改进简布条分法[J]. 岩土力学,2018,39(2):675−682. WANG Zhen,YE Xiaoming,LIU Yongxin. Improved Janbu slices method considering progressive destruction in landslide[J]. Rock and Soil Mechanics,2018,39(2):675−682.
[4] 张晓平,吴顺川,张志增,等. 含软弱夹层土样变形破坏过程细观数值模拟及分析[J]. 岩土力学,2008,29(5):1200−1205. doi: 10.3969/j.issn.1000-7598.2008.05.010 ZHANG Xiaoping,WU Shunchuan,ZHANG Zhizeng,et al. Numerical simulation and analysis of failure process of soil with weak intercalated layer[J]. Rock and Soil Mechanics,2008,29(5):1200−1205. doi: 10.3969/j.issn.1000-7598.2008.05.010
[5] XU Tao,XU Qiang,MAO Lindeng,et al. A numerical analysis of rock creep-induced slide: A case study from Jiweishan Mountain, China[J]. Environmental Earth Sciences,2014,72(6):2111−2128. doi: 10.1007/s12665-014-3119-7
[6] HOEK E, BRAY J W, 卢世宗. 岩石边坡工程[M]. 北京: 冶金出版社, 1983: 223−232. HOEK E, BRAY J W, LU Shizong. Rock slope engineering [M]. Beijing: Metallurgical Press, 1983: 223−232.
[7] 卢坤林,朱大勇. 坡面形态对边坡稳定性影响的理论与试验研究[J]. 岩石力学与工程学报,2014,33(1):35−42. LU Kunlin,ZHU Dayong. Theoretical and experimental study of effects of slope topography on its stability[J]. Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2014,33(1):35−42.
[8] 马 力,李克民,韩 流,等. 平直与水平凹形边坡力学结构及稳定性对比研究[J]. 采矿与安全工程学报,2016,33(4):728−733. MA Li,LI Kemin,HAN Liu,et al. Comparative study on stability and mechanical structure of straight slope and horizontal concave slope[J]. Journal of Mining & Safety Engineering,2016,33(4):728−733.
[9] 王 东,张晓敏,曹兰柱,等. 凹边坡稳定性三维极限平衡法研究与应用[J]. 中国安全科学学报,2016,26(7):91−95. WANG Dong,ZHANG Xiaomin,CAO Lanzhu,et al. 3D limit-equilibrium method for calculating concave slope stability and its application[J]. China Safety Science Journal,2016,26(7):91−95.
[10] 田 宇,张 波,刘博文,等. 露天矿多软弱夹层边坡变形机理与形态优化研究[J]. 煤炭科学技术,2021,49(6):189−194. TIAN Yu,ZHANG Bo,LIU Bowen,et al. Study on deformation mechanism and shape optimization of multi-weak interlayer slope in open-pit mine[J]. Coal Science and Technology,2021,49(6):189−194.
[11] 佘长超,陈 涛,韩 流,等. 冻融循环下排土场软岩边坡抗剪特性及时效性研究[J]. 煤炭科学技术,2021,49(10):50−57. SHE Changchao,CHEN Tao,HAN Liu,et al. Research on shear characteristics and timeliness of soft rock slope of dump under freezing-thawing cycle[J]. Coal Science and Technology,2021,49(10):50−57.
[12] 孙 江,田 光,韩 流,等. 内排阻水对非工作帮边坡稳定性影响规律研究[J]. 煤炭科学技术,2021,49(12):186−191. doi: 10.3969/j.issn.0253-2336.2021.12.mtkxjs202112023 SUN Jiang,TIAN Guang,HAN Liu,et al. Study on influence of water blocking of internal dumping site on stability of non-working slope[J]. Coal Science and Technology,2021,49(12):186−191. doi: 10.3969/j.issn.0253-2336.2021.12.mtkxjs202112023
[13] 王 珍,曹兰柱. 斜交断层影响下露天煤矿顺倾层状边坡稳定性研究[J]. 煤炭科学技术,2020,48(5):69−74. WANG Zhen,CAO Lanzhu. Study on dip bedded slope stability of open - pit coal mine under influence of oblique fault[J]. Coal Science and Technology,2020,48(5):69−74.
[14] 王 东,张 禹,曹兰柱,等. 露天矿边坡稳定性的断面形态效应研究[J]. 中国安全科学学报,2018,28(1):105−111. WANG Dong,ZHANG Yu,CAO Lanzhu. et al. Study of section shape effect on stability of open-pit slope[J]. China Safety Science Journal,2018,28(1):105−111.
[15] Alan W BISHOP. The use of the slip circle in the stability analysis of earth slopes[J]. Geotechnique,1955,5(1):7−17. doi: 10.1680/geot.1955.5.1.7
[16] 李广贺,王 东,曹兰柱. 横采内排追踪压帮高度对端帮稳定性影响研究[J]. 安全与环境学报,2019,19(1):191−195. LI Guanghe WANG Dong,CAO Lanzhu. Influence of the covering height on the stability of the end slope in the condition of the criss-cross-way exploitation with inner dumping[J]. Journal of Safety and Environment,2019,19(1):191−195.
[17] 张 禹,吕文伟. 含多层级软弱互层的露天矿边坡稳定性优化[J]. 露天采矿技术,2020,35(6):80−83. ZHANG Yu,LYU Wenwei. Optimization of slope stability of open-pit mine with multi-level weak interlayer[J]. Opencast Mining Technology,2020,35(6):80−83.
[18] 赵红泽,邵志奔,杜海瑞,等. 露天矿背斜区内排土场边坡基底处理方式优选研究[J]. 煤炭科学技术,2021,49(2):77−84. ZHAO Hongze,SHAO Zhiben,DU Hairui,et al. Study on optimization of treatment methods for inclined basement of inner dump slope in anticline area of open-pit mine[J]. Coal Science and Technology,2021,49(2):77−84.
[19] 张 萌,刘宏磊,乔文光,等. 排土场稳定性影响因素显著性研究[J]. 中国安全科学学报,2021,31(2):69−75. doi: 10.16265/j.cnki.issn1003-3033.2021.02.010 ZHANG Meng,LIU Honglei,QIAO Wenguang,et al. Significant research on influencing factors of dump stability[J]. China Safety Science Journal,2021,31(2):69−75. doi: 10.16265/j.cnki.issn1003-3033.2021.02.010
[20] 曹兰柱,黄浩轩,王 东,等. 胜利东二露天矿南帮滑坡区压煤回采边坡稳定性研究[J]. 煤炭科学技术,2019,47(10):81−87. doi: 10.13199/j.cnki.cst.2019.10.009 CAO Lanzhu,HUANG Haoxuan,WANG Dong,et al. Research on slope stability of coal recovery on landslide area underlying southern slope in Shengli No. 2 East Open-pit Mine[J]. Coal Science and Technology,2019,47(10):81−87. doi: 10.13199/j.cnki.cst.2019.10.009
-
期刊类型引用(5)
1. 孙文斌，张纪扬，陈东伟. 以断层活化突水事故为例的煤矿灾害感知研究. 有色设备. 2024(02): 24-31 . 
百度学术
2. 何欣宇，代姗姗，肖萌，李旭泽，卢仪帆. 煤矿预警信息发布影响因素重要度分析. 安全与环境工程. 2024(03): 32-46 . 百度学术
3. 靳晓明. 基于微震监测技术的煤矿底板水害自动预测方法研究. 当代化工研究. 2024(12): 89-91 . 百度学术
4. 兰天龙，董亚，任川，宋卫文. 基于长时监测原理的矿井水害信息监测系统研究. 煤炭技术. 2024(10): 169-173 . 百度学术
5. 宗伟琴. 煤矿水害监测预警GIS平台研发及应用. 能源科技. 2024(05): 28-33 . 百度学术
其他类型引用(0)
计量
- 文章访问数: 126
- HTML全文浏览量: 13
- PDF下载量: 44
- 被引次数: 5
