席 杰,王兆豐,2, 3,陳金生,2,李學(xué)臣,李艷飛,馬雄偉
(1.河南理工大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454003;2.河南理工大學(xué) 煤礦災(zāi)害預(yù)防與搶險(xiǎn)救災(zāi)教育部工程研究中心,河南 焦作 454003;3.煤炭安全生產(chǎn)與清潔高效利用省部共建協(xié)同創(chuàng)新中心,河南 焦作 454003;4.焦作煤業(yè)(集團(tuán))有限責(zé)任公司,河南 焦作 454000;5.河南能源集團(tuán)焦煤公司古漢山礦,河南 焦作 454300)
我國煤儲(chǔ)層在形成過程中經(jīng)歷多期地質(zhì)構(gòu)造,普遍具有瓦斯含量高、煤層透氣性低的特征,造成井下瓦斯抽采困難[1]。卸壓開采抽采瓦斯理論和技術(shù)可有效解決這一難題[2]。煤層開采對(duì)本煤層未開采部分和相鄰煤層均有一定的卸壓作用[3-4]。超前自卸壓區(qū)為工作面前方煤體受到本煤層采動(dòng)影響產(chǎn)生的應(yīng)力釋放區(qū),在此區(qū)域煤體膨脹變形,產(chǎn)生大量新生裂隙,使煤層透氣性系數(shù)增大。因此,預(yù)計(jì)相應(yīng)條件下的超前自卸壓區(qū)寬度是合理布置邊采邊抽鉆孔、強(qiáng)化瓦斯抽采的重要依據(jù)。
目前卸壓區(qū)寬度研究主要采用數(shù)值模擬、現(xiàn)場實(shí)測和理論分析等手段。陳滔等[5]分析采面超前卸壓機(jī)理并應(yīng)用COMSOL Multiphysics軟件對(duì)極近距離上鄰近層超前卸壓帶寬度進(jìn)行模擬,結(jié)果與實(shí)測寬度基本一致;付帥[6]提出采用鉆孔氣體漏失量法實(shí)測巷幫卸壓帶寬度;郭敬遠(yuǎn)等[7]采用FLAC3D軟件模擬出掘進(jìn)煤巷巷幫卸壓區(qū)域隨巷道開挖深度的變化規(guī)律;鄭吉玉等[8]采用鉆孔應(yīng)力傳感器實(shí)測采煤工作面前方卸壓區(qū)寬度,根據(jù)卸壓區(qū)范圍和鉆孔失效距離,得出不同偏角下的鉆孔卸壓瓦斯抽采量計(jì)算公式;文獻(xiàn)[9-10]對(duì)修正后的Fenner公式和Kastner進(jìn)行適用性分析,并對(duì)比研究深部圓形截面巷道不同荷載下的塑性區(qū)范圍;陳旭光等[11]推導(dǎo)圓形截面巷道分區(qū)破裂形成的破裂區(qū)范圍表達(dá)式,解釋周圍圍巖應(yīng)變和位移隨距離斷面增加呈波浪形變化的特征;姚國圣等[12]提出考慮擴(kuò)容梯度和塑性軟化特性的塑性區(qū)、破裂區(qū)半徑表達(dá)式,分析巷道圍巖破碎規(guī)律。
目前,超前自卸壓區(qū)的現(xiàn)場實(shí)測、數(shù)值模擬研究已有較大進(jìn)展,但是卸壓帶寬度理論分析大多以掘進(jìn)工作面為研究對(duì)象,而對(duì)綜采工作面的卸壓帶寬度理論研究較少。當(dāng)前綜采工作面的卸壓寬度理論分析主要以莫爾強(qiáng)度理論為準(zhǔn)則,結(jié)合不同開采條件下的經(jīng)驗(yàn)系數(shù),求解在極限應(yīng)力平衡區(qū)煤層界面的應(yīng)力微分方程。但隨著礦井機(jī)械化水平提高以及開采深度及厚度增大,現(xiàn)有理論公式計(jì)算的卸壓帶寬度往往比現(xiàn)場實(shí)測結(jié)果小。隨著工作面的不斷回采,勢(shì)必引起上覆巖層的失穩(wěn)破壞,最直接的表現(xiàn)是冒落帶隨開采垮落,造成工作面前方煤體的應(yīng)力重分布,此理論細(xì)化了冒落帶對(duì)于超前自卸壓范圍的影響,因此本文基于覆巖破壞傳遞的超前自卸壓過程,提出1種新的綜采工作面超前自卸壓區(qū)影響寬度的計(jì)算思路和方法,并通過順層鉆孔瓦斯抽采試驗(yàn)驗(yàn)證卸壓影響區(qū),量化卸壓抽采區(qū)抽采效果,為煤礦高效邊采邊抽提供參考。
原本承受上覆載荷的煤體受到采動(dòng)后,其應(yīng)力短時(shí)間內(nèi)集中到采面附近的煤體上,達(dá)到煤體強(qiáng)度極限便發(fā)生塑性破壞,致使煤體卸壓,從而使集中應(yīng)力向煤層深部轉(zhuǎn)移,達(dá)到應(yīng)力平衡后,工作面前方便形成卸壓區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原始應(yīng)力區(qū)[7]。在卸壓區(qū)內(nèi),煤巖強(qiáng)度降低,裂隙發(fā)育,煤層透氣性好,可強(qiáng)化瓦斯抽采。
由于回采過程破壞了煤體的原巖應(yīng)力,采面前方的煤體承受超前支承壓力發(fā)生變形,根據(jù)煤體變形的不同程度,煤壁前方一定區(qū)域內(nèi)分為塑性變形區(qū)和彈性變形區(qū)[13]。根據(jù)極限平衡條件,塑性區(qū)支承壓力分布規(guī)律滿足式(1)[14]:
(1)
在塑性變形區(qū)以外的圍巖變形為彈塑性變形,超前支撐壓力分布為負(fù)指數(shù)曲線[15],如式(2)所示:
σy=γH[1+Δke-δ(x-x0)]
(2)
聯(lián)立可得由殘存煤體強(qiáng)度推導(dǎo)出的卸壓范圍[16],如式(3)所示:
(3)
式中:k為最大應(yīng)力集中系數(shù),Δk=k-1;σy為超前支承壓力,為使煤體產(chǎn)生豎向壓縮變形的力,MPa;Rc為煤壁殘余強(qiáng)度,MPa;h為工作面采高,m;Δh為上覆巖層破壞高度,m;f為層面摩擦因數(shù),大小為該層面煤層與其頂?shù)装鍖用婺Σ两堑恼兄担沪脼槊簩尤葜?,N/m3;H為煤層埋深,m;δ為超前支承壓力的衰減系數(shù);x0為由殘存煤體強(qiáng)度推導(dǎo)的卸壓范圍,m;x為距離煤層的距離,m;φ為煤層的內(nèi)摩擦角,(°)。
根據(jù)卸壓區(qū)水平方向的應(yīng)力平衡方程,結(jié)合Mohr-Coulomb準(zhǔn)則,推導(dǎo)出包含孔隙瓦斯壓力的卸壓區(qū)寬度計(jì)算公式。在煤礦開采過程中,工作面前方煤體應(yīng)力狀態(tài)看做二維平面問題,只考慮上覆巖層施加的垂直應(yīng)力。
根據(jù)摩爾-庫侖理論,煤體破壞時(shí),滑移面上的正應(yīng)力(也稱之為超前支承壓力)σy和剪應(yīng)力τxy關(guān)系如式(4)所示:
τxy=-(σytanφ+c)
(4)
式中:τxy為剪應(yīng)力,MPa。
在卸壓平衡區(qū)水平方向的合力為0,即滿足式(5):
(5)
假設(shè)xb為考慮瓦斯壓力的卸壓區(qū)范圍邊界,m。在卸壓區(qū)邊界,即當(dāng)x=xb時(shí),水平應(yīng)力σx和正應(yīng)力σy的賦值可表示為式(6):
(6)
式中:σx為水平應(yīng)力,MPa。
聯(lián)立煤體應(yīng)力平衡方程和有效應(yīng)力方程,卸壓區(qū)寬度xb計(jì)算公式[8]如式(7)所示:
(7)
式中:a′為有效應(yīng)力系數(shù);Ac為卸壓區(qū)邊界處卸壓系數(shù);p1為煤層瓦斯壓力,MPa;p0為大氣壓,MPa;Rx為側(cè)向支護(hù)阻力,MPa;c為黏聚力,MPa;Δp為煤層瓦斯壓力與大氣壓的差值,MPa
由式(3)和式(7)可知,卸壓區(qū)寬度的范圍與煤層的采高、超前支承壓力、煤層瓦斯壓力以及煤巖的物理特性密切相關(guān)。然而實(shí)際上煤礦井下環(huán)境復(fù)雜,影響超前卸壓范圍的因素較多,主要為煤巖特性物理?xiàng)l件(煤層賦存深度、煤層厚度、頂?shù)装鍘r性、煤體強(qiáng)度等)和開采技術(shù)條件(作面長度、推進(jìn)速度、采煤方法等)2部分。
煤層埋藏深度越大,工作面前方支承壓力峰值越大,集中系數(shù)越小,其峰值距離煤壁的距離越遠(yuǎn),則對(duì)應(yīng)卸壓影響區(qū)范圍變大;煤質(zhì)堅(jiān)固性系數(shù)越小,支承壓力峰值點(diǎn)距煤壁越遠(yuǎn),而煤體強(qiáng)度變大時(shí),塑性變形區(qū)范圍變小,則支承壓力峰值變大,卸壓分布范圍變小[17];對(duì)于放頂煤開采,1次采出煤體的厚度越大,支承壓力峰值點(diǎn)距煤壁越遠(yuǎn),支承壓力極限平衡區(qū)寬度明顯增大;工作面長度越長,支承壓力的峰值和集中系數(shù)越大。相同采深時(shí),隨著采厚的加大,煤壁前方的塑性變形區(qū)和破壞區(qū)范圍隨采高的同步增大,超前應(yīng)力增加緩慢,支承壓力的集中系數(shù)趨于減小[18]。
因此超前支承應(yīng)力的分布特征直接影響煤體前方卸壓區(qū)的范圍,而采場上覆巖層的破碎斷裂是支承壓力形成的根本原因。研究上覆巖層破壞傳遞規(guī)律和受力狀態(tài)是分析支承壓力的理論基礎(chǔ),也是分析超前自卸壓范圍的重要考慮因素。
在工作面推進(jìn)過程中,采空區(qū)上覆巖層發(fā)生沉降運(yùn)移形成三帶,即緩沉帶、裂隙帶和冒落帶。冒落帶也稱垮落帶,其在采場由支架暫時(shí)支撐,在推進(jìn)方向不能保持水平力在煤巖層之間的傳遞;裂隙帶巖層裂隙較發(fā)育,在采場推進(jìn)過程中能夠以“傳遞巖梁”的形式周期性斷裂運(yùn)動(dòng),在推進(jìn)方向可保持水平力在煤巖層之間的傳遞。該部分巖層也是內(nèi)應(yīng)力場的主要壓力來源。
馮軍發(fā)等[19]通過分析覆巖破壞垮落過程中產(chǎn)生的壓力拱現(xiàn)象發(fā)現(xiàn),隨回采推進(jìn),壓力拱拱跡線不斷擴(kuò)展變化,最終拱跡線高度趨于一致,反映上覆巖層的動(dòng)態(tài)垮落過程。垮落帶和裂隙帶中已發(fā)生明顯運(yùn)動(dòng)的巖層位于壓力拱內(nèi),而垮落帶和裂隙帶中尚未發(fā)生明顯運(yùn)動(dòng)的巖層及緩沉帶巖層位于壓力拱外,基于壓力拱曲線的超前卸壓示意如圖1所示。
圖1 基于壓力拱曲線的超前卸壓示意
當(dāng)煤層以設(shè)計(jì)采高開采時(shí),開采區(qū)域周圍產(chǎn)生斷裂,開裂形狀為與開采區(qū)平行的拱跡線,靠近開采位置的原極限平衡區(qū)與圍巖分離,工作面的煤層開采移架后,支架上方煤巖體隨即垮落,也近似等同于該部分煤巖體進(jìn)行回采,原本形成的彈塑性邊界區(qū)變成新的自由表面。此種現(xiàn)象在卸壓理論計(jì)算推導(dǎo)上相當(dāng)于新的開采斷面形成,使工作面前方應(yīng)力重分布。
根據(jù)覆巖破壞規(guī)律,將冒落帶高度考慮進(jìn)單一厚煤層綜采工作面卸壓區(qū)推導(dǎo)中,由于煤層工作面斷面往往是長條狀,將切眼斷面沿工作面傾向劃分為寬度無限小的微分單元,每個(gè)單元沿工作面走向近似為圓形斷面,采高作為圓形斷面半徑,采場前方的應(yīng)力場分布為每個(gè)微分單元的彈塑性變化分布,假設(shè)巖石破壞服從摩爾庫倫準(zhǔn)則。工作面前方應(yīng)力變化如圖2所示。
圖2 摩爾庫倫準(zhǔn)則下的工作面前方應(yīng)力變化
由于現(xiàn)場環(huán)境的復(fù)雜性,對(duì)卸壓范圍推導(dǎo)進(jìn)行以下3個(gè)假設(shè):1)取采面中間某一微分圓形斷面,近似代表采面開采。2)圍巖為均質(zhì)各向同性。3)圍巖應(yīng)力場的均勻載荷在無限遠(yuǎn)處形成。假定地應(yīng)力為P0,MPa;內(nèi)部所受壓力即支護(hù)體的作用力為p,MPa;側(cè)壓力系數(shù)為1,黏聚力和內(nèi)摩擦角為常數(shù),將圓形截面巷道的塑性區(qū)分析作為軸對(duì)稱問題。設(shè)隧洞開挖的內(nèi)徑為r1,m;塑性區(qū)的范圍為小于rp的環(huán)形區(qū),其中,rp為覆巖破壞傳遞的卸壓區(qū)寬度,m。
先分析塑性區(qū)的應(yīng)力,在不計(jì)體積力時(shí),極坐標(biāo)系下軸對(duì)稱問題的平衡微分方程如式(8)所示:
(8)
式中:σθ,σr為洞室圍巖切向應(yīng)力和洞室圍巖徑向應(yīng)力,MPa;r為微單元孔的半徑,m。
深部圓形截面巷道原始應(yīng)力破壞后,巷道周圍圍巖產(chǎn)生應(yīng)力重分布。當(dāng)周圍圍巖應(yīng)力大于摩爾庫倫準(zhǔn)則下的巖石強(qiáng)度屈服極限時(shí),圍巖將產(chǎn)生塑性破壞,摩爾庫倫準(zhǔn)則如式(9)所示:
(9)
式中:c為圍巖黏聚力,MPa;φ為圍巖內(nèi)摩擦角,(°);聯(lián)立公式(8)~(9)可得式(10):
(10)
代入邊界條件,當(dāng)隧道開挖半徑為r1時(shí),內(nèi)部所受壓力為P,MPa,即:(σr)r=r1=-P。
解得半徑為r1的圓形塑性區(qū)內(nèi)應(yīng)力表達(dá)式為式(11):
(11)
假設(shè)在應(yīng)力極限平衡狀態(tài)即r=rp處的應(yīng)力為σrp,MPa,距采面無限遠(yuǎn)處的地應(yīng)力可視為原始地應(yīng)力為P0,MPa。對(duì)于彈性區(qū)內(nèi)一點(diǎn)的徑向應(yīng)力與切向應(yīng)力表達(dá)式,可由拉密解答給出,如式(12)所示:
(12)
由于(σr)r=rp(σrp),聯(lián)立塑性區(qū)內(nèi)的應(yīng)力表達(dá)式和彈性區(qū)內(nèi)的應(yīng)力表示式可得rp,如式(13)所示:
(13)
隨工作面的不斷推進(jìn),覆巖運(yùn)動(dòng)范圍逐漸擴(kuò)大,壓力拱的影響高度最終趨于一致,“傳遞巖梁”周期性斷裂運(yùn)動(dòng)在工作面表現(xiàn)為周期來壓。基于周期來壓,冒落帶隨回采周期性垮落,且垮落高度也隨壓力拱拱跡線高度趨于一致,而冒落帶垮落后,形成新的自由斷面。因此,對(duì)于超前卸壓理論計(jì)算半徑應(yīng)為工作面采高與冒落帶之和。根據(jù)《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設(shè)與壓煤開采規(guī)范》,堅(jiān)硬覆巖的冒落帶高度Hm的經(jīng)驗(yàn)公式[20-21]如式(14)所示:
(14)
因此基于覆巖破壞傳遞的卸壓區(qū)寬度rp計(jì)算如式(15)所示:
(15)
式中:∑m為累計(jì)采厚,m;Hm為冒落帶高度,m。
以古漢山礦1604綜采工作面為試驗(yàn)對(duì)象。工作面標(biāo)高-427~-564 m,走向長度978~1 010 m,傾向長度152 m。單一開采二疊系山西組二1煤層,煤層賦存穩(wěn)定,煤層平均傾角14°,平均厚度5.3 m,采高2.8 m,采用后退式走向長壁采煤法、全部陷落法管理頂板。煤層最大原始瓦斯含量為28.04 m3/t,原始瓦斯壓力平均1.11 MPa。試驗(yàn)煤層力學(xué)性能參數(shù)見表1。
表1 試驗(yàn)煤層力學(xué)性能參數(shù)
在1604工作面切眼前方大于90 m范圍內(nèi)布置順層瓦斯抽采鉆孔,每個(gè)單孔瓦斯抽采影響半徑為2.5 m,試驗(yàn)鉆孔間距為1.6 m,孔深75~80 m,鉆孔高度為距底板1.5 m,每12~15個(gè)鉆孔為1組,每組安裝孔板流量計(jì)定期測量5組試驗(yàn)鉆孔的瓦斯抽采濃度、流量?,F(xiàn)場試驗(yàn)鉆孔布置如圖3所示。
圖3 工作面順層鉆孔抽采布置
隨著工作面推移,鉆孔瓦斯抽采量隨采面前方應(yīng)力變化而動(dòng)態(tài)變化[22],5組孔板瓦斯抽采純量如圖4所示。
圖4 組孔瓦斯抽采純量隨切眼距離變化曲線
由圖4可知,5組孔板瓦斯抽采純量在整體上呈現(xiàn)同一規(guī)律的變化趨勢(shì)。距離切眼>60~90 m,瓦斯抽采純量維持在較低的數(shù)值小幅度波動(dòng),說明試驗(yàn)鉆孔距離工作面較遠(yuǎn),尚未受到開采卸壓擾動(dòng);距離切眼>40~60 m范圍,瓦斯抽采純量小幅度上升,煤體處于集中應(yīng)力帶向卸壓帶的過渡區(qū)域,透氣性緩慢增加,鉆孔瓦斯抽采量逐步升高;距工作面>20~40 m范圍內(nèi),瓦斯抽采純量明顯上升,在距離工作面30 m附近的位置達(dá)到峰值,之所以產(chǎn)生此種現(xiàn)象是由于開采擾動(dòng)使煤層處于卸載狀態(tài),有效降低煤層瓦斯壓力,煤體內(nèi)部膨脹變形,微孔裂隙通道發(fā)育,煤體中吸附的瓦斯大量解吸,鉆孔瓦斯抽采量升高,此區(qū)域是卸壓瓦斯抽采的最佳區(qū)間。距工作面>0~20 m范圍內(nèi)鉆孔瓦斯抽采純量逐漸降低,這是由于當(dāng)距離工作面越近時(shí),煤巖巖塊越松散,裂隙孔隙越發(fā)育,此處抽采鉆孔的封孔效果受此影響,不能有效抽取煤層中的瓦斯,反而在負(fù)壓下沿煤壁裂隙吸入巷道中的空氣,可降低抽采瓦斯?jié)舛取?/p>
將1604工作面的煤層基本參數(shù)代入公式(15),冒落帶高度(12.79±2.5)m。取高度14 m,理論計(jì)算半徑應(yīng)為工作面釆高與冒落帶高度之和,計(jì)算得出卸壓帶寬度為29.97 m。
試驗(yàn)鉆孔各組瓦斯抽采純量見表2。由表2可知,在距離工作面>20~40 m范圍內(nèi)的平均瓦斯抽放純量為0.074 m3/min,分別為>0~20 m,>40~60 m,>60~90 m范圍內(nèi)的3.08,1.85,3.89倍。通過實(shí)測采面前方順層鉆孔抽采濃度變化特性確定超前卸壓區(qū)寬度為28~30 m;距工作面>20~40 m范圍為瓦斯高效抽采區(qū)。
表2 各組孔瓦斯抽采純量隨工作面距離變化
1)為研究基于覆巖破壞傳遞的超前自卸壓區(qū)影響寬度,分析回采過程中的壓力拱運(yùn)移特性。隨著工作面的不斷推進(jìn),會(huì)引起上覆巖層破壞及冒落帶垮落,造成超前支承應(yīng)力重分布,使超前卸壓區(qū)范圍變大。
2)通過理論分析,簡化工作面開采條件,提出以摩爾庫倫準(zhǔn)則為判據(jù),基于覆巖破壞傳遞過程中冒落帶垮落的超前卸壓影響寬度理論計(jì)算新方法。
3)在1604綜采工作面利用抽采順層鉆孔抽采純量變化確定卸壓帶寬度為28~30 m,距工作面>20~40 m范圍為瓦斯高效抽采區(qū),平均瓦斯抽采純量0.074 m3/min,為原始應(yīng)力抽采區(qū)的3.89倍??紤]冒落帶垮落的超前卸壓理論計(jì)算寬度為29.97 m,與實(shí)測值較為吻合,證明該方法的可行性。