楊繼元,朱 磊
(1.國家能源集團(tuán)神東技術(shù)研究院,陜西榆林 719315;2.中煤能源研究院有限責(zé)任公司,陜西西安 710054)
神府、東勝煤田是我國重要的優(yōu)質(zhì)動力煤供應(yīng)基地,隨著開采規(guī)模的不斷擴(kuò)大,已經(jīng)成為我國重要的能源供給地[1-3]。此區(qū)域煤層賦存具有埋藏淺、厚度大、傾角小、基巖薄等特點(diǎn)[4]。隨著開采技術(shù)水平的不斷提升,工作面回采速度不斷提高,加快了工作面接續(xù)頻率,使得工作面接續(xù)緊張狀況時常出現(xiàn)[5-7]。為提高搬家速度,多采用預(yù)掘雙回撤通道、無軌膠輪車運(yùn)輸?shù)陌峒夜に嘯8]。在工作面末采階段,受采動應(yīng)力的影響,回撤通道圍巖變形嚴(yán)重,常常出現(xiàn)巷道頂板急劇下沉、大面積片幫、底鼓等,嚴(yán)重影響了工作面末采及搬家期間的安全生產(chǎn)[9-10]。
近年來,相關(guān)學(xué)者對回撤通道末采段覆巖運(yùn)動特征與圍巖控制進(jìn)行了大量的研究工作。王兆會等[11]提出改變采高、工作面推進(jìn)速度、局部充填的頂板控制措施,保證貫通時頂板無來壓,避免了壓架事故。吳志剛等[12]對回撤通道礦壓規(guī)律進(jìn)行了研究,提出巖層響應(yīng)和超前壓力傳遞機(jī)理;李興華等[13]對回撤通道支護(hù)強(qiáng)度特征進(jìn)行了研究,提出相應(yīng)控制技術(shù);谷拴成等[14]建立了末采剩余煤柱力學(xué)分析模型,研究了工作面貫通前合理停采位置的確定方法;韓龍等[15]研究了末采及回撤階段礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和末采等壓頂板控制技術(shù);徐敬民等[16]研究了綜采工作面回撤階段壓架冒頂機(jī)理和圍巖支護(hù)技術(shù)。由于淺埋煤層覆巖失穩(wěn)運(yùn)動直接導(dǎo)致上覆松散覆蓋層的整體垮落,對工作面采動應(yīng)力分布、礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度等產(chǎn)生了重要影響。研究末采段覆巖失穩(wěn)運(yùn)動形式,對深入研究末采段圍巖應(yīng)力分布規(guī)律以及圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)具有重要的指導(dǎo)意義[17-19]。為此,基于錦界煤礦31115 工作面生產(chǎn)技術(shù)條件,研究了淺埋煤層綜采工作面覆巖基本頂破斷特征、末采段失穩(wěn)運(yùn)動形式,及其對末采段圍巖應(yīng)力分布規(guī)律的影響,并提出了末采段圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)。
錦界煤礦31115 工作面位于31#煤層一盤區(qū),煤層底板標(biāo)高1 119.83~1 129.26 m,地表標(biāo)高1 217.4~1 252.5 m。工作面寬度280 m,推進(jìn)長度5 250 m。煤層平均厚度3.28 m,煤層平均傾角為1°,整體呈寬緩的單斜構(gòu)造,煤層普氏硬度系數(shù)1~3。31#煤層上覆巖層由地表覆蓋層與基巖層組成,覆蓋層由風(fēng)積沙和黏土層組成,平均厚度36.00 m;基巖層由炭質(zhì)泥巖、粉砂巖、細(xì)砂巖、中粒砂巖、煤層等組成,平均厚度59.7 m。31115 工作面覆巖柱狀圖如圖1。
圖1 31115 工作面覆巖巖性柱狀圖Fig.1 Borehole columnar section of 31115 working face
31115 工作面采用預(yù)掘雙回撤通道、無軌膠輪車運(yùn)輸?shù)陌峒夜に嚕?、輔回撤通道間留設(shè)25 m 的煤柱,31115 工作面末采段巷道布置圖如圖2。主、輔回撤通道斷面尺寸均為5.0 m×3.0 m,輔回撤通道斷面尺寸為5.4 m×3.0 m,均采用錨桿、錨索和鋼筋網(wǎng)聯(lián)合支護(hù),主、輔回撤通道支護(hù)斷面圖如圖3。根據(jù)以往生產(chǎn)經(jīng)驗(yàn),工作面末采期間,主、輔回撤通道會出現(xiàn)大面積片幫、冒頂?shù)入[患。
圖2 31115 工作面末采段巷道布置圖Fig.2 Layout of roadway in the final mining section of 31115 working face
圖3 主、輔回撤通道支護(hù)斷面圖Fig.3 Supporting sectional diagrams of main and auxiliary retracting passages
基于彈性力學(xué)理論,建立了淺埋綜采工作面基本頂周期破斷深梁結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,對基本頂?shù)钠茢嗵卣髋c極限跨距進(jìn)行了分析[20-21]。
受均布載荷作用懸臂深梁力學(xué)模型如圖4。圖4為矩形截面的深梁,梁的長度為l,梁的高度為h,梁的上表面受均布載荷作用。
圖4 受均布載荷作用懸臂深梁力學(xué)模型Fig.4 Mechanical model of cantilevered deep beam under uniform loading
根據(jù)彈性力學(xué)理論,基于最大拉應(yīng)力準(zhǔn)則,計(jì)算得出懸臂深梁破斷時的極限跨距l(xiāng)max為:
式中:h 覆巖基本頂厚度,m;RT為覆巖基本頂巖體抗拉強(qiáng)度,MPa;KG為載荷傳遞因子,取0.5;ρ為基本頂上覆巖層平均密度,取2 500 kg/m3;H0為基本頂上覆巖層累計(jì)厚度,m。
31115 工作面覆巖基本頂為12.75 m 厚的粉砂巖。根據(jù)關(guān)鍵層理論[17],其上覆控制巖層H0為25.6 m。根據(jù)煤巖層物理力學(xué)測試,取粉砂巖抗拉強(qiáng)度為3.8 MPa,通過式(1)計(jì)算得出31115 工作面粉砂巖破斷步距為17.80 m。
為進(jìn)一步分析錦界煤礦淺埋綜采工作面末采段覆巖失穩(wěn)運(yùn)動形式,基于31115 工作面開采為原型,采用3DEC 數(shù)值模擬[22-24],經(jīng)過適當(dāng)簡化,建立31115 工作面末采段數(shù)值計(jì)算模型。模型中覆巖基本頂為12.8 m 厚的粉砂巖,根據(jù)其賦存深度及物理力學(xué)參數(shù),確定其沿工作面推進(jìn)方向塊度大小為22.0 m×12.8 m。
根據(jù)末采段工作面與主回撤通道貫通時工作面的來壓狀態(tài),可將貫通時基本頂失穩(wěn)運(yùn)動形式分為滑落失穩(wěn)和回轉(zhuǎn)失穩(wěn)2 種狀態(tài),覆巖基本頂失穩(wěn)運(yùn)動形式數(shù)值模擬結(jié)果如圖5 和圖6。
圖5 覆巖滑落失穩(wěn)Fig.5 Overburden slide instability
由圖5 和圖6 可以看出,當(dāng)基本頂斷裂線位于主回撤通道上方時,其破斷巖塊發(fā)生滑落失穩(wěn),工作面及主回撤通道頂板受到較大的垂直作用力,易發(fā)生工作面支架壓死及主回撤通道冒頂?shù)葹?zāi)害;當(dāng)基本頂斷裂線位于回撤通道煤柱上方時,其破斷巖塊發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn),工作面及主回撤通道頂板除受到較大的垂直作用力外,還受到一定的水平作用力,工作面支架及回撤通道垛架穩(wěn)定性變差。此時回撤通道煤柱受到較大的采動影響,可能引起煤柱的失穩(wěn),導(dǎo)致輔回撤通道圍巖變形增大。
圖6 覆巖回轉(zhuǎn)失穩(wěn)Fig.6 Overburden instability movement
為了分析工作面末采段圍巖應(yīng)力分布情況,提取數(shù)值模擬結(jié)果,整理得出末采段頂板不同基本頂失穩(wěn)運(yùn)動形式下,工作面末采貫通階段前方垂直應(yīng)力分布變化情況如圖7。
由圖7 可以看出,隨著工作面距主回撤通道距離的減小,工作面超前支承壓力不斷增大,當(dāng)工作面推進(jìn)至與主回撤通道貫通前10 m 時,工作面與主回撤通道之間煤柱垂直應(yīng)力急劇增大,其中回轉(zhuǎn)失穩(wěn)狀態(tài)應(yīng)力增高值明顯大于滑落失穩(wěn)狀態(tài);且隨著工作面距主回撤通道距離的減小,主輔回撤通道間煤柱垂直應(yīng)力呈增大趨勢。工作面末采階段采動支承壓力與回撤通道側(cè)向支承壓力的耦合疊加,造成區(qū)域應(yīng)力集中程度明顯增大,是工作面支護(hù)困難和貫通階段主回撤通道圍巖變形大的主要原因。
圖7 末采貫通階段工作面前方垂直應(yīng)力分布Fig.7 Vertical stress distribution in front of the working face in end-mining through stage
工作面與主回撤通道貫通時,主、輔回撤通道間應(yīng)力分布情況如圖8。
圖8 貫通后主、輔回撤通道間應(yīng)力分布Fig.8 Stress distribution between main and auxiliary retracement channels after penetrating
由圖8 可以看出,工作面與主回撤通道貫通時,在工作面超前支承壓力的影響下,主回撤通道實(shí)體煤側(cè)巷幫垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力均出現(xiàn)明顯的應(yīng)力集中顯現(xiàn),受采動影響明顯,隨著貫通后工作面停止推采,上覆巖層的進(jìn)一步壓實(shí)和基本頂?shù)倪\(yùn)動,末采段巷幫難以控制。
末采段主回撤通道頂板下沉量、實(shí)體煤巷幫移近量如圖9 和圖10。
圖9 末采段主回撤通道頂板下沉量Fig.9 Roof subsidence of main retracement passage in final mining section
圖10 末采段主回撤通道實(shí)體煤幫移近量Fig.10 Moving volume of solid coal side of main retracement passage in final mining section
由圖9 和圖10 可以看出,工作面推進(jìn)至與主回撤通道貫通前10 m,主回撤通道圍巖變形量開始急劇增大,當(dāng)工作面與主回撤貫通時,主回撤通道頂板最大移近量為1 264 mm,實(shí)體煤側(cè)巷幫移近量為265 mm。另外,由圖5 和圖6 可以看出,末采階段輔回撤通道受采動影響較小,圍巖變形量較小。因此,末采段應(yīng)采取合理措施,保證工作面與主回撤貫通階段,工作面頂板及主回撤通道圍巖的穩(wěn)定性。
末采貫通階段覆巖基本頂?shù)氖Х€(wěn)運(yùn)動是影響工作面及主回撤通道圍巖穩(wěn)定性的主要因素,因此,保證貫通時工作面及回撤通道上方覆巖不發(fā)生明顯的失穩(wěn)運(yùn)動,是淺埋厚煤層綜采工作面末采階段圍巖穩(wěn)定性控制的關(guān)鍵[5]。現(xiàn)場生產(chǎn)中,在準(zhǔn)確掌握工作面來壓規(guī)律的基礎(chǔ)上,末采階段采用停采讓壓及強(qiáng)制放頂?shù)葢?yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù),控制覆巖基本頂破斷位置,使得貫通時工作面及回撤通道處于圍巖壓力較小的狀態(tài),保證工作面及主回撤通道圍巖的穩(wěn)定性。末采階段控制覆巖基本頂破斷位置后,工作面貫通時圍巖結(jié)構(gòu)特征如圖11。由圖11 可以看出,采區(qū)措施使得工作面與主回撤貫通時處于頂板來壓剛結(jié)束的狀態(tài),基本頂回轉(zhuǎn)下沉量小,對工作面及主回撤通道的安全支護(hù)具有積極的作用。
圖11 采取措施后工作面貫通時圍巖結(jié)構(gòu)特征Fig.11 Structural characteristics of surrounding rock when working face is connected after taking measures
工作面與主回撤通道貫通時,回撤通道間煤柱應(yīng)力分布情況如圖12。末采階段主回撤通道圍巖變形量變化情況如圖13。
圖12 末采貫通階段工作面前方垂直應(yīng)力分布Fig.12 Vertical stress distribution in front of the working face in end-mining through stage
由圖12 和圖13 可以看出,工作面與主回撤貫通時處于頂板來壓剛結(jié)束狀態(tài),工作面采動影響下,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力集中系數(shù)最大為1.68,影響范圍最大范圍為5.0 m,相比于貫通時覆巖基本頂處于回轉(zhuǎn)失穩(wěn)或滑落失穩(wěn)狀態(tài)而言,應(yīng)力集中程度明顯降低,使得末采貫通時,主回撤通道頂板移近量最大為218 mm,實(shí)體煤側(cè)巷幫移近量最大為109 mm,巷道圍巖控制效果良好。
圖13 末采貫通階段主回撤圍巖變形Fig.13 Surrounding rock deformation of the main retractable rock in the last mining and penetrating stage
1)根據(jù)末采段工作面與主回撤通道貫通時工作面的來壓狀態(tài),可將貫通時基本頂失穩(wěn)運(yùn)動形式分為滑落失穩(wěn)和回轉(zhuǎn)失穩(wěn)2 種狀態(tài)。
2)工作面末采段采動支承壓力與回撤通道側(cè)向支承壓力的耦合疊加,使得區(qū)域應(yīng)力集中程度增大,是工作面支護(hù)困難和貫通階段主回撤通道圍巖變形大的主要原因。
3)在準(zhǔn)確掌握工作面來壓規(guī)律基礎(chǔ)上,采用停采讓壓及強(qiáng)制放頂?shù)葢?yīng)力轉(zhuǎn)移技術(shù),控制覆巖基本頂破斷位置,使得末采貫通時工作面及回撤通道處于圍巖壓力較小的狀態(tài),是保證工作面及主回撤通道圍巖的穩(wěn)定性的關(guān)鍵。