徐燕飛,安士凱,徐 翀,陳永春,易 厚
(1.煤炭開采國家工程技術研究院,安徽 淮南 232001;2.煤礦生態環境保護國家工程實驗室,安徽 淮南 232001;3.淮南礦業(集團)有限責任公司,安徽 淮南 232001)
受區域地質構造發育和煤層賦存特征影響,不同礦井開采條件千差萬別,導致不同工作面礦壓顯現規律存在差異性[1]。傳統砌體梁理論認為,上覆巖梁破斷后巖塊相互咬合所經歷的失穩及極限平衡狀態為時間函數,由此引起的支承壓力壓裂煤壁、采空區壓實過程也均為時間函數[2],工作面的礦壓顯現具有時間效應。
部分學者研究發現,一定條件下加快工作面的推進速度,能顯著減弱礦壓顯現特征,改善工作面圍巖體維護狀況,對工作面礦壓起到正向控制作用。如王金安,謝廣祥等[3-4]對謝橋煤礦綜放工作面研究發現,圍巖破壞區及位移隨工作面推進速度增加而減??;劉全明[5]對神東礦區淺埋綜采工作面研究發現,工作面推進速度加快,超前支承壓力影響范圍減小,頂板斷裂對液壓支架影響減弱;王志強等[6]在察哈素煤礦研究發現,工作面推進速度增加,液壓支架的維護狀況得以改善。而另一部分學者研究進而發現,一定條件下加快工作面的推進速度,非但不能對工作面礦壓起到正向控制,反而加劇了工作面的礦壓顯現,對圍巖維護產生不利影響。如馬海峰等[7]研究發現,工作面推進速度加快,圍巖應力、破壞范圍以及變形量均增大;楊敬虎等[8]研究得出高強度開采工作面推進速度加快,大大增加了壓架事故發生的可能性;朱志潔等[9]對特厚煤層開采研究發現,工作面推進速度加快后,礦壓顯現更加劇烈;閆憲磊等[10]研究發現工作面開采速度的增大會增加礦震的震動次數和能量。
綜合已有研究可以得出:在工作面緩慢推進時,加快工作面的推進速度對礦壓控制是有利的;但工作面推進速度達到一定程度后,進一步加快工作面推進速度,圍巖發生動力災變概率和危害程度將升高,為保障工作面的安全、高效開采,工作面應選擇合理的推進速度[11]。關于合理推進速度的大小,一些學者進行了討論[12-15],由于各礦區開采條件的不同,研究得出的工作面合理開采速度大小差異較大,文獻[12]-[15]對不同礦區工作面的合理推進速度分別進行了研究,得出各工作面的合理開采速度為3.6~16 m/d。由此可見,不同礦區工作面煤層賦存特征、采煤工藝、開采參數、圍巖性質等的不同,決定了不同工作面具有適合其自身的合理推進速度。工作面推進速度的快與慢,是一個相對概念,在分析工作面推進速度對礦壓規律的影響時,必須結合特定的開采條件。
顧橋煤礦位于潘謝礦區中西部,1213(1)工作面位于顧橋礦11號煤層,煤層平均厚3.03 m,煤層傾角平均3°,工作面煤層賦存較穩定,研究區域工作面煤層頂板為細砂巖,少量裂隙發育,致密堅硬,厚6~18 m。為對比分析堅硬頂板工作面對礦壓的影響,選擇1213(1)上覆的相鄰軟弱頂板工作面1212(3)作為對照。1212(3)工作面位于13號煤層,煤層平均厚4.42 m,煤層傾角平均2°,工作面煤層賦存較穩定,直接頂為泥巖、煤線、泥質粉砂巖、砂質泥巖互層的復合頂板,厚4.5~8.7 m。工作面來壓特征統計見表1。

表1 工作面來壓特征統計Table 1 Statistics on weighting characteristics of working face
統計2個工作面來壓特征發現,具有砂巖直覆頂板的1213(1)工作面初次來壓、周期來壓步距和動載系數均大于上覆軟弱頂板的1212(3)工作面?,F場礦壓觀測也發現1213(1)工作面來壓時礦壓顯現明顯,出現煤壁片幫,液壓支架立柱安全閥多數開啟現象。分析得出,發育有堅硬頂板的工作面礦壓顯現更為顯著,開展堅硬頂板工作面礦壓顯現的推進速度效應研究,對實現工作面的礦山壓力控制,更具現實意義。
由覆巖運動規律可知,堅硬厚層頂板巖層隨著工作面的推進產生周期性破斷,破斷巖塊間相互咬合,形成具有一定承載能力的砌體梁結構,成為礦山壓力的主承載結構;控頂區內液壓支架以有限的支護能力與圍巖形成“支架-煤壁-破斷巖塊”支護系統,共同承載上覆巖層壓力[16]。破斷后頂板巖塊的運動受巖塊長度、液壓支架控頂位置、巖塊厚度以及頂板巖性等共同影響[17];由綜采工藝可知,落煤后伴隨液壓支架前移,頂板巖塊懸臂長度和液壓支架控頂位置改變,引起頂板巖塊移動;同時,受巖石固有的流變力學屬性影響,作業循環時間引起圍巖的蠕變變形及應力調整。工作面推進速度主要由單次落煤截深和作業循環時間2個因素決定[3,18],因此,可以通過分析落煤和循環時間對頂板運動的影響,來研究工作面推進速度對礦壓影響規律。
將液壓支架上方構成砌體梁結構的巖塊簡化為一端固支一端鉸支梁受力模型,任取巖梁1個截面,求得控頂區上方巖梁的撓度表達式為[19]:
(1)
式中:w1為控頂區上方巖梁撓度,mm;q1為上覆巖梁均布線載荷,kN/m;qz1為液壓支架對頂板支護力線載荷最大集度,kN/m;lc為控頂區上方巖梁跨度,m;x為巖梁任意截面位置,m;C為基本頂周期來壓步距,m;lk為液壓支架控頂區長度,m;E1,E2分別為控頂區上方和斷裂巖梁彈性模量,GPa;I1為控頂區上方巖梁截面慣性矩,mm4;kg為冒落矸石對巖塊支撐剛度,N/mm;A2為巖梁截面的面積,m2;SA為斷裂巖塊下沉值,mm。
由式(1)可知,受工作面每次落煤、移架影響,控頂區上方巖梁跨度lc不斷變化,巖梁撓度w1隨之變化,并且巖梁的這種移動在落煤、移架后瞬間完成。隨著工作面推進,基本頂將發生周期性斷裂,1個周期來壓步距內落煤次數基本是一致的,因此,由落煤、移架引起的這種頂板剛性回轉下沉量也是一定的,加快工作面推進速度無法減少該部分的頂板下沉量。
圖1為現場監測的落煤前后頂板瞬間下沉情況,該部分頂板剛性回轉下沉是由頂板巖梁幾何參數和物理力學參數所決定的,屬于頂板巖梁的給定變形,液壓支架對該部分變形的控制作用是有限的。

圖1 落煤引起的頂板瞬間下沉Fig.1 Instantaneous subsidence of roof caused by coal drop
現場礦壓觀測發現,當工作面停止推進后,隨著時間的推移,頂板持續下沉,這是由巖石材料固有的流變力學屬性所決定的。采用開爾文流變模型對時間引起的頂板巖梁變形規律進行分析,開爾文流變模型由1個彈性元件和1個粘性元件并聯而成[20],根據其本構方程得出基本頂初次垮落后控頂區上方巖梁的蠕變下沉方程為:
(2)

由式(2)可知由巖梁蠕變引起的頂板變形過程是一個時間函數,隨著時間的延長巖梁變形量不斷增加,并且巖梁的蠕變變形量與巖梁的剛性回轉下沉量w1呈正比。
當工作面停止推進時監測頂板持續蠕變下沉變化如圖2所示。

圖2 工作面停止推進頂板持續下沉情況Fig.2 Continuous subsidence of roof when working face stopped advancing
由圖2可知,圍巖體蠕變引起的巖梁下沉量隨時間延長不斷增大,在工作面開采工程中,加快工作面推進速度,縮短作業循環時間,能有效減少該部分的頂板下沉量。
按照1213(1)工作面工程地質條件,運用FLAC3D數值模擬軟件建立模型,計算過程采用摩爾-庫侖(Mohr-Coulomb)屈服準則。針對工作面推進速度對礦壓規律影響的數值模擬,可以通過控制開挖深度及迭代步時語句來實現[3]。認為每1個開挖步驟都是準靜力學過程,每次開挖后按設計方案迭代計算。開挖計算方案見表2,巖層參數見表3,方案1~5每次開挖步距不斷增加,代表工作面推進速度越來越快。
3.2.1 破壞場分析
為了分析采煤工作面推進速度對圍巖塑性破壞區發育的影響,得出各計算方案圍巖體內塑性區發育情況,如圖3所示。

表2 模擬計算方案Table 2 Schemes of simulation calculation
由圖3可知,隨著每次開挖步距的增加,工作面頂板覆巖內部塑性區發育高度和范圍顯著減小,說明工作面開采速度增大減弱了采動壓力對圍巖的破壞,這對維護頂板的完整性是極其有利的。

表3 頂底板巖石物理力學參數Table 3 Physical and mechanical parameters of rock at roof and floor

圖3 各開挖方案塑性區發育情況Fig.3 Development of plastic zone by each excavation scheme
3.2.2 應力場分析
為了研究工作面推進速度對圍巖體內部應力分布的影響,統計各計算方案的應力集中系數和應力集中位置變化情況,如圖4所示。
由圖4可以得出,隨著每次開挖步距的增加工作面煤壁內部應力集中系數逐漸減小,應力集中區域在煤壁內深度同步減小,說明工作面開采速度增大制約了圍巖體內部應力的集中和轉移。

圖4 煤壁應力集中系數及應力集中位置變化Fig.4 Change of stress concentration factor and stress concentration position of coal wall
在FLAC3D計算過程中采用體系最大不平衡力與典型內力的比率R,作為計算收斂標準;體系最大不平衡力指每一計算步時模型所有節點中外力與內力差值中的最大值,典型內力指計算模型中所有網格點力的平均數值。因此可以用R值反映模型中應力轉移是否充分[21-22],得出各計算方案的R值變化如圖5所示。

圖5 最大不平衡力與典型內力的比率Fig.5 Ratio of maximum unbalanced force and typical internal force
由圖5可知,隨著每次開挖步距的增加,R值不斷增大,說明工作面開采速度越快,上覆巖層中應力轉移越不充分。在工作面開采過程中,圍巖體的破壞過程和圍巖體內應力轉移過程是相互對應的,在對礦壓管理及圍巖控制時,阻止圍巖體中應力的過度轉移,對保持圍巖完整性具有積極的意義。但由于應力無法充分轉移、釋放,引起巖體內部應變能積蓄,增加了誘發巖爆等動力災害風險。針對具有巖爆傾向性或突出危險性礦井的開采,提高開采速度前,應對巖石的物理力學特性進行必要的試驗研究,并做好現場礦壓觀測工作。
1213(1)工作面長220 m,工作面內共布置129臺液壓支架,其中1~3號及127~129號為ZZG10800/18/38D型過渡支架,4~137號為ZY8800/18/38D型掩護式支架。對工作面進行礦壓觀測時,工作面內間隔5架液壓支架布置1條測線,并在該處液壓支架上安裝礦用液壓支架測力儀(YHY-60型)監測支架載荷,工作面共布置25條測線,沿測線對采煤工作面頂板及煤壁狀況進行觀測統計。工作面礦壓觀測測線布置如圖6所示。

圖6 工作面礦壓觀測測線布置示意Fig.6 Layout of strata behaviors observation lines in working face
在對1213(1)工作面礦壓觀測過程中發現,受工作面推進速度的影響,工作面礦壓顯現不同。當工作面緩慢推進時,煤壁片幫、端面頂板破碎、支架壓力增大等現象加劇;當工作面推進速度加快時,上述礦壓顯現特征明顯減弱。選擇工作面中下部45號液壓支架載荷監測數據,分析工作面推進速度對液壓支架承載特性的影響。工作面推進速度在6.4 m/d和1.6 m/d時液壓支架的承載變化特征曲線如圖7所示。

圖7 不同推進速度下液壓支架承載特征Fig.7 Loading characteristics of hydraulic support under different advancing speeds
由圖7可以看出,工作面以較快速度(6.4 m/d)推進時,液壓支架的承載過程多表現為“急增阻—微增阻”2次増阻或“急增阻—微增阻—急增阻”3次増阻2種形式,這屬于液壓支架的一種正常支護狀態;而當工作面以緩慢速度(1.6 m/d)推進時,液壓支架承載持續增大,并近似呈線性增長,液壓支架的承載過程表現為1次急增阻形式,液壓支架處于這種非正常的支護狀態,將限制其支護性能的發揮。
為了分析工作面推進速度對液壓支架工作阻力的影響,統計45號液壓支架在不同推進速度下1個來壓周期內的平均工作阻力如圖8所示。圖8中散點為工作面不同推進速度下液壓支架的平均工作阻力數據點,擬合曲線為液壓支架平均工作阻力與工作面推進速度之間的關系曲線。

圖8 推進速度對液壓支架平均工作阻力的影響Fig.8 Influence of advancing speed on average working resistance of hydraulic support
由圖8可知,隨著工作面推進速度的增加,液壓支架的平均工作阻力呈不斷減小趨勢,這有利于液壓支架的維護。究其原因:工作面以較快速度推進時,作業循環時間短,落煤、移架、放頂等作業工序轉換快,液壓支架的“承載—卸壓”過程在較短時間內往復循環,液壓支架平均工作阻力較小;當工作面以緩慢速度推進時,作業循環時間較長,受頂板持續下沉影響,液壓支架承受頂板載荷不斷增加,導致液壓支架平均工作阻力較大。
1)采煤工作面落煤引起頂板巖梁瞬間剛性回轉下沉,1個來壓周期內頂板這部分下沉量是一定的;工作面的作業循環時間和巖梁剛性回轉下沉量共同影響巖梁的蠕變下沉,巖梁蠕變下沉量與巖梁剛性回轉下沉量呈正比。加快工作面推進速度僅減少圍巖體蠕變引起的巖梁下沉量,而無法減少巖梁的剛性回轉下沉量。
2)工作面開采速度的增加,導致上覆巖體中塑性區發育高度和范圍減小,工作面煤壁應力集中位置變淺、應力集中系數變小,制約了圍巖體中應力的集中和轉移,有利于保持圍巖的完整性;但會引起巖體內部應變能積蓄,增加了誘發巖爆等動力災害風險。
3)工作面以較快速度推進時,液壓支架承載特性表現為2次増阻或3次増阻形式,液壓支架的“承載-卸壓”過程在較短時間內往復循環,平均工作阻力較小,有利于液壓支架的管理和維護。當工作面以緩慢速度推進時,液壓支架承載近似呈線性增長,表現為1次急增阻形式,限制了液壓支架支護性能的發揮。