惠興田, 劉章飛
(西安科技大學(xué)建筑與土木工程學(xué)院,西安 710054)
在科技驅(qū)動、創(chuàng)新驅(qū)動綠色開采理念推動下,大采高開采工藝快速發(fā)展。近年來,眾多專家學(xué)者通過模擬實(shí)驗(yàn)、理論分析、現(xiàn)場實(shí)踐等針對大采高工作面圍巖、采場、支架開展了豐富的研究。劉文崗等[1]用實(shí)測和理論分析了綜采覆巖頂板運(yùn)動結(jié)構(gòu),發(fā)現(xiàn)其表現(xiàn)為“兩帶”或不穩(wěn)定“三帶”特征;弓培林等[2-3]運(yùn)用相似模擬和現(xiàn)場實(shí)測研究了三種不同直接頂力學(xué)模型及控制方法,分析了覆巖結(jié)構(gòu)和運(yùn)移規(guī)律;王慶雄等[4]結(jié)合實(shí)測與理論對大小周期來壓發(fā)生機(jī)理進(jìn)行分析;付玉平等[5]以關(guān)鍵塊為研究對象得出關(guān)鍵塊承載能力的回歸計(jì)算公式;孫森等[6]在現(xiàn)場觀測基礎(chǔ)上研究三軟煤層因圍巖礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,提出“底板、煤壁、底板”三原則綜合控制手段;陳加軒[7]通過工業(yè)開采和模擬,研究了不同采高、不同工作面長度下對圍巖礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)度的影響;鞠金峰等[8]、許家林等[9]、陳鵬宇等[10]研究了特大采高綜采工作面覆巖關(guān)鍵層結(jié)構(gòu)形態(tài)及其對礦壓顯現(xiàn)的影響規(guī)律與支架合理工作阻力。但從數(shù)值模擬、理論分析及現(xiàn)場實(shí)測對復(fù)雜條件下,大采高智能化開采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的相關(guān)研究較少。
為此,以418工作面為黃陵二號煤礦實(shí)施智能化開采工作面,對其采高變化、巷道變形、頂?shù)装逖莼冗M(jìn)行相關(guān)監(jiān)測研究。通過綜合觀測,發(fā)現(xiàn)巷道圍巖較破碎,變形破壞嚴(yán)重,底鼓問題突出,其圍巖破壞規(guī)律還有待進(jìn)行深入研究。對此采用數(shù)值計(jì)算、理論計(jì)算和實(shí)測分析等手段,開展深部礦井工作面圍巖破壞規(guī)律研究,以期為礦井安全生產(chǎn)和圍巖控制提供理論依據(jù)。
黃陵二號煤礦位于黃陵礦區(qū)西北部,為一傾向北西-北西西的單斜構(gòu)造,地層傾角一般1°~5°。418工作面埋深在478~660 m,平均采高6.0 m,地表為山頂區(qū)域。煤層上覆頂板依次為細(xì)砂巖、粉砂巖相互交替疊加,煤層賦存特征如圖1所示。

圖1 煤層柱狀圖
直接頂板以石英、長石為主;老頂以粉砂巖為主,夾薄層粉砂質(zhì)泥巖層位,分選區(qū)性較好,屬半堅(jiān)硬類不易軟化巖石,巖石普氏硬度f=6~7。底板以泥巖為主,發(fā)育較多的水平層理、小型交錯層理,以具有節(jié)理、裂隙和滑面等結(jié)構(gòu)面為特點(diǎn)。
模型尺寸為1 200 m(長)×20 m(寬)×570 m(高),煤層頂部至地表500 m,模型水平四周及底部約束,上部為自由面。初始地應(yīng)力平衡后模擬工作面回采,設(shè)置初始開挖為開切眼(40 m)、剩余每次開挖8 m,共開挖45步,分析回采進(jìn)尺40~400 m工作面礦壓顯現(xiàn)。采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則計(jì)算,各地層媒巖力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 煤巖力學(xué)參數(shù)
工作面開挖后0~400 m垂直應(yīng)力分布特征。工作面逐步開挖后,由圖2可知,工作面受上覆巖層載荷的重力的作用下,原巖應(yīng)力破壞,煤壁及煤壁頂板發(fā)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,應(yīng)力擾動范圍隨著開挖步距的增加而擴(kuò)大,且煤層頂板側(cè)的應(yīng)力釋放范圍逐漸加大。

圖2 0~400 m應(yīng)力擾動特征
開挖至120 m時,老頂開始釋放。第5次開挖時頂板應(yīng)力釋放,釋放步距約10 m,隨著開挖步距的增加,底板應(yīng)力釋放能力及范圍加大,在10~20 m,間距約為20 m,煤壁前10~18 m(開挖0~200 m),擾動應(yīng)力最大。隨著開挖尺寸的增加,應(yīng)力擾動范圍加劇,煤壁前應(yīng)力較為集中逐漸增大(大于0~200 m,約為15~22 m),容易出現(xiàn)煤壁片幫等物理現(xiàn)象,最大擾動應(yīng)力為煤壁前約20 m處。
根據(jù)應(yīng)力合理的分布特征分析,開采的煤層擾動應(yīng)力峰值趨于穩(wěn)定,如圖 3所示。隨著開挖的推進(jìn),應(yīng)力峰值趨近42 MPa,約為原巖應(yīng)力的2.87倍。
分析表2可知,工作面繼續(xù)推進(jìn),應(yīng)力峰值及超前壓力影響范圍趨于穩(wěn)定,超前支承應(yīng)力峰值39.8~41.7 MPa,距工作面17~20 m;工作面回采影響距離最遠(yuǎn)可達(dá)到232 m,應(yīng)力集中系數(shù)1.67~2.87。
開采后的巖層整體強(qiáng)度降低,采空區(qū)上覆巖層會出現(xiàn)張拉、剪切破壞形成塑性破壞區(qū),隨著開采的持續(xù)性,更多區(qū)域的煤巖破壞范圍逐漸擴(kuò)大。提取與應(yīng)力相同的開挖的塑性區(qū),分析覆巖“三帶”劃分特征及圍巖塑性破壞現(xiàn)象。

圖3 圍巖應(yīng)力分布特征

表2 工作面推進(jìn)40~400 m時超前支承壓力統(tǒng)計(jì)
開切眼擾動穩(wěn)定后,直接頂和直接底出現(xiàn)塑性破壞。并隨著開挖步距的加大,覆巖出現(xiàn)塑性破壞。圍巖均以剪切、拉張的物種破壞形式共同產(chǎn)生,大部分巖層以Shear破壞為主。工作面推進(jìn)至200 m處時,工作面頂部約105 m處巖層(泥巖)具有貫通趨勢。同時工作面兩端具有向上演化趨勢。老頂與其上部細(xì)砂巖具有協(xié)同破壞的現(xiàn)象。開挖至280 m時(圖4)所示,工作面末端覆巖與105 m處泥巖貫通;開挖至320 m時105 m處巖層貫通,覆巖破壞繼續(xù)向上演化。隨著開挖范圍的增大,覆巖塑性破壞逐漸出現(xiàn)對稱的破壞特性。360 m處,覆巖塑性破壞至190 m厚的中砂巖底部,表明190 m中砂巖具有強(qiáng)烈的穩(wěn)定性。隨著步距繼續(xù)加大,覆巖塑性破壞高度為280 m,并向工作面兩端演化。
由于頂板的隨采隨冒和底板塑性破壞,大大減少了采空區(qū)空間。如圖 5所示,根據(jù)垮落巖層的發(fā)育情況(垮落巖層體積為原巖體積的1.2倍)和老頂垮落得協(xié)同作用的共同作用下,煤層垮落高度約為38 m。105 m處泥巖的裂隙貫通,表明覆巖裂隙帶高度約為105 m,其上部為彎曲下沉帶,約為175 m。
3.1.1 塑性區(qū)內(nèi)支承壓力計(jì)算
根據(jù)彈塑性理論,在工作面前方極限平衡區(qū)內(nèi)支承壓力、塑性區(qū)內(nèi)支承壓力σy計(jì)算公式如式(1)所示:

圖4 工作面推進(jìn)0~200 m塑性區(qū)演化特征

圖5 工作面推進(jìn)240、280、320 m時塑性區(qū)變化特征

(1)
式(1)中:f為層間的摩擦系數(shù)0.21;φ為煤體內(nèi)摩擦角26.1;X為塑性區(qū)內(nèi)任一點(diǎn)到煤壁的距離;M為煤層厚度,6 m;τcotφ為煤體自撐力,1.07。
令σy=KγH,支承壓力峰值點(diǎn)距煤壁的距離為X0,公式如式(2)所示:
(2)
式(2)中:K為應(yīng)力集中系數(shù)8;H為煤層埋深,500 m;γ為上覆巖層容重,2 600 kN/m3。6.0 m煤層塑性區(qū)支承壓力峰值點(diǎn)距煤壁距離約為47.75 m。
3.1.2 彈性區(qū)內(nèi)支承壓力計(jì)算
根據(jù)彈性區(qū)內(nèi)支承壓力分布表達(dá)式如式(3)所示:

(3)
式(3)中:β為非凈水應(yīng)力。設(shè)彈性區(qū)的范圍為X1,當(dāng)X=X0+X1時,σy=γH代入式(3)得到:

(4)
由式(4)可知,工作面前方彈性區(qū)內(nèi)支承壓力的范圍X1由于采厚M的增厚而增大,則6.0 m的彈性區(qū)內(nèi)支承壓力范圍約為185.7 m。
3.1.3 工作面動壓影響范圍計(jì)算
綜合依據(jù)彈塑性力學(xué)計(jì)算所得,不同采高動壓影響范圍為X=X0+X1,則由式(2)、式(4)計(jì)算可得6.0 m的動壓影響范圍為233.45 m。
綜合以上理論分析418工作面塑性區(qū)內(nèi)支承壓力峰值距工作面煤壁48.99 m,彈性區(qū)內(nèi)支承壓力范圍為185.71 m,則418工作面動壓影響范圍為233.45 m,與數(shù)值模擬計(jì)算結(jié)果相差不大。
隨著工作面的推進(jìn),覆巖變形和破壞在不斷地變化,圖6所示為煤層開采后覆巖破壞情況。

A為煤層支撐影響區(qū);B為巖層離層區(qū);C為重新壓實(shí)區(qū);Ⅰ為垮落帶;Ⅱ?yàn)榱芽p帶;Ⅲ為彎曲帶
垮落帶高度計(jì)算:假定垮落的頂板巖層厚度最大為充滿采空區(qū),由《礦井水文地質(zhì)規(guī)程》中冒落帶和裂隙帶最大高度經(jīng)驗(yàn)公式可知:
冒落帶最大冒落高度Hc為
Hc=(4~8)M=24~48 m
(5)
裂隙帶高度(包括冒落帶最大高度)Hf為

(6)
式(7)中:M為開采厚度,m;n為開采煤層層數(shù)。

(7)
通過數(shù)值分析和理論計(jì)算可知,數(shù)值計(jì)算的冒落高度3 m在理論計(jì)算范圍之內(nèi),冒采比為6.3;裂隙發(fā)育高度高于理論計(jì)算的9.3%,采裂比為17.5。
418工作面現(xiàn)場來壓如圖 7所示。
現(xiàn)場實(shí)測418工作面初次來壓步距83.7 m;周期來壓步距不等,最大為62.2 m,最小為8.1 m。初次來壓和第一次周期來壓步距較長,大部分垮落在12~18 m,14.4 m出現(xiàn)的周期來壓次數(shù)較多,周期來壓平均步距約為15 m。通過垮落步距和持續(xù)布局分析可知:垮落步距產(chǎn)生的持續(xù)步距不一,平均持續(xù)步距約為10 m。
受采動和頂板巖性的影響,粉砂巖在煤墻內(nèi)部切斷后,加劇細(xì)砂巖裂隙發(fā)育、破碎、冒落等礦壓現(xiàn)象,增加了來壓的持續(xù)步距。當(dāng)來壓步距較長時,對應(yīng)的持續(xù)步距較小。持續(xù)步距最長為27.6 m,最短為3.6 m,平均值約為10.3 m。

圖7 工作面來壓步距情況
在416工作面采空區(qū)上布置3個N203、N403、N303鉆孔,利用鉆孔沖洗液消耗量來對“三帶”發(fā)育高度進(jìn)行探查。
現(xiàn)象一鉆孔深度達(dá)到397.54 m上鉆后,孔內(nèi)水位迅速下降,繼而保持水位穩(wěn)定的現(xiàn)象是由于392.94~397.54 m段鉆進(jìn)過程中揭露裂隙帶頂界,孔內(nèi)水通過導(dǎo)水裂隙帶迅速漏失,漏失量大于補(bǔ)給量,原有的離層裂隙導(dǎo)水與含水層補(bǔ)給所形成的穩(wěn)定狀態(tài)被打破,所以出現(xiàn)孔內(nèi)水位迅速下降的現(xiàn)象;而孔內(nèi)水位下降到一定深度后,洛河組中上段含水層暴露于孔內(nèi)水位以上,因?yàn)槭ピ锌變?nèi)水壓的作用,含水層補(bǔ)給量增大,和漏失量重新達(dá)到平衡,所以出現(xiàn)孔內(nèi)水位下降至111 m后,短時間內(nèi)孔內(nèi)水位基本保持穩(wěn)定的現(xiàn)象。
現(xiàn)象二孔深471.88~476.48 m時,上鉆后孔內(nèi)300 m測不到水位是因?yàn)殂@孔揭露冒落帶頂界,冒落帶鉆孔孔壁冒落塌陷,成碎塊狀,不規(guī)則堆積,孔內(nèi)水迅速漏失,孔內(nèi)無水位。
通過鉆孔孔內(nèi)水位及沖洗液消耗量觀測,判斷鉆孔裂隙帶發(fā)育高度為孔深392.94~397.54 m,冒落帶發(fā)育高度為471.88~476.48 m。探查鉆孔孔口標(biāo)高1 236.12 m,裂隙帶發(fā)育高度標(biāo)高為841.82 m;鉆孔位置處所對應(yīng)的井下煤層開采底板標(biāo)高為720.00 m,煤層頂板標(biāo)高為728.00 m,冒落帶發(fā)育高度38.42 m,則裂隙帶發(fā)育高度為112 m。
結(jié)合數(shù)值模擬、理論計(jì)算以及現(xiàn)場實(shí)測對比分析,三者結(jié)果基本一致。
(1)418工作面平均埋深500 m,原巖應(yīng)力為14.6 MPa,屬于高應(yīng)力地區(qū);隨著開挖的推進(jìn),應(yīng)力峰值趨近42 MPa,約為原巖應(yīng)力的2.87倍。支承應(yīng)力范圍約為187 m,最大擾動應(yīng)力為煤壁前約20 m處。
(2)418工作面初次來壓步距83.7 m,周期來壓步距不等,最大為62.2 m,最小為8.1 m,周期來壓平均步距為15 m。
(3)覆巖垮落高度38 m,冒采比為6.7,裂隙發(fā)育高度105 m,采裂比為17.5,塑性破壞高度280 m。大采高開采冒落帶及裂隙帶的范圍要遠(yuǎn)大于同厚度煤層分層開采相應(yīng)的范圍。