淺埋大采高工作面超前支承壓力峰值演化規(guī)律

黃慶享，李 鋒，賀雁鵬，高 彬，李 軍

(1．西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；2．西安科技大學(xué) 西部礦井開采及災(zāi)害防治教育部重點實驗室，陜西 西安 710054;3.陜煤集團神木張家峁礦業(yè)有限公司,陜西 榆林 719000)

0 引 言

中國西部榆神府礦區(qū)主采煤層為2-2、5-2兩層厚煤層，2-2煤層平均厚度6.5 m，該煤層埋藏淺、基巖薄、覆蓋厚松散層，適合大采高一次采全高[1-3]。淺埋大采高開采，頂板破斷直接波及地表，來壓期間有明顯的頂板臺階下沉和動載現(xiàn)象[4-7]。工作面超前支承壓力是頂板破斷運動后煤壁前方原巖應(yīng)力重新分布的結(jié)果[7]。研究淺埋大采高工作面超前支承壓力規(guī)律，是揭示頂板超前破斷規(guī)律和結(jié)構(gòu)形成過程、確定超前支護范圍和回撤通道保護煤柱尺寸以及開展來壓監(jiān)測預(yù)報的基礎(chǔ)，對安全高效開采具有重要意義。

國內(nèi)外對常規(guī)埋深工作面超前支承壓力規(guī)律開展了大量研究[8-10]，得出超前支承壓力分布規(guī)律和開采深度關(guān)系不大[11-13]，主要取決與采高和頂板巖性；采高越大，峰值距離煤壁越遠(yuǎn)(平均為1.27倍采高)，峰值系數(shù)基本不變[14-15]。關(guān)于淺埋煤層超前支承壓力研究，任艷芳等認(rèn)為淺埋工作面超前支承壓力分布規(guī)律與常規(guī)埋深類似[16]；黃慶享等發(fā)現(xiàn)陜北淺埋大采高工作面超前支承壓力峰值隨采高的增大降低，峰值位置與煤壁距離約為采高的2倍[17]；秦忠誠等研究得出東勝轉(zhuǎn)龍灣煤礦淺埋工作面末采階段超前支承壓力影響范圍約為20 m，據(jù)此優(yōu)化了回撤通道間保護煤柱尺寸[18]；王創(chuàng)業(yè)等預(yù)測了淺埋大采高工作面支承壓力峰值點位置[19]?？梢姡爸С袎毫κ菐r層控制關(guān)注的熱點，而關(guān)于淺埋大采高工作面超前支承壓力規(guī)律的研究較少。

以神南礦區(qū)張家峁煤礦22201淺埋薄基巖大采高工作面為對象，在采場頂板破斷規(guī)律和來壓規(guī)律實測基礎(chǔ)上，利用UDEC數(shù)值計算和物理模擬，分析3～7 m采高時的工作面超前支承壓力峰值演化特征與規(guī)律，給出了超前支承壓力峰值位置的計算公式，得到了現(xiàn)場實測結(jié)果的驗證。本文研究為確定頂板超前破斷位置與支承壓力峰值的關(guān)系，揭示頂板結(jié)構(gòu)運動與壓力轉(zhuǎn)移的關(guān)系，提供了重要依據(jù)；還可為工作面巷道超前支護范圍確定、末采回撤通道煤柱初次優(yōu)化、超前來壓監(jiān)測預(yù)報等提供重要的科學(xué)依據(jù)。

1 工程背景

張家峁煤礦22201工作面為2-2煤層首采工作面，地表地形地貌屬風(fēng)沙灘地區(qū)，煤層賦存穩(wěn)定，傾角1°～2°，煤層厚度7.3～9.6 m，采高6 m，平均埋深約95 m。頂板中完整基巖厚度約16～20 m，風(fēng)化基巖厚度約16～20 m，松散層厚度約40～50 m，工作面屬于典型的淺埋薄基巖大采高工作面[1]。工作面綜合柱狀圖如圖1所示。

2 變采高超前支承壓力演化機理

2.1 計算模型

以張家峁煤礦淺埋薄基巖大采高22201工作面為背景，建立UDEC數(shù)值計算模型(圖2)。模型長×高=300 m×95 m，模擬采高3～7 m。模型頂部為自由邊界，底部邊界限制垂直位移，兩側(cè)水平方向施加位移約束。模型材料本構(gòu)關(guān)系選取摩爾—庫倫，節(jié)理本構(gòu)關(guān)系選取面接觸的庫倫滑移，煤巖力學(xué)參數(shù)見表1。

圖1 工作面綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive cylindrical map of working face

圖2 數(shù)值計算模型Fig.2 Numerical simulation model

表1 煤巖體力學(xué)參數(shù)

模型左右邊界各留50 m邊界煤柱消除邊界效應(yīng)，模擬工作面沿走向開采200 m。開挖過程中，在煤層底板布設(shè)應(yīng)力測線，計算出工作面開挖過程中超前支承壓力，分析淺埋大采高工作面超前支承壓力峰值演化規(guī)律。

2.2 超前支承壓力演化特征

在開采條件一定的情況下，計算3，4，5，6和7 m采高的工作面超前支承壓力。

初采階段工作面超前支承壓力分布如圖3所示。隨著采高的增大支承壓力峰值減小不大，峰值點距煤壁距離增加，影響范圍約20 m。

圖3 初采階段不同采高超前支承壓力分布演化規(guī)律Fig.3 Front abutment pressure of different mining heights at initial mining stage

充分采動后不同采高工作面超前支承壓力分布曲線如圖4所示，充分采動后工作面超前支承壓力峰值隨著采高的增大而減小，壓力峰值向煤壁深處轉(zhuǎn)移，支承壓力影響范圍約25 m，比初采階段影響范圍增大25%。

圖4 充分采動后不同采高超前支承壓力分布演化規(guī)律Fig.4 Front abutment pressure of different mining heights after critical mining

充分采動后，隨著采高的增大，支承壓力峰值數(shù)值和位置都大于初采階段。

初采和充分采階段的工作面超前支承壓力峰值和峰值位置隨采高的演化規(guī)律如圖5所示。初采階段，隨采高3 m增大到7 m，峰值系數(shù)(峰值與原巖應(yīng)力比)由1.92下降為1.83，下降5%。峰值位置距煤壁距離從4.9 m增大為9.4 m，絕對值增加了92%；與采高比從1.63倍降為1.34倍，與采高比降低18%。

圖5 壓力峰值和位置與采高的關(guān)系Fig.5 Pressure peak and position vs mining heights

充分采動后，隨著采高由3 m增大到7 m，支承壓力峰值從原巖應(yīng)力的2.20倍下降為1.94倍，減小14%；峰值位置從4.8 m增大為12.8 m，絕對值增加了167%；與采高比從1.60倍上升為1.83倍，與采高比增加了14%。

初采階段和充分采動階段，壓力峰值與采高成近似線性關(guān)系。峰值位置卻出現(xiàn)分化，初采階段峰值距離煤壁與采高的倍數(shù)呈非線性降低趨勢，充分采動后呈非線性增加趨勢。支承壓力峰值大小及距煤壁的距離與采高關(guān)系如下

初采階段

(1)

充分采動后

(2)

式中m為采高，m；σymax為支承壓力峰值，MPa；σz為原巖應(yīng)力，MPa；x0為峰值距煤壁距離，m。

3 6 m大采高超前支承壓力分布規(guī)律

以張家峁煤礦22201工作面條件，按照幾何相似比αl=100制作物理相似模型，模型長×寬×高=3 m×0.2 m×0.95 m，容重相似比αγ=1.5，應(yīng)力相似比ασ=50，模擬采高6 m。在模型底板上布置CL-YB-114WX1無線測力傳感器監(jiān)測工作面開采過程煤壁超前支承壓力。

模擬工作面推進到33 m，頂板初次垮落，高度15 m，工作面初次來壓，老頂形成“非對稱三角拱”結(jié)構(gòu)，如圖6所示。工作面初次來壓時，超前支承壓力分布如圖7所示，物理模擬壓力峰值2.98 MPa，超前煤壁8.5 m，為采高的1.42倍。數(shù)值計算壓力峰值3.05 MPa，超前煤壁8.5 m，為采高的1.42倍。兩者基本一致，后面采用數(shù)值模擬結(jié)果表述。

圖6 初次來壓覆巖垮落形態(tài)Fig.6 Overburden collapse forms of first weighting

圖7 初次來壓超前支承壓力分布Fig.7 Front abutment pressure distribution of first weighting

工作面第1次周期來壓覆巖垮落形態(tài)如圖8所示。來壓步距12 m，煤層頂板上方20～35 m層位的老頂關(guān)鍵層破斷，覆巖裂隙帶發(fā)育高度35 m，巖層破斷角約64°。

圖8 周期來壓覆巖垮落形態(tài)Fig.8 Overburden collapse forms of periodic weighting

第1次周期來壓時工作面超前支承壓力分布曲線如圖9所示。來壓時，支承壓力峰值3.1 MPa，峰值超前工作面煤壁前方9 m，為采高的1.50倍，支承壓力影響范圍25 m。

圖9 第1次周期來壓超前支承壓力分布Fig.9 Front abutment pressure distribution of the first periodic weighting

工作面推進到75 m時，工作面達到充分采動，覆巖垮落形態(tài)如圖10所示。頂板在煤壁前方約7 m位置出現(xiàn)超前破斷，形成臺階巖梁結(jié)構(gòu)。

圖10 充分采動覆巖垮落形態(tài)Fig.10 Overburden collapse forms of critical mining

充分采動后的周期來壓期間，超前支承壓力規(guī)律變化不大，如圖11所示。壓力峰值3.1 MPa，峰值距煤壁平均9.4 m，為采高的1.57倍。

圖11 充分采動后超前支承壓力分布Fig.11 Front abutment pressure distribution of after critical mining

據(jù)物理模擬和數(shù)值計算，張家峁煤礦22201工作面在6.0 m采高條件下，工作面超前支承壓力峰值為原巖應(yīng)力的1.84倍(初采)～1.87倍(充分采動)，峰值位置距工作面煤壁的距離為采高的1.42倍(初采)～1.57倍(充分采動)。

4 超前支承壓力峰值位置理論分析

4.1 超前峰值位置的確定

根據(jù)工作面超前煤體受力特征，可分為3個區(qū)(圖12)，松弛區(qū)內(nèi)煤體出現(xiàn)松動，承載能力下降，應(yīng)力低于原巖應(yīng)力；塑性承載區(qū)的煤體具有一定承載能力，應(yīng)力高于原巖應(yīng)力；彈性區(qū)包括應(yīng)力增高區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。

圖12 工作面前方煤體受力分區(qū)Fig.12 Pressure zones in front of working face

假設(shè)煤層是均質(zhì)連續(xù)的各向同性體，在埋深H處，任意取一單元體煤，單元體煤上所受的垂直應(yīng)力σz為原巖應(yīng)力[7]，即

σz=γH

(3)

式中γ為覆巖體積力，kN/m3；H為埋深，m。

22201工作面埋深95 m，原巖應(yīng)力1.65 MPa。

煤體的承載能力隨著遠(yuǎn)離煤壁邊緣而增大，在距離煤壁邊緣一定距離內(nèi)，存在煤體承載能力與支承壓力的極限平衡狀態(tài)，采用煤巖體極限平衡理論，得出極限平衡區(qū)內(nèi)的支承壓力σy[20-21]

(4)

令工作面超前支承壓力峰值σymax=KγH，K為峰值(應(yīng)力集中)系數(shù)，壓力峰值距工作面煤壁水平距離x0為[21]

(5)

式中m為采高，m；f為煤層與頂板接觸面的摩擦因數(shù)；α為煤體內(nèi)摩擦角，(°)；τcotα為煤體自撐力，MPa。

據(jù)式(5)，在內(nèi)摩擦角α和摩擦因數(shù)f為定值情況下，x0隨著采高m的增大而增大，峰值位置x0與采高m近似成線性關(guān)系。

4.2 現(xiàn)場驗證

以22201工作面為例，按照表2計算參數(shù)，計算得出工作面超前支承壓力峰值距煤壁距離9.5 m，為采高1.6倍，理論計算與數(shù)值分析和物理模擬結(jié)果吻合。

表2 超前支承壓力峰值計算參數(shù)

根據(jù)張家峁煤礦22201工作面回風(fēng)順槽和運輸順槽超前支架壓力變化規(guī)律，工作面兩順槽超前支承壓力峰值距工作面煤壁8～10 m，為采高的1.5～1.7倍，影響范圍20 m左右。

實測結(jié)果與數(shù)值分析、物理模擬、理論計算結(jié)果一致，表明上述研究結(jié)果可靠。

5 結(jié) 論

1)工作面超前支承壓力峰值隨采高增大而減小，峰值向煤壁深處轉(zhuǎn)移。采高由3 m增大到7 m時，初采階段支承壓力峰值由原巖應(yīng)力的1.92倍下降為1.83倍，下降了5%；峰值距煤壁距離增大了92%，但與采高之比由1.63下降為1.34，下降了18%。

2)充分采動后，支承壓力峰值由原巖應(yīng)力的2.20倍下降為1.94倍，下降了14%；峰值距煤壁距離由采高的1.60倍上升為1.83倍，上升了14%。充分采動后，隨采高的增大，支承壓力峰值和峰值距煤壁距離都大于初采階段。

3)通過工作面煤巖體極限平衡理論分析，給出了支承壓力峰值位置計算公式，超前支承壓力峰值位置與采高呈近似線性關(guān)系，理論計算與實驗和實測吻合。