岳艷艷
(徐州中國礦大巖土工程新技術發展有限公司,江蘇徐州 221000)
研究區位于安徽省淮南市鳳臺縣西北部,礦區面積34.0139km2,可采煤層為二疊系山西組、石盒子組,其露頭帶普遍發育10~40m 厚的古風化殼,其上不整合覆蓋了新近紀及第四紀沉積的厚松散土層,厚度390.35~509.10m。在松散層下開采時,某工作面發生了壓架事故。對壓架機理進行數值模擬分析,并提出防治建議,具有實際工程意義和參考價值。
劉書賢等[1]采用理論分析與相似材料模擬試驗結合的方法研究了深部采動覆巖變形機理;王曉振[2]通過理論與模擬實驗研究了松散承壓含水層下采煤壓架突水災害的產生機理;高保彬等[3]進行了基于UDEC的覆巖移動規律數值模擬分析;曹勝根等[4]運用數值模擬方法分析研究采場上覆巖層的運動規律;這些成果都為煤礦安全開采提供了指導。
工作面位于礦井北一采區,工作面可采面積386652m2,面內平均煤厚約3.30m。工作面切眼上口處的基巖面標高-463.30m,13-1 煤層頂板標高-479.90m,最小防水煤柱16.60m。工作面采用走向長壁后退式綜合機械化采煤方法,ZZ6400/22/45 型液壓支架支護,一次采全高,全部垮落法管理頂板。
根據工作面及周邊鉆孔揭示資料,13-1 煤頂板以上厚20~30m左右,以風化的細粒砂巖及泥巖為主,單軸抗壓強度為17.9~19.7MPa,單軸抗拉強度1.31~1.50MPa,泥巖崩解量常在10%~50%之間,隨著風化程度增加,其工程地質參數值迅速降低。工作面切眼處煤層頂板以上巖層厚16.60m,屬軟弱覆巖類型。煤層頂板分級屬Ⅱ級頂板類型,支架平均工作阻力較大,老頂來壓顯現明顯。
工作面地質構造較為簡單,以單斜構造為主,局部存在起伏現象,未發現有異常地質構造。三維地震勘探顯示,工作面僅在七勘探線以北的回風順槽附近發育一條落差0~6.0m的斷層,對回采影響較小。
工作面主要充水水源為上覆新生界松散孔隙含水層及13-1 煤層頂板砂巖裂隙含水層。頂板砂巖裂隙承壓含水層以靜儲量為主,富水性弱。抽水試驗成果反映,涌水量和水位降深一般呈單一方向變化,涌水量曲線呈“疏干”型,水位恢復緩慢,屬以儲存量為主的弱含水層特征。二疊系煤層頂板砂巖裂隙含水層之間因有泥質巖類及煤層相隔,相互間無水力聯系,13-1 煤層頂板砂巖含水層與煤系底部灰巖含水層間無水力聯系。
根據工作面實際采礦地質條件,為模擬回采期間工作面采空區上覆巖層移動破壞規律,建立簡化二維離散元數值模型:模型長度400m,垂向高度取105m。
位移邊界條件:模型左右邊界施加水平方向的約束力,即水平位移為零。模型底部邊界為全約束邊界,即底部邊界結點水平、垂直位移均為零。
應力邊界條件:模型上部邊界以上的松散層作為外載荷,厚度為432.30m,取土層重度為0.02MN/m,計算得模型上邊界所加荷載為8.646MPa。
開挖步距10m,開挖距離200m,建立的數值模型如圖1所示。
材料本構模型為摩爾—庫侖模型,節理的本構模型選為面接觸的庫倫滑移模型。各巖層力學參數如表1、表2所示。

表1 巖層力學參數

表2 節理面力學參數
圖2分別為工作面煤層回采10m、20m、40m、80m、120m、200m時的覆巖垮落和破壞過程。
由圖2 可見,工作面自切眼處開挖,推進距離10m時,直接頂開始垮落,垮落高度約為0.8m;推進距離20m時,直接頂隨采隨冒,全部垮落;推進距離40m時,工作面初次來壓,老頂開始垮落,呈“拱形”冒落,垮落高度為6~7.4m;推進距離80m時,頂板下沉量加大,冒落帶高度達12~14.6m,上覆巖層內出現了不同程度的離層和裂隙;推進距離120m 時,冒落帶高度14~15m,頂板彎曲下沉明顯,較之前離層的空間更大,裂隙也更連通,整個裂隙范圍大致呈“馬鞍”形分布;推進距離200m 時,上覆巖層隨采動繼續彎曲下沉,裂隙貫通基巖全厚,波及上方松散層下部隔水層組,工作面前方及切眼位置裂隙較為發育。
因此,從模型覆巖運移破壞的整個過程來看,覆巖破壞隨工作面推進逐漸向前向上發展,工作面上方及前方裂隙最為發育,高度也最大;工作面后方采空區范圍內頂板經破壞、垮落、壓實、穩定整個過程后,裂隙高度較低;并且裂隙在砂巖一類的硬巖中較發育,泥巖、風化泥巖中欠發育。
由覆巖應力矢量圖(圖3)可見,工作面推進距離小時,應力影響范圍比較小,集中在開挖區附近,隨著推進距離增大,應力影響區域逐漸增大。工作面推進過程中,拱腳也不斷向前移動,壓力拱拱體厚度不斷變厚,其內圍巖應力逐漸增加。從拱頂到拱腳,軸向力逐漸遞增,在拱腳出現明顯應力集中。這一現象惡化了工作面開采的覆巖應力條件。
模擬支架工作阻力10MPa、20MPa 和30MPa 下覆巖移動破壞狀態,通過覆巖垂直位移和垂直應力場來反映頂板支撐效果,當支架工作阻力為10~20MPa時,支架強度不足以支撐頂板,直接頂發生垮落,垮落程度隨支架工作阻力增大而減小,當支架工作阻力為30MPa 時,直接頂幾乎不發生垮落。該工作面設備為ZZ6400/22/45型液壓支架,工作阻力為7200kN,根據模擬結果可知顯然不能滿足支撐強度要求,故發生壓架。
(1)不同支架阻力覆巖應力場分析。工作面開采過程中,上覆巖層垂直應力由下而上逐漸減小,覆巖應力明顯降低,開切眼及煤壁前方區域應力較高。隨著支架支護阻力不斷增大,卸壓區范圍逐步減小,直接頂垂直應力有所增加,剪切應力集中范圍減小。當支架阻力達到30MPa時,覆巖應力“條帶狀”分布,在采空區附近出現應力拱(圖4)。
(2)不同支架阻力覆巖位移場分析。工作面頂板巖層因自重及其上覆載荷產生的來壓運動,決定了頂板巖層的完整穩定性,工作面覆巖下沉量,取決于支架工作阻力對頂板的支護控制程度。支架工作阻力越大,對頂板巖層運動控制程度越高,頂板來壓下沉量及下沉速度就越小,采場上方的巖層就越完整穩定。隨著支架工作阻力不斷增大,覆巖垂向位移逐漸減小,當工作阻力達30MPa 時,煤層頂板位移變化量很小(圖5)。
(1)頂板因素。根據該工作面地質資料,煤層頂板巖層厚度從10m、8m、6m降到3m左右,巖性由砂巖、中砂巖、細砂巖到砂質泥巖,發生了明顯的相變,頂板支撐能力逐漸減弱,且現場上順槽退尺滯后于下順槽,推遲了工作面中上部頂板垮落時間,導致整個工作面同時來壓。切眼上方均為較軟弱風化砂巖、砂質泥巖和松散層,不能形成承載結構,垮落帶高度大,使初次來壓強度大大超出支架支撐強度。
計算得該面冒落帶高度為16~19m,工作面回采過程中,頂板泥巖和砂巖隨采隨冒,但冒落后難以充填滿采空區;其上風化砂巖是臨時關鍵層,隨著工作面推進,風化砂巖層斷裂來壓,但風化砂巖上方均為較軟弱巖層和松散層,不能形成承載結構。此時,支架需承載的巖層高度56m 左右,按此高度計算支架應承受載荷為15050kN,遠大于現用支架額定工作阻力。
(2)水壓影響。隨著工作面的推進,采空區頂板逐漸離層充水,水壓與頂板自身壓力逐漸累加,到達極限時,頂板垮落,礦壓和水壓同時釋放。現場觀察發現,工作面淋水衰減后,工作面頂底板趨于穩定。
(3)機電設備因素。由于采煤機恰逢在初次來壓期間出現故障,工作面不能正常推進,工作面支架長時間處于高承載狀態,頂板快速下沉,支架安全閥大多開啟,活柱下縮迅速,前后立柱行程急劇降低,大部分支架后立柱被壓死。該工作面設備為ZZ6400/22/45 型液壓支架,當額定阻力為7200kN 時,安全閥開啟的壓力應為36.68MPa,但根據初采期間礦壓觀測表明,部分支架工作阻力不能達到設計的額定值。
根據開采實踐及勘探資料,工作面上覆松散層底部發育穩定隔水層,故排除松散層下部含水層造成出水的情況。砂巖裂隙水及風化裂隙水賦水特征總體為靜儲量型及不均一性,富水性弱,沒有松散含水層或其它水源的直接補給,其出水水量變化呈從小到大,達到峰值后逐漸變小然后趨于穩定甚至疏干的變化規律。因此該工作面表現為出水集中、衰減較快的特點。
風化帶巖層力學強度較低,由于巖層自重力的作用,張開的裂隙重新閉合,下部巖層重新形成隔水層,抑制導高的發育,該處導水裂隙帶發育高度小于19.6m,該處煤柱為27.6m,導水裂隙帶未波及強風化巖層,未造成風化帶大量出水。
工作面頂板來壓后,受動壓影響,其周圍原巖應力遭到破壞,造成頂板離層,裂隙張開、溝通,出水通道暢通,導致砂巖裂隙及風化帶裂隙集中出水,水量迅速增加,水質化驗結果與各含水層水樣進行比對分析,該處出水主要為頂板砂巖裂隙水,波及少量風化帶裂隙水。
根據現場實際情況可知,工作面內始終沒有出水現象,且出水在工作面壓架數小時之后,因此出水與工作面壓架沒有關系。
(1)強制放頂,將切眼后部頂板人工切斷,使頂板支撐狀態從固支狀態轉變為絞支狀態,減少老頂初次垮落步距,以達到降低初次來壓強度的目的。
(2)工作面上順槽局部進入風氧化帶,采掘期間應加強頂板管理,提高巷道的支護強度,重視支架的選型。
(3)嚴格控制上、下順槽的推遲步距,讓老頂逐次垮落,延長初次來壓的時間長度,避免整個工作面同時劇烈來壓。
(4)在防排水系統方面,嚴格按預計涌水量配備排水設備、建立排水系統、加強排水管理。
利用離散元數值模擬軟件,計算分析工作面推進不同距離時頂板垮落情況、冒落帶高度和形態、裂隙發育情況和覆巖應力分布特征;對比分析不同支架阻力下覆巖應力場和位移場特征;分析得出工作面產生壓架的主要原因為頂板發生明顯相變、風化帶巖層承載力弱和支架工作阻力不夠,并提出預防措施,為類似工程條件下煤礦安全開采提供參考。