秦冬冬
(山西工程技術學院礦業工程系,山西 陽泉 045000)
沖刷帶作為一種常見的地質構造,其存在會改變煤層厚度及頂板巖性(沖刷體一般為強度較高的砂巖),對綜采工作面的安全回采產生不利影響。針對沖刷帶這一地質構造,王宇林等[1]提出了煤層沖刷帶的分類方案及命名,論述了各類型沖刷帶的關鍵特征,并提出了基于煤層頂(底)板砂體等厚圖的煤層沖刷帶預測方法;白永利[2]提出通過槽波地震勘探技術探測沖刷帶賦存情況,并通過現場實測驗證了技術可靠性;管永偉等[3]利用三維地震勘探技術研究了沖刷帶賦存同瓦斯突出間的關系,可實現對沖刷帶位置的精準識別;劉冬強[4]闡述了沖刷帶對開采的影響,并提出了縮面回撤工藝;王存飛等[5]提出了沖刷帶探測方法,分析了過沖刷帶的合理方案,并設計了過沖刷帶關鍵技術參數;劉憲正等[6]對采面過沖刷帶方法特點進行了整理分析,總結了關鍵影響因素,提出了如何合理確定過沖刷帶方法。目前關于沖刷帶侵蝕煤層開采的研究仍集中在過沖刷帶的技術措施方面,對于采場礦壓特征及支架圍巖關系需開展進一步的研究工作。沖刷帶侵蝕對煤層開采影響主要體現在煤厚及頂板巖性變化這兩方面,因此可以通過借鑒專家學者關于采厚及厚硬頂板方面的研究成果[7-11]開展沖刷帶侵蝕煤層的研究工作。為解決保德煤礦三盤區沖刷帶侵蝕煤層開采礦壓顯現劇烈這一問題,基于保德煤礦8#煤層賦存特征,建立采場覆巖結構模型,研究沖刷帶侵蝕條件下的支架圍巖關系,提出合理的沖刷帶頂板弱化技術,為保德煤礦及類似受沖刷帶侵蝕影響礦井的采場圍巖控制工作提供指導和借鑒。
保德煤礦現主采8#煤層,總體呈南北走向,煤層傾角4°,埋深122~663 m。受沖刷帶侵蝕作用影響,8#煤層厚度變化較大。井田中心區域厚度最小為4.4 m,切眼及回撤通道較厚為8.6 m。81308工作面平均埋深380 m,工作面面寬240 m,走向長度2 552 m。從開切眼至通尺1 624 m,該區域煤層由于沖刷帶侵蝕影響,煤層頂板巖性變化明顯,直接頂巖性由較軟的砂質泥巖替換為堅硬致密的粗砂巖,81308工作面布置如圖1所示。

圖1 81308工作面布置平面圖Fig.1 Layout plan of 81308 working face
采用關鍵層理論,基于81308工作面覆巖賦存結構及力學參數,計算得出:工作面受沖刷帶侵蝕區段,煤層上方8.2 m粗砂巖為關鍵層(由于本次關鍵層計算未涉及地表,不確定主關鍵層層位)。 工作面頂底板巖層賦存情況及物理力學參數見圖2和表1。
在沖刷帶侵蝕作用下,煤層直接頂板變為厚硬砂巖,難以隨采面推進及時垮落,易產生大面積懸頂使得采場應力集中,頂板的突然破斷會產生動力沖擊,同時由于推進速度慢經歷多次劇烈頂板來壓,易發生壓架事故。因此,需分析沖刷帶侵蝕煤層覆巖結構特征,研究支架-圍巖穩定條件,并提出沖刷帶頂板弱化措施,以保障工作面的安全生產。
采面回采過程中,達到極限跨距后頂板在支架后方發生破斷,直接頂板垮落后充填采空區,基本頂破斷后可通過巖塊砌合作用形成砌體梁結構,采場頂板破斷下沉情況如圖3所示。
1) 基本頂巖塊下沉量。直接頂在支架后方垮落后充填采空區,但矸石未能完全填滿采空區,矸石頂部同基本頂間存在一定空間,為基本頂破斷后的回轉下沉量w1;采空區矸石在基本頂作用下被壓實,此時基本頂巖塊的殘余下沉量為w2。巖塊回轉下沉量w1計算見式(1)[13]。
w1=M-h1(Kp-1)
(1)
式中:w1巖塊回轉下沉量;Kp為直接頂的碎脹系數,取Kp=1.5;h1為直接頂厚度,取8.2 m;M為采高,取4.4 m。根據式(1)求得基本頂回轉下沉量w1=0.3 m。
基本頂觸矸后,在其載荷作用下矸石間縫隙不斷壓縮,矸石充填高度降低,但仍大于直接頂的初始厚度,此時的碎脹系數稱為殘余碎脹系數Kp′,矸石壓密后巖塊殘余下沉量w2計算見式(2)。
w2=h1(Kp-Kp′)+w1
(2)
殘余碎脹系數Kp′取1.1[14],計算得到關鍵層巖塊殘余下沉量w2=3.58 m。

圖2 81308工作面柱狀圖Fig.2 Histogram of 81308 working face

表1 巖石物理力學參數表Table 1 Physical and mechanical parameters of rock

圖3 采場頂板破斷下沉示意圖Fig.3 Diagram of stope roof breaking and sinking
2) 頂板破斷步距。根據兩邊固支條件下基本頂初次來壓步距的計算方法[13],代入81308工作面參數,得出沖刷帶侵蝕區域直接頂的初次垮落距離為41.69 m,基本頂的初次垮落步距為52.54 m。假設頂板的周期斷裂為一端自由的懸臂式斷裂,可通過材料力學得出頂板的周期垮落距離,結合工作面參數計算得沖刷段直接頂周期斷裂步距為Lk=17.02 m,關鍵層周期斷裂步距為L1=21.44 m。
受沖刷帶侵蝕影響,工作面直接頂厚度增加,基本頂破斷后回轉下沉量及殘余下沉量均較小,通過式(3)對關鍵層結構形態進行判斷,當滿足式(3),關鍵層將以砌體梁結構形態出現。

(3)
式中:q為基本頂及其隨動巖層載荷,MPa;σc為基本頂破斷巖塊抗壓強度,取30 MPa。
通過計算,得出式(3)左側結果為7.4 m,右側結果為10.55 m,右側大于左側,滿足基本頂砌體梁結構的形成條件。
基于對采空區覆巖結構特征的分析,針對工作面沖刷段回采礦壓顯現特征,建立了沖刷帶侵蝕煤層的覆巖結構模型,如圖4所示。

圖4 沖刷段采場覆巖結構模型Fig.4 Overburden structure model of erosion zone stope
沖刷帶侵蝕區域煤層的厚度較薄,同時直接頂板較厚,基本頂巖塊回轉下沉空間小,可形成穩定的砌體梁結構,以承受上覆巖層荷載,緩解支架受力。此時支架處于給定變形狀態, 為防止關鍵塊B回轉下沉誘發的頂板結構失穩,要求支架有足夠的變形量及支撐阻力。
采場支架上方的覆巖層結構可分為直接頂破斷后的懸臂梁結構和基本頂破斷后形成的砌體梁結構。為保證覆巖結構穩定,支架支護阻力需滿足直接頂作用力、基本頂及其隨動巖層作用力的影響。根據沖刷帶侵蝕煤層開采頂板周期破斷形成的結構特點,分析并計算其支架所受到的載荷。沖刷帶侵蝕煤層頂板結構力學模型及分析如圖5所示。

圖5 沖刷帶侵蝕煤層頂板結構力學模型Fig.5 Mechanical model of roof structure of coal seam eroded by erosion zone
為實現基本頂破斷后巖體的結構穩定,支架需承受兩部分載荷:一部分為支架承受的直接頂重力載荷,另一部分為控制基本頂破斷后巖塊結構穩定需承受的破斷巖體及其隨動巖層傳遞的載荷。
1) 支架需承受的直接頂重力載荷可根據式(4)計算得出。
Pz=Lkbzh1γ
(4)
式中:Pz為直接頂重力,kN;Lk為直接頂周期破斷步距,m;bz為支架中心距,m;h1為直接頂厚度,m;γ為巖層容重,kN/m3。
根據式(4)計算得到沖刷段直接頂作用力為6 171 kN。經過分析,由于沖刷段直接頂板較厚,作用于支架的重力載荷大。
2) 基本頂破斷塊體B自身重力載荷為GB計算見式(5)。
GB=L1bzh2γ
(5)
式中:GB為破斷塊體B重力,kN;L1為基本頂周期破斷步距,m;h2為基本頂厚度,m。
為實現基本頂巖體結構穩定,避免滑落失穩發生,需滿足式(6)。
Ttan(φ-θ)+F≥GB+Ps
(6)
式中:T為巖塊B回轉形成的水平推力,kN;F為支架作用于巖塊B的支撐力,kN;Ps為破斷塊體B上方隨動巖層作用力,kN;φ為巖塊的內摩擦角,(°);θ為巖塊的破斷角,(°)。
水平推力T計算見式(7)。

(7)
保證基本頂巖層結構穩定性所需的支護力F計算見式(8)。

(8)
經過計算得出,當支架提供6 693 kN的支護時,頂板結構可保持穩定。
綜上,支架所受靜態支護阻力為P0,計算見式(9)。
P0=Pz+F
(9)
由于頂板周期破斷存在動載作用,支架工作阻力計算應包含頂板破斷的動載作用力計算見式(10)。
PD=KD×P0
(10)
式中,KD為動載系數。
因此,支架應提供支架工作阻力P計算見式(11)。
P≥P0+PD
(11)
根據式(11)得出,沖刷帶侵蝕區域要求支架的工作阻力P為12 864 kN。
81308工作面選用液壓支架型號為ZFY12500/25/39D,支架頂梁寬度1.75 m,最大控頂距為5.91 m,支架的工作阻力為12 500 kN,支護強度為1.33~1.35 MPa。根據上述支架受力分析及載荷計算,結合支架各項參數,認為來壓期間支架所承受上覆巖層載荷可能略大于額定工作阻力。在工作面來壓期間多個支架的安全閥發生開啟,存在壓架現象,需采取卸壓措施保障工作面回采安全。
為了確保在81308工作面初采期間沖刷帶頂板的及時破斷,避免因頂板懸露引起的安全風險,保證采面的安全高效生產,提出通過水力壓裂提前對沖刷帶頂板弱化,降低頂板巖層力學性能,使得采面回采至預裂區域時頂板能夠及時垮落,降低礦壓顯現程度。水力壓裂鉆孔的施工參數如圖6所示。

圖6 水力壓裂鉆孔布置參數Fig.6 Layout parameters of hydraulic fracturing boreholes
由于81308工作面上覆均厚8.2 m的沖刷帶頂板和均厚15 m的細粒砂巖基本頂,為實現對沖刷帶頂板和砂巖基本頂的有效弱化,控制頂板及時垮落,避免大面積懸頂現象的發生,頂板水力壓裂高度設計為25 m。通過現場試驗測得81308工作面水力壓裂的有效壓裂半徑為12 m,因此鉆孔間隔設計為24 m。
水力壓裂鉆孔參數:短壓裂鉆孔(S鉆孔):設計長度33 m,與水平面夾角50°,垂直于煤壁施工,在順槽共設計施工24個鉆孔,間距為24 m(圖6(a));長壓裂鉆孔(L鉆孔):設計鉆孔長度50 m,與水平面夾角30°,在順槽共設計施工24個鉆孔,間距為24 m,鉆孔同切眼間的夾角為22°(圖6(b))。在實際操作時,可結合壓裂效果及時修正技術參數。
在81308工作面運輸順槽進行了頂板水力壓裂試驗,為檢驗其對頂板的弱化效果,對工作面初采期間液壓支架實時工作阻力進行了監測,記錄了每個循環頂板破斷、支架承載情況。
根據所記錄、測量數據,整體生成81308綜放面回采期間支架壓力云圖,如圖7所示。由圖7可知,當工作面回采28 m后,基本頂初次破斷,頂板發生的垮落使得工作面來壓強烈,支架載荷驟增,持續推進12 m后,支架載荷降低,支架后方采空區垮落充填較好。基本頂周期來壓步距平均為20 m,來壓期間支架工作阻力在可控范圍內,僅小部分支架出現安全閥開啟現象。

圖7 81308工作面初采期間支架壓力云圖Fig.7 Cloud chart of support pressure in 81308working face during initial mining
1) 為解決81308沖刷帶侵蝕工作面礦壓顯現劇烈問題,構建了沖刷帶侵蝕煤層采場覆巖結構模型,分析發現沖刷段頂板來壓步距將增大,沖刷體破斷垮落后采空區充填程度較高;關鍵層破斷后回轉下沉能夠形成穩定的砌體梁結構,支架處于給定變形狀態。
2) 基于沖刷帶侵蝕煤層覆巖結構模型,分析了支架穩定性,得出來壓期間支架所承受上覆巖層載荷略大于額定工作阻力,為避免壓架事故發生,需采取水力壓裂措施弱化頂板。
3) 支架載荷監測數據顯示,通過水力壓裂弱化頂板后,基本頂的初次來壓步距為28 m,周期來壓步距為20 m,來壓較為平穩,僅小部分支架存在安全閥開啟現象,表明頂板弱化措施取得了良好的成效。