雙向漸厚綜放工作面超前支承壓力研究

2020-12-17 08:29:42許成富

中國礦業 2020年12期

崔晚，楊柳，許成富

(1.河南焦煤能源有限公司九里山礦，河南焦作 450046；2.中國礦業大學(北京)能源與礦業學院，北京 100083；3.放頂煤開采煤炭行業工程研究中心，北京 100083)

我國煤炭賦存條件多種多樣，如今厚煤層是我國煤炭采掘的主體，然而有些礦區由于煤層自然地質賦存條件和通風、設備等開采技術條件限制，仍使用分層開采作為厚煤層開采的方法。在一些經過論證后可以采用一次采全厚的礦井，需要加強安全技術管理，并對采取新工藝的首采煤層進行必要的動態監測，其中工作面的支承壓力分布規律是了解礦壓規律的基礎內容，其對工作面的支護方式、沿空掘巷、無煤柱護巷、確定相鄰巷道的時空關系、預計地表沉降范圍和及時預防煤礦動力災害事故(如煤與瓦斯突出、沖擊地壓、頂底板突水及多相多場耦合災變)，具有十分重要的工程應用價值[1-2]。

支承壓力與覆巖運動息息相關，學者們經過研究總結形成了多種標志性理論體系。在借鑒國外預成裂隙與鉸接巖塊假說的基礎上，錢鳴高等[1]提出了“砌體梁”力學模型，以及“巖層控制的關鍵層理論”。宋振騏等[4]提出“傳遞巖梁”假說，認為斷裂巖塊之間相互咬合，能向煤壁前方及采空區矸石上傳遞作用力。謝廣祥[3]提出采場圍巖“應力殼”理論，認為“應力殼”是由高應力束形成的動態應力拱，是采場最主要的承載力系，將采場的巖體應力場、裂隙場、瓦斯滲流場等多場耦合下的復雜影響簡化統一為“應力殼”作用。

在這些經典理論指導下，我國學者進行了大量不同條件下的理論模型構建與推導[4-7]、多種數值模擬[8-9]、室內試驗[10-11]、現場監測[11-12]、回歸統計[13-14]等工作，取得了實質性的進展。根據學者們的研究成果，可大致確定綜放工作面支承壓力主要影響因素為原巖應力、煤巖物理力學參數、煤層開采厚度[15]，由于礦井的自然地質條件，前兩者條件既定(也可加強與弱化煤巖)，但煤厚在推進時會發生變化從而導致支承壓力具有“采厚效應”[16]。以往的研究將煤厚做單一控制變量，關于在連續推進時煤厚變化對支承壓力的影響研究較少，更未涉及在同一賦存條件下工作面傾向從中部逐漸向兩端變厚，在工作面走向逐漸變厚的雙向漸厚煤層。筆者利用FLAC3D5.0軟件中編制的Fish函數，構建了九里山礦二1煤層15081工作面的模型，研究該礦連續推進時雙向漸厚煤層煤壁前方的超前支承壓力范圍、峰值點強度、位置與煤厚變化的關系，并發現煤壁前方一定范圍內的煤厚變化率或是影響支承壓力的主要原因。

1 工程概況

二1煤層整體為單斜構造，埋深約422 m，平均走向長度265 m，傾斜長度為150～172 m，煤層為較穩定煤層，煤層2.0～7.0 m，平均煤厚4.5 m，該工作面采用走向長壁放頂煤開采方法，機采高度約2.7 m，放煤高度1.8～4.0 m。根據煤厚等高線，該煤層具有中間厚兩邊薄的特點，且隨著走向煤層愈厚到7 m，中間煤厚的范圍在推進過程中也在向兩邊擴展。煤層厚度變化示意如圖1所示。

2 理論計算

采場支承壓力的理論計算的重點是范圍與峰值，筆者討論的支承壓力范圍是對巷道超前支護有影響的一段距離，根據現場經驗，取峰值距離的2～3倍，并不是彈性區范圍。峰值是指峰值強度與峰值位置。綜放工作面由于開挖卸荷作用，頂煤的水平約束消失，煤體內主應力由前及近至煤壁處降低為零。在卸荷力學條件下，綜放面的峰值點距離計算公式[17]見式(1)。

(1)

式中：K為擬合常數，0.1；σhi初始水平地應力，9 MPa；Nφ為常數1/3；σv i為初始豎直地應力，10 MPa；σc為煤體單軸抗壓強度，4.2 MPa。

代入計算結果得該面的峰值距離距離工作面約10.1 m，支承壓力范圍為超前工作面25.25 m。峰值強度計算一般采用估算式，見式(2)。

σVmax=KγH(1

(2)

式中：K為支承壓力峰值系數，取2.2；γ為上覆巖層的平均體積應力，27 kN/m3；H煤層距離地表的深度，422 m。計算得結果σVmax=25.07 MPa，峰值強度約為25.07 MPa。

3 數值模擬方案

根據九里山礦的地質資料與研究內容需要，對模型進行適當調整，煤層所在的覆巖及底板環境建模如圖2所示。模型長255 m(走向)，寬165 m(傾向)，高71.22 m(巖層厚度)，煤層平均埋深422 m，運算平衡后煤層所在原巖應力為10.7 MPa，共780 300空間數目，831 744個節點。煤層所在網格進行加密處理。巖層力學參數見表1。

圖1 15081工作面煤厚變化Fig.1 Change of coal thickness in 15081 working face

圖2 15081工作面煤層建模Fig.2 Coal seam modeling of 15081 working face

表1 煤巖力學參數Table 1 Mechanics parameters of coal and rock

4 數值模擬結果分析

根據綜放面之前支承壓力的相關研究，支承壓力具有采厚效應，頂煤厚度對于支承壓力影響微小，關鍵參數是一次開采煤層厚度。由于空間上煤厚在連續變化，支承壓力是否仍然符合采厚效應，對模擬結果的數據與圖像分析如下所述。

4.1 支承壓力范圍與一次采厚

取一次采厚分別為3 m、4 m、5 m、6 m、7 m的支承壓力，由于不同采厚的應力峰值范圍云圖渲染不同，支承壓力范圍的判定以云圖由疏變密(支承壓力起坡點)為依據，如圖3所示。由圖3可知，隨著工作面一次采厚從3 m增加到7 m，支承壓力范圍不斷增加，由26 m增加到57 m，符合采厚效應中的一次采厚增加，支承壓力影響范圍增大的規律。圖3中支承壓力范圍與一次采厚并不是線性增加關系，可能是受煤壁前方煤厚不均勻變化導致的。這說明隨著15081工作面的推進，由于走向煤厚增加，巷道超前支護的距離應當相應增加，加強支護措施與安全管理。

4.2 支承壓力峰值強度與一次采厚

支承壓力的峰值強度和煤與瓦斯突出密切相關，對于支承壓力峰值強度與一次采厚的關系部分數據分析如圖4所示。由圖4可知，隨著一次采厚的增加(2.3～7 m)，支承壓力峰值強度呈現減小(27～17 MPa)的趨勢，可見一次采厚與峰值壓力之間是反比關系。但存在大量數據在曲線上下，這可能是由于煤厚在支承壓力范圍內不是同一厚度，并不能達到理想狀態下的一次采厚與待采厚度相同，由于煤厚的不同導致上覆頂板運動的破斷偏轉角度不同，從而影響到煤體內圍壓大小。

4.3 支承壓力峰值位置與一次采厚

不同一次采厚的支承壓力峰值位置如圖5所示。由圖5可知，當一次采厚為2.3 m(最小采厚)時，超前支承壓力峰值位置距離為4.5 m；當一次采厚為7 m(最大采厚)時，超前支承壓力峰值位置距離為17.5 m；隨著一次采厚的增加，超前支承壓力的峰值位置距煤壁的距離逐漸升高，擬合曲線為一元二次函數見式(3)。

y=-2.84+3.69x-0.11x2

(3)

該函數可以近似指導該采區周圍工作面的超前支承壓力位置。由圖5可知，同一采厚會對應不同的峰值位置，這與峰值區域內煤厚的變化是相關的。

圖3 不同一次采厚的支承壓力云圖Fig.3 Abutment pressure nephogram ofdifferent mining thickness

圖4 不同一次采厚的支承壓力峰值強度Fig.4 Peak strength of abutment pressure withdifferent mining thickness

圖5 不同一次采厚的支承壓力峰值位置Fig.5 Peak position of abutment pressure withdifferent mining thickness

4.4 差異性機理分析

一次采厚影響了支承壓力的范圍、峰值強度、位置，以工作面推進至105 m處為例，排除側向支承壓力的影響，取工作面傾向30～140 m，可以直觀定性地看出煤厚變化所帶來的影響，如圖6所示。

根據上述分析，一次采厚是支承壓力的關鍵性因素之一，但在采厚一樣的情況下出現的超前距離與峰值強度不一致，可能是由于雙向漸厚煤層自身煤厚起伏變化導致。在實際情況下影響超前支承壓力的關鍵性因素，還應當考慮煤壁前方一定范圍內煤厚變化，這對現場根據煤厚變化直接預測超前支承壓力的位置與峰值，安全煤柱留設，超前支護設計參考都具有實際意義，煤壁前方煤厚的影響將是下一步進行深入研究的重點。

圖6 煤厚變化對應支承壓力變化Fig.6 Changes of coal thickness corresponding to change of abutment pressure

5 現場實測

采用思科賽德公司的GZY60H礦用本安型鉆孔應力傳感器，在回風巷對現場的煤壁前方支承壓力進行持續監測，鉆孔應力枕所在煤厚約4 m，得到鉆孔應力計示數與距煤壁距離與之間的壓力關系(圖7)。由圖7可知，應力計示數峰值位置距離煤壁12～13 m，即支承壓力峰值位置距離煤壁12～13 m，影響范圍距離煤壁26～31 m。