張 寅,趙 毅,李 皓
(遼寧工程技術(shù)大學(xué) 力學(xué)與工程學(xué)院,遼寧 阜新 123000)
為保障采煤工作面的安全回撤速度,回撤巷的保護(hù)顯的尤為重要。大部分回撤巷在工作面超前支承壓力的作用下,強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)過程較為劇烈,支護(hù)難度大。因此,回撤巷的強(qiáng)礦壓穩(wěn)定性控制已成為影響厚煤層綜采工作面安全高效生產(chǎn)的關(guān)鍵要素。
目前,對(duì)于井下強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)理及控制已經(jīng)有許多研究。針對(duì)特厚煤層工作面受遠(yuǎn)場(chǎng)上覆煤柱大結(jié)構(gòu)影響的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)理,高瑞等[1]提出并實(shí)施了地面壓裂控制強(qiáng)礦壓的技術(shù);劉金海等[2]認(rèn)為長壁工作面存在動(dòng)態(tài)和靜態(tài) 2個(gè)支承壓力,其中破裂帶范圍內(nèi)巖層運(yùn)動(dòng)形成動(dòng)態(tài)支承壓力,破裂帶上方巖層荷載轉(zhuǎn)移形成靜態(tài)支承壓力;李鐵等[3]用震源機(jī)制解答方法反演煤礦采動(dòng)巖體破裂機(jī)制,得到華亭煤礦強(qiáng)礦壓頻發(fā)的主要原因,并給出相應(yīng)的防治措施;肖治民等[4]針對(duì)巷道底板的沖擊地壓特點(diǎn),建立巷道底板沖擊失穩(wěn)力學(xué)模型,推導(dǎo)出了巷道底板發(fā)生沖擊失穩(wěn)的能量判據(jù)并提出深埋巷道底板大直徑鉆孔卸壓方法;楊敬軒等[5]在分析工作面沿空巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)特征的基礎(chǔ)上,得到了巷道強(qiáng)礦壓主要影響因素,提出對(duì)工作面頂板進(jìn)行雙向應(yīng)力轉(zhuǎn)移以降低端頭三角區(qū)集中應(yīng)力的方法;張基偉[6]研究急傾斜煤層開采覆巖初次、周期頂板破斷機(jī)制,揭示煤、巖非對(duì)稱應(yīng)力分布特征與演化規(guī)律,提出強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)危險(xiǎn)區(qū)域預(yù)測(cè)與定向彈性能釋放強(qiáng)礦壓控制方法;于斌等[7]針對(duì)大同石炭系堅(jiān)硬頂板特厚煤層開采造成的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)及控制難題,通過現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和理論分析,揭示了大空間遠(yuǎn)、近場(chǎng)巖層失穩(wěn)破斷的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)制,提出了堅(jiān)硬頂板控制技術(shù);竇林名等[8-9]通過實(shí)驗(yàn)分析動(dòng)載與靜載疊加誘發(fā)沖擊礦壓的能量和應(yīng)力條件,得到動(dòng)靜載加載條件下煤巖的破壞形態(tài),揭示了動(dòng)靜載疊加誘發(fā)沖擊礦壓顯現(xiàn)的機(jī)制。
雖然目前對(duì)井下強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)理研究較為豐富,但多為針對(duì)工作面強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的機(jī)理研究,針對(duì)回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)理的研究較少。為保障回撤巷的安全使用,多位學(xué)者[10-18]從加強(qiáng)支護(hù)角度出發(fā)提出了多種支護(hù)方案,但控制措施單一。筆者以鄂爾多斯納林河二號(hào)井31102工作面回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)為背景,通過現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)和理論分析等方法,對(duì)厚煤層綜采工作面回采過程中回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)理予以進(jìn)一步研究,并提出更加高效合理的控制技術(shù),以期對(duì)類似條件礦井提供借鑒。
31102工作面為納林河二號(hào)礦井第二個(gè)回采工作面,為大采高一次采全厚綜采工作面,工作面長度為241 m,走向長度約3 070 m,工作面平均埋深550 m。工作面回采的3-1煤層層位穩(wěn)定,傾角0°~1°,屬于近水平煤層,煤厚5.4~5.8 m,平均厚度5.5 m,煤層為厚煤層,煤層硬度相對(duì)較大,堅(jiān)固性系數(shù)f=1.6,單軸抗壓強(qiáng)度Rc=22.16 MPa,圖1為31102工作面平面位置示意圖,31102工作面北部為31101工作面采空區(qū),區(qū)段煤柱寬度20 m,南側(cè)為31103工作面實(shí)體煤。
31102工作面進(jìn)入末采后期,主、輔回撤巷發(fā)生多次強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)事件,造成巷道幫部開裂、鼓幫,支護(hù)結(jié)構(gòu)變形、破壞。其中巷道兩幫內(nèi)擠最大處達(dá)1.0 m,錨桿錨索失效率超過30%。圖2為主、輔回撤巷道破壞情況。

圖1 納林河二號(hào)礦井31102工作面巷道布置Fig.1 Diagram of roadway layout in working face 31102 of Nalinhe No.2 Mine

圖2 納林河二號(hào)礦井31102工作面主、輔回撤巷道破壞情況Fig.2 Damage of main and auxiliary withdrawal roadways in working face 31102 of Nalinhe No.2 Mine
通過對(duì)31102工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)地考察資料和積累的應(yīng)力數(shù)據(jù)綜合分析,確定31102工作面沖擊危險(xiǎn)判斷線。工作面超前支承壓力隨著工作面推進(jìn)不斷前移,末采初期,采場(chǎng)走向應(yīng)力分布曲線如圖3a所示,此時(shí)主、輔回撤巷道處于采動(dòng)影響范圍外,回撤巷道兩側(cè)的煤體在巷道開挖后應(yīng)力有所升高,但低于沖擊危險(xiǎn)判斷線。
當(dāng)工作面進(jìn)入末采中期后,如圖3b所示,主回撤巷道后方未回采完畢的煤體將受到工作面超前支承壓力的影響,隨著工作面向回撤巷道持續(xù)推進(jìn),主回撤巷道與工作面之間的煤柱寬度逐漸縮小,煤柱上的應(yīng)力集中程度不斷增加,主回撤巷道后方附近煤體的應(yīng)力水平超過沖擊危險(xiǎn)判斷線,容易發(fā)生沖擊地壓災(zāi)害。
當(dāng)工作面接近主回撤巷道后,工作面與主回撤巷道之間的煤柱處于完全塑性破壞狀態(tài)幾乎無承載能力,此時(shí)采場(chǎng)走向應(yīng)力分布如圖3c所示,工作面超前支承壓力顯著影響范圍前移至主、輔回撤巷道之間的煤柱,造成此范圍的煤柱應(yīng)力集中程度顯著升高,達(dá)到發(fā)生沖擊地壓的應(yīng)力水平,同時(shí),輔回撤通道前方的煤體應(yīng)力水平發(fā)生小幅度升高,具備發(fā)生強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的風(fēng)險(xiǎn)。

圖3 采場(chǎng)走向應(yīng)力變化特征Fig.3 Variation characteristics of strike stress in stope
為分析31102工作面超前支承壓力對(duì)回撤巷道的影響情況,在兩回撤巷道內(nèi)安裝應(yīng)力測(cè)點(diǎn)進(jìn)行監(jiān)測(cè)。回撤巷應(yīng)力測(cè)點(diǎn)布置情況如圖4所示,在主回撤巷道內(nèi)向?qū)嶓w煤一側(cè)每隔30 m布置一組深、淺孔應(yīng)力計(jì),共布置7組;在輔回撤巷道內(nèi)向煤柱一側(cè)每隔約60 m布置一組深、淺孔應(yīng)力計(jì),共布置4組,對(duì)兩回撤巷之間的煤柱補(bǔ)充有效監(jiān)測(cè)。

圖4 回撤巷道應(yīng)力測(cè)點(diǎn)布置Fig.4 Layout of stress measuring points in withdrawal roadway
隨著31102工作面進(jìn)入末采階段后,回撤巷道應(yīng)力測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)值將隨著工作面的推進(jìn)開始發(fā)生明顯變化。
分析31102工作面剩余長度14 m前的應(yīng)力監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù),主回撤巷道應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖5所示,當(dāng)工作面剩余約130 m時(shí),各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力值開始出現(xiàn)緩慢上升趨勢(shì);工作面剩余約62 m時(shí)監(jiān)測(cè)應(yīng)力值出現(xiàn)明顯增高趨勢(shì),說明監(jiān)測(cè)范圍進(jìn)入超前支承壓力顯著影響區(qū)域;工作面剩余20~34 m時(shí)各應(yīng)力測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)值均達(dá)到其峰值狀態(tài),最大應(yīng)力增幅約8.05 MPa,證明此范圍為超前支承壓力峰值區(qū)域。

圖5 主回撤巷道內(nèi)各應(yīng)力測(cè)點(diǎn)應(yīng)力曲線Fig.5 Stress curves of stress measuring points in main withdrawal roadway
輔回撤巷道應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖6所示,在監(jiān)測(cè)期間,相對(duì)于主回撤通道,輔回撤巷道監(jiān)測(cè)應(yīng)力值變化較小,最大增幅約3 MPa。隨著工作面回采,預(yù)測(cè)主、輔回撤通道之間的煤體應(yīng)力集中程度將進(jìn)一步增加。
隨著工作面走向剩余長度不斷減小,超前支承壓力峰值區(qū)逐步逼近主、輔回撤通道,因主輔回撤通道間煤柱寬30 m,工作面回采完畢后,應(yīng)力峰值處于輔回撤通道處或主輔回撤通道間煤柱靠近輔回撤通道內(nèi)。

圖6 輔回撤巷道內(nèi)各應(yīng)力測(cè)點(diǎn)應(yīng)力曲線Fig.6 Stress curves of stress measuring points in auxiliary withdrawal roadway
沖擊災(zāi)害和強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)都是巖體中積聚能量釋放的過程,參考動(dòng)靜加載型沖擊啟動(dòng)力學(xué)模型及能量判據(jù)[19],當(dāng)采動(dòng)圍巖近場(chǎng)系統(tǒng)內(nèi)集中靜載荷與采動(dòng)引起的動(dòng)載荷能量相加大于圍巖破壞所需最小能量時(shí),達(dá)到強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的能量條件。
結(jié)合采場(chǎng)走向應(yīng)力變化圖與主、輔回撤巷內(nèi)應(yīng)力監(jiān)測(cè)曲線,可以得出工作面采動(dòng)引起的超前支撐壓力是回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的原因之一。工作面超前支撐壓力隨工作面的推進(jìn)而不斷前移,當(dāng)超前支撐壓力影響范圍到達(dá)主、輔回撤巷道,與回撤巷道開掘引起的原有靜載疊加,疊加應(yīng)力值超過煤巖體所能承受的極限應(yīng)力就會(huì)發(fā)生強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象。
通常單側(cè)臨空厚煤層綜采工作面超前支護(hù)段受本工作面采動(dòng)影響,且超前支承壓力比普通綜采工作面大,同時(shí)受相鄰采空區(qū)頂板垮落不充分引起的集中應(yīng)力影響,巷道超前支護(hù)段周圍的煤巖體出現(xiàn)較高應(yīng)力區(qū),從而使超前支護(hù)段出現(xiàn)強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)。
為分析頂板破斷條件下工作面回采巷內(nèi)應(yīng)力分布特點(diǎn),定義采掘影響下同位置處煤巖體支承壓力q(x)與原載荷q0的比值為煤巖體支承壓力系數(shù)k(x):

于斌等[20]采用三參數(shù)Weibull函數(shù)對(duì)煤巖體支承壓力系數(shù)擬合得到的煤巖體支承壓力系數(shù)表達(dá)式為:

式中:m為煤巖體支承壓力系數(shù)的形狀參數(shù);η為支承壓力系數(shù)的尺度參數(shù);δ為支承壓力系數(shù)的位置參數(shù);L為煤體長度。
根據(jù)本礦井實(shí)際地質(zhì)環(huán)境和Weibull函數(shù)的特點(diǎn),取形狀參數(shù)m=2,巷道側(cè)煤體支撐壓力尺度參數(shù)η1=0.3,工作面煤體支撐壓力尺度參數(shù)η2=0.5,兩側(cè)位置參數(shù)δ1、δ2均取0,頂板失穩(wěn)破斷時(shí)煤層應(yīng)力為6.5 MPa,對(duì)工作面超前支護(hù)段內(nèi)的煤體支撐壓力進(jìn)行擬合。聯(lián)立式(1)、式(2)得到巷道超前支撐段內(nèi)煤體支撐壓力分布(圖7)。

圖7 工作面超前支護(hù)段附近煤體支承壓力Fig.7 Support pressure of coal near the advance support section of working face
圖7中x軸正向與超前支護(hù)段到工作面方向一致。由圖中可以看出,工作面開采引起前方煤巖體應(yīng)力升高,應(yīng)力從工作面超前60 m左右區(qū)域開始明顯升高,應(yīng)力峰值接近30 MPa,與主回撤巷內(nèi)應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果一致。說明回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的一個(gè)重要原因是,工作面采動(dòng)引起的超前支承壓力與相鄰采空區(qū)頂板未完全垮落引起的應(yīng)力集中疊加,使工作面超前段的回撤巷附近煤巖體應(yīng)力升高,出現(xiàn)強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)。
綜上分析可知,當(dāng)工作面回采到回撤巷附近時(shí),工作面采動(dòng)引起的超前支承壓力、相鄰采空懸頂引起的雙向支承應(yīng)力和回撤巷開掘引起的靜載三者耦合作用,引起回撤巷道兩側(cè)煤巖體內(nèi)應(yīng)力升高,造成回撤巷內(nèi)強(qiáng)礦壓沖擊現(xiàn)象的發(fā)生。
根據(jù)31102回撤巷的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)制,3種應(yīng)力疊加應(yīng)力強(qiáng)度較大,單純的轉(zhuǎn)移應(yīng)力或者提高支護(hù)強(qiáng)度是不夠的。結(jié)合回撤巷來壓特點(diǎn)和支護(hù)經(jīng)驗(yàn),有效結(jié)合鉆孔卸壓情況與支護(hù)技術(shù),確定31102回撤巷強(qiáng)礦壓控制方案,使其處于“強(qiáng)支、強(qiáng)卸”狀態(tài)。
參考周邊相似條件礦井,結(jié)合本工作面應(yīng)力分布情況和地質(zhì)概況綜合考慮,在主、輔回撤通道內(nèi)及其附近巷道具體卸壓鉆孔施工參數(shù)見表1。
所有聯(lián)絡(luò)巷、巷道交叉口,可根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際情況布置卸壓鉆孔,但必須保證其兩側(cè)不卸壓距離不超過5 m。具體鉆孔布置方案如圖8所示。采動(dòng)過程中對(duì)于局部應(yīng)力監(jiān)測(cè)預(yù)警區(qū)、鉆孔檢測(cè)超標(biāo)區(qū)、微震活動(dòng)異常區(qū)等進(jìn)行補(bǔ)充卸壓。
主、輔回撤巷道采用的常規(guī)錨網(wǎng)噴主動(dòng)支護(hù)技術(shù)無法保證回撤巷道的安全使用,為保障工作面末采階段安全回采,需要對(duì)回撤巷道增加補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。
①主回撤巷道補(bǔ)強(qiáng)支護(hù) 主回撤巷道采用兩排ZZ18000/25/50垛式支架支護(hù)。垛式支架布置在主回撤通道兩側(cè),共布置84臺(tái);每臺(tái)垛架上方鋪設(shè)7根150 mm×150 mm×1 500 mm道木,以防錨桿、錨索失效,且垛式支架必須升緊,接頂嚴(yán)實(shí)可靠,確保支護(hù)效果。
②聯(lián)巷補(bǔ)強(qiáng)支護(hù) 1、2、3號(hào)聯(lián)巷靠近主回撤通道一側(cè)的聯(lián)巷口各布置2臺(tái)垛式支架,共計(jì)6臺(tái),每臺(tái)支架支護(hù)強(qiáng)度18 000 kN,每臺(tái)垛架上方鋪設(shè)7根150 mm×150 mm×1500 mm道木,垛式支架必須升緊,接頂嚴(yán)實(shí)可靠,確保支護(hù)效果;1、2、3號(hào)聯(lián)巷兩側(cè)的聯(lián)巷口布置單體液壓支柱+頂梁支護(hù),支護(hù)距離10 m,單體排距1 m、1梁4柱(巷道交叉口處抹角處適當(dāng)加大每排單體之間距離);每個(gè)聯(lián)巷口安裝兩排單體+頂梁支護(hù)、1梁12柱。

表1 鉆孔卸壓參數(shù)Table 1 Borehole pressure relief parameters

圖8 回撤巷道附近大直徑鉆孔卸壓區(qū)域及參數(shù)設(shè)置Fig.8 Pressure relief area and parameters of large diameter boreholes near withdrawal roadway
③輔回撤巷道補(bǔ)強(qiáng)支護(hù) 輔回撤通道內(nèi)1、2、3號(hào)聯(lián)巷兩側(cè)各10 m范圍內(nèi),布置單體液壓支柱+頂梁支護(hù),單體排距1 m、1梁4柱;每個(gè)聯(lián)巷口安裝兩排單體+頂梁支護(hù)、1梁12柱。
④主回撤巷道與其他巷道連接處補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)主回撤巷道與31102輔運(yùn)巷道、回風(fēng)巷道和膠運(yùn)巷道連接處采用單體液壓支柱+頂梁支護(hù),梁距1 m,支護(hù)范圍為巷道交叉口兩側(cè)各10 m范圍內(nèi)(主回撤通道與回風(fēng)巷道、膠運(yùn)巷道交叉口靠近采空區(qū)一側(cè)可不布置單體液壓支柱+頂梁支護(hù))。
在31102工作面回采通過回撤巷后期,對(duì)31102工作面進(jìn)行強(qiáng)礦壓控制措施處理,發(fā)現(xiàn)控制效果良好。但由于無法在采取強(qiáng)礦壓控制措施后還原31102工作面回采經(jīng)過回撤巷的全過程,為更加全面地對(duì)此控制措施予以驗(yàn)證,在31102工作面相鄰31103工作面回采通過回撤巷前對(duì)31103工作面回撤巷采取強(qiáng)礦壓控制措施,將工作面回采經(jīng)過回撤巷時(shí)31102工作面回撤巷與31103工作面回撤巷應(yīng)力及礦壓顯現(xiàn)情況進(jìn)行對(duì)比分析,對(duì)此控制措施予以驗(yàn)證。由于31102工作面與31103工作面相鄰且所處地質(zhì)環(huán)境相似,工作面巷道布置方式相同,因此,該驗(yàn)證方式可靠有效。
通過觀察發(fā)現(xiàn),在工作面通過回撤巷時(shí)沒有發(fā)生鼓幫現(xiàn)象,巷道兩幫煤壁完整性較好。主、輔回撤巷道內(nèi)布置的應(yīng)力計(jì)監(jiān)測(cè)所得數(shù)據(jù)分別如圖9、圖10所示。

圖9 納林河二號(hào)井31103工作面強(qiáng)礦壓治理后主回撤巷道內(nèi)各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力分布Fig.9 Stress distribution of each measuring point in main withdrawal roadway of working face 31103 after strong ground pressure treatment,in Nalinhe No.2 Mine

圖10 納林河二號(hào)井31103工作面強(qiáng)礦壓治理后輔回撤巷道內(nèi)各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力分布Fig.10 Stress distribution of each measuring point in auxiliary withdrawal roadway after treatment of strong ground pressure in working face 31103,in Nalinhe No.2 Mine
對(duì)比圖5與圖9測(cè)點(diǎn)應(yīng)力曲線可得:采取強(qiáng)礦壓控制措施后,當(dāng)回采工作面距主回撤巷14~60 m時(shí),主回撤巷道內(nèi)各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力,峰值最大降低率達(dá)59%降低率為40%~50%。當(dāng)回采工作面距主回撤巷60~200 m時(shí),采取強(qiáng)礦壓控制措施后,各應(yīng)力測(cè)點(diǎn)應(yīng)力值降低率為30%~40%。對(duì)比圖6與圖10各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力曲線,發(fā)現(xiàn)采取強(qiáng)礦壓控制措施后輔回撤巷道各測(cè)點(diǎn)應(yīng)力值降低率為30%~40%。
綜上可知,在大直徑鉆孔卸壓的作用下,當(dāng)工作面回采至回撤巷附近時(shí),工作面開采引起的高應(yīng)力向煤體深部轉(zhuǎn)移,回撤巷附近淺部煤體所受應(yīng)力明顯減小,極大地降低了沖擊事件發(fā)生的概率。在合理補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)的協(xié)同作用下,保障了工作面的安全回采。
a.應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果表明,工作面接近回撤巷時(shí)的超前應(yīng)力顯著影響距離約為62 m,峰值影響范圍為20~34 m。工作面回采完畢后,應(yīng)力峰值處于輔回撤巷道處或主輔回撤巷道間煤柱靠近輔回撤通道區(qū)域。
b.回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)的機(jī)理主要是工作面采動(dòng)引起的超前支承壓力、相鄰采空懸頂引起的雙向支承應(yīng)力,以及回撤巷開掘引起的靜載三者耦合作用,導(dǎo)致回撤巷道兩側(cè)煤巖體內(nèi)應(yīng)力升高,造成回撤巷內(nèi)強(qiáng)礦壓沖擊現(xiàn)象的發(fā)生。
c.合理地結(jié)合鉆孔卸壓與支護(hù)技術(shù),制定31102回撤巷強(qiáng)礦壓控制方案,使其處于“強(qiáng)支、強(qiáng)卸”狀態(tài)。通過對(duì)31103工作面回采過程中回撤巷應(yīng)力變化現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)及巷道損傷情況進(jìn)行觀察,認(rèn)為此控制技術(shù)有效解決了厚煤層綜采工作面回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)問題,彌補(bǔ)了此前回撤巷強(qiáng)礦壓控制技術(shù)的不足,對(duì)解決類似礦井回撤巷強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)問題具有重要意義。