楊繼元,朱 磊
(1.國家能源集團神東技術研究院,陜西榆林 719315;2.中煤能源研究院有限責任公司,陜西西安 710054)
神府、東勝煤田是我國重要的優質動力煤供應基地,隨著開采規模的不斷擴大,已經成為我國重要的能源供給地[1-3]。此區域煤層賦存具有埋藏淺、厚度大、傾角小、基巖薄等特點[4]。隨著開采技術水平的不斷提升,工作面回采速度不斷提高,加快了工作面接續頻率,使得工作面接續緊張狀況時常出現[5-7]。為提高搬家速度,多采用預掘雙回撤通道、無軌膠輪車運輸的搬家工藝[8]。在工作面末采階段,受采動應力的影響,回撤通道圍巖變形嚴重,常常出現巷道頂板急劇下沉、大面積片幫、底鼓等,嚴重影響了工作面末采及搬家期間的安全生產[9-10]。
近年來,相關學者對回撤通道末采段覆巖運動特征與圍巖控制進行了大量的研究工作。王兆會等[11]提出改變采高、工作面推進速度、局部充填的頂板控制措施,保證貫通時頂板無來壓,避免了壓架事故。吳志剛等[12]對回撤通道礦壓規律進行了研究,提出巖層響應和超前壓力傳遞機理;李興華等[13]對回撤通道支護強度特征進行了研究,提出相應控制技術;谷拴成等[14]建立了末采剩余煤柱力學分析模型,研究了工作面貫通前合理停采位置的確定方法;韓龍等[15]研究了末采及回撤階段礦壓顯現規律和末采等壓頂板控制技術;徐敬民等[16]研究了綜采工作面回撤階段壓架冒頂機理和圍巖支護技術。由于淺埋煤層覆巖失穩運動直接導致上覆松散覆蓋層的整體垮落,對工作面采動應力分布、礦壓顯現強度等產生了重要影響。研究末采段覆巖失穩運動形式,對深入研究末采段圍巖應力分布規律以及圍巖穩定性控制技術具有重要的指導意義[17-19]。為此,基于錦界煤礦31115 工作面生產技術條件,研究了淺埋煤層綜采工作面覆巖基本頂破斷特征、末采段失穩運動形式,及其對末采段圍巖應力分布規律的影響,并提出了末采段圍巖穩定性控制技術。
錦界煤礦31115 工作面位于31#煤層一盤區,煤層底板標高1 119.83~1 129.26 m,地表標高1 217.4~1 252.5 m。工作面寬度280 m,推進長度5 250 m。煤層平均厚度3.28 m,煤層平均傾角為1°,整體呈寬緩的單斜構造,煤層普氏硬度系數1~3。31#煤層上覆巖層由地表覆蓋層與基巖層組成,覆蓋層由風積沙和黏土層組成,平均厚度36.00 m;基巖層由炭質泥巖、粉砂巖、細砂巖、中粒砂巖、煤層等組成,平均厚度59.7 m。31115 工作面覆巖柱狀圖如圖1。
圖1 31115 工作面覆巖巖性柱狀圖Fig.1 Borehole columnar section of 31115 working face
31115 工作面采用預掘雙回撤通道、無軌膠輪車運輸的搬家工藝,主、輔回撤通道間留設25 m 的煤柱,31115 工作面末采段巷道布置圖如圖2。主、輔回撤通道斷面尺寸均為5.0 m×3.0 m,輔回撤通道斷面尺寸為5.4 m×3.0 m,均采用錨桿、錨索和鋼筋網聯合支護,主、輔回撤通道支護斷面圖如圖3。根據以往生產經驗,工作面末采期間,主、輔回撤通道會出現大面積片幫、冒頂等隱患。
圖2 31115 工作面末采段巷道布置圖Fig.2 Layout of roadway in the final mining section of 31115 working face
圖3 主、輔回撤通道支護斷面圖Fig.3 Supporting sectional diagrams of main and auxiliary retracting passages
基于彈性力學理論,建立了淺埋綜采工作面基本頂周期破斷深梁結構力學模型,對基本頂的破斷特征與極限跨距進行了分析[20-21]。
受均布載荷作用懸臂深梁力學模型如圖4。圖4為矩形截面的深梁,梁的長度為l,梁的高度為h,梁的上表面受均布載荷作用。
圖4 受均布載荷作用懸臂深梁力學模型Fig.4 Mechanical model of cantilevered deep beam under uniform loading
根據彈性力學理論,基于最大拉應力準則,計算得出懸臂深梁破斷時的極限跨距lmax為:
式中:h 覆巖基本頂厚度,m;RT為覆巖基本頂巖體抗拉強度,MPa;KG為載荷傳遞因子,取0.5;ρ為基本頂上覆巖層平均密度,取2 500 kg/m3;H0為基本頂上覆巖層累計厚度,m。
31115 工作面覆巖基本頂為12.75 m 厚的粉砂巖。根據關鍵層理論[17],其上覆控制巖層H0為25.6 m。根據煤巖層物理力學測試,取粉砂巖抗拉強度為3.8 MPa,通過式(1)計算得出31115 工作面粉砂巖破斷步距為17.80 m。
為進一步分析錦界煤礦淺埋綜采工作面末采段覆巖失穩運動形式,基于31115 工作面開采為原型,采用3DEC 數值模擬[22-24],經過適當簡化,建立31115 工作面末采段數值計算模型。模型中覆巖基本頂為12.8 m 厚的粉砂巖,根據其賦存深度及物理力學參數,確定其沿工作面推進方向塊度大小為22.0 m×12.8 m。
根據末采段工作面與主回撤通道貫通時工作面的來壓狀態,可將貫通時基本頂失穩運動形式分為滑落失穩和回轉失穩2 種狀態,覆巖基本頂失穩運動形式數值模擬結果如圖5 和圖6。
圖5 覆巖滑落失穩Fig.5 Overburden slide instability
由圖5 和圖6 可以看出,當基本頂斷裂線位于主回撤通道上方時,其破斷巖塊發生滑落失穩,工作面及主回撤通道頂板受到較大的垂直作用力,易發生工作面支架壓死及主回撤通道冒頂等災害;當基本頂斷裂線位于回撤通道煤柱上方時,其破斷巖塊發生回轉失穩,工作面及主回撤通道頂板除受到較大的垂直作用力外,還受到一定的水平作用力,工作面支架及回撤通道垛架穩定性變差。此時回撤通道煤柱受到較大的采動影響,可能引起煤柱的失穩,導致輔回撤通道圍巖變形增大。
圖6 覆巖回轉失穩Fig.6 Overburden instability movement
為了分析工作面末采段圍巖應力分布情況,提取數值模擬結果,整理得出末采段頂板不同基本頂失穩運動形式下,工作面末采貫通階段前方垂直應力分布變化情況如圖7。
由圖7 可以看出,隨著工作面距主回撤通道距離的減小,工作面超前支承壓力不斷增大,當工作面推進至與主回撤通道貫通前10 m 時,工作面與主回撤通道之間煤柱垂直應力急劇增大,其中回轉失穩狀態應力增高值明顯大于滑落失穩狀態;且隨著工作面距主回撤通道距離的減小,主輔回撤通道間煤柱垂直應力呈增大趨勢。工作面末采階段采動支承壓力與回撤通道側向支承壓力的耦合疊加,造成區域應力集中程度明顯增大,是工作面支護困難和貫通階段主回撤通道圍巖變形大的主要原因。
圖7 末采貫通階段工作面前方垂直應力分布Fig.7 Vertical stress distribution in front of the working face in end-mining through stage
工作面與主回撤通道貫通時,主、輔回撤通道間應力分布情況如圖8。
圖8 貫通后主、輔回撤通道間應力分布Fig.8 Stress distribution between main and auxiliary retracement channels after penetrating
由圖8 可以看出,工作面與主回撤通道貫通時,在工作面超前支承壓力的影響下,主回撤通道實體煤側巷幫垂直應力與水平應力均出現明顯的應力集中顯現,受采動影響明顯,隨著貫通后工作面停止推采,上覆巖層的進一步壓實和基本頂的運動,末采段巷幫難以控制。
末采段主回撤通道頂板下沉量、實體煤巷幫移近量如圖9 和圖10。
圖9 末采段主回撤通道頂板下沉量Fig.9 Roof subsidence of main retracement passage in final mining section
圖10 末采段主回撤通道實體煤幫移近量Fig.10 Moving volume of solid coal side of main retracement passage in final mining section
由圖9 和圖10 可以看出,工作面推進至與主回撤通道貫通前10 m,主回撤通道圍巖變形量開始急劇增大,當工作面與主回撤貫通時,主回撤通道頂板最大移近量為1 264 mm,實體煤側巷幫移近量為265 mm。另外,由圖5 和圖6 可以看出,末采階段輔回撤通道受采動影響較小,圍巖變形量較小。因此,末采段應采取合理措施,保證工作面與主回撤貫通階段,工作面頂板及主回撤通道圍巖的穩定性。
末采貫通階段覆巖基本頂的失穩運動是影響工作面及主回撤通道圍巖穩定性的主要因素,因此,保證貫通時工作面及回撤通道上方覆巖不發生明顯的失穩運動,是淺埋厚煤層綜采工作面末采階段圍巖穩定性控制的關鍵[5]。現場生產中,在準確掌握工作面來壓規律的基礎上,末采階段采用停采讓壓及強制放頂等應力轉移技術,控制覆巖基本頂破斷位置,使得貫通時工作面及回撤通道處于圍巖壓力較小的狀態,保證工作面及主回撤通道圍巖的穩定性。末采階段控制覆巖基本頂破斷位置后,工作面貫通時圍巖結構特征如圖11。由圖11 可以看出,采區措施使得工作面與主回撤貫通時處于頂板來壓剛結束的狀態,基本頂回轉下沉量小,對工作面及主回撤通道的安全支護具有積極的作用。
圖11 采取措施后工作面貫通時圍巖結構特征Fig.11 Structural characteristics of surrounding rock when working face is connected after taking measures
工作面與主回撤通道貫通時,回撤通道間煤柱應力分布情況如圖12。末采階段主回撤通道圍巖變形量變化情況如圖13。
圖12 末采貫通階段工作面前方垂直應力分布Fig.12 Vertical stress distribution in front of the working face in end-mining through stage
由圖12 和圖13 可以看出,工作面與主回撤貫通時處于頂板來壓剛結束狀態,工作面采動影響下,煤柱內垂直應力集中系數最大為1.68,影響范圍最大范圍為5.0 m,相比于貫通時覆巖基本頂處于回轉失穩或滑落失穩狀態而言,應力集中程度明顯降低,使得末采貫通時,主回撤通道頂板移近量最大為218 mm,實體煤側巷幫移近量最大為109 mm,巷道圍巖控制效果良好。
圖13 末采貫通階段主回撤圍巖變形Fig.13 Surrounding rock deformation of the main retractable rock in the last mining and penetrating stage
1)根據末采段工作面與主回撤通道貫通時工作面的來壓狀態,可將貫通時基本頂失穩運動形式分為滑落失穩和回轉失穩2 種狀態。
2)工作面末采段采動支承壓力與回撤通道側向支承壓力的耦合疊加,使得區域應力集中程度增大,是工作面支護困難和貫通階段主回撤通道圍巖變形大的主要原因。
3)在準確掌握工作面來壓規律基礎上,采用停采讓壓及強制放頂等應力轉移技術,控制覆巖基本頂破斷位置,使得末采貫通時工作面及回撤通道處于圍巖壓力較小的狀態,是保證工作面及主回撤通道圍巖的穩定性的關鍵。