馬文偉
(1.中煤科工集團沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;2.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122)
深部采場由于地質作用的原因常常存在厚度較大的堅硬頂板,且堅硬頂板不易自然垮落,隨著開采進程的持續,堅硬頂板回轉下沉會造成工作面巷道礦壓顯現異常,給煤礦安全生產帶來嚴重隱患,成為煤礦現場亟待解決的難題。針對存在堅硬頂板的采煤工作面巷道圍巖控制方面,已有相關學者取得了一定的研究成果。楊森等[1]研究無巷旁充填切頂卸壓沿空留巷圍巖控制技術,提出強化恒阻錨索配合錨桿索支護的頂板支護強度措施;秦玄燁等[2]針對九龍礦15445 工作面堅硬頂板問題,提出對青灰巖頂板進行預裂爆破卸壓,卸壓后工作面支架阻力下降10~75 MPa;劉乙霖等[3]提出通過爆破切頂卸壓可以減小堅硬頂板旋轉下沉對煤柱的擠壓變形,進而減小工作面的礦壓顯現程度,通過數值模擬試驗確定最佳的切頂角度為60°;李英杰等[4]研究了工作面堅硬頂板定向水壓預裂機制,推導了定向水力壓裂力學模型,分析了強度因子等參數的影響因素,研究了水壓裂紋的斷裂特征;魏紅印等[5]構建了工作面堅硬頂板卸壓前后的力學模型,得出爆破卸壓有利于初采期間堅硬頂板的垮落,并設計了切頂卸壓技術參數?;诂F有的研究結果發現,堅硬頂板巷道支護的研究中主要以切頂卸壓為主,較少涉及到強幫強角支護方面的研究內容。為了探索合理的堅硬頂板巷道圍巖控制技術,針對保德煤礦3304 工作面存在厚度較大的堅硬頂板造成沿空巷道礦壓顯現異常劇烈的問題,通過理論分析、數值模擬和現場實踐等研究方法,將巷道頂板預裂卸壓,選取合理煤柱寬度,并配合強幫強角錨桿索支護技術,以期能夠控制巷道的變形破壞,減少巷道的圍巖變形量,提高巷道圍巖的穩定性,為相似條件工作面的巷道維護提供借鑒。
保德煤礦3304 工作面上部為已完畢的3302 工作面,深部為尚未開采的3306 工作面,煤礦現場計劃在3302 工作面與3304 工作面間留有大煤柱護巷,煤柱寬度為25 m。3304 工作面平均埋深764 m,煤層平均厚度為4.34 m,煤層平均傾角11°。煤層基本頂巖層是粉砂巖,硬度大且厚,平均層厚7.93 m。3304 工作面巷道沿煤層底板掘進,巷道凈寬5.2 m,高3.5 m,3304 工作面掘進期間為了確定巷道圍巖的穩定性,曾進行過鉆孔窺視,結果發現3302 工作面回采結束后,工作面存在懸頂結構,懸頂長度10 m 以上。工作面頂底板巖層特征見表1。
表1 頂底板巖性特征Table 1 Characteristics of roof and floor
現場取煤層頂底板巖層巖樣進行了三軸壓縮實驗,煤巖試件力學參數統計表見表2。
表2 煤巖試件力學參數統計表Table 2 Statistical table of mechanical parameters of coal and rock specimens
基于現有的資料可以得出,3304 工作面側向采空區內頂板懸頂長度大,但3304 工作面煤層強度較低,懸頂巖層回轉運動必定造成3304 工作面煤柱承擔較高應力。3304 工作面沿空巷道掘進期間,巷道圍巖變形量大,回采期間層發生過冒頂事故,且巷道鼓出嚴重,難以適應安全生產的需要。
工作面上覆巖層受到開采進程的影響發生不同的斷裂運動規律,致使工作面內支承應力分布規律發生變化,對沿空巷道的圍巖控制產生較大影響,分析工作面上覆巖層結構特征,根據工作面圍巖應力環境和力學性質,合理地選擇沿空巷道的掘巷時機及布置層位對維護巷道圍巖穩定性至關重要[6-12]。
頂板覆巖結構及應力分布如圖1。隨著3302 工作面回采進程的不斷推進,3302 工作面直接頂斷裂垮落,基本頂及其上覆巖層彎曲下沉直至分段垮落,待3302 工作面回采完畢后,在3304 工作面端頭處,基本頂巖層形成砌體梁鉸接結構,即圖1 中的塊體A、B、C。
圖1 頂板覆巖結構及應力分布Fig.1 Roof overburden structure and stress distribution
3302 工作面回采完畢后,塊體B 旋轉下沉,一端處于3304 工作面破斷直接頂上部,另一端由3302 采空區內垮落的直接頂支承,在3304 工作面上部形成與塊體A、C 相互咬合的穩定鉸接結構。該結構在垂直方向上可以承擔向上的反作用力,在水平方向上可以承擔水平擠壓力的作用,因此可以保持一定的穩定狀態。3304 工作面沿空巷道在此結構下掘進時,巷道頂板處于上覆巖層三角塊體的掩護之下,因此塊體B 對3304 工作面沿空掘巷的穩定性起決定作用。
從3304 工作面側向支承壓力的分布特征可知,由于關鍵塊體的兩端分別位于3304 工作面直接頂上部和3302 工作面采空區矸石,經作用在關鍵塊體上的上覆巖層荷載分別傳遞給直接頂和煤體,使3304 工作面側向支承應力以關鍵塊體B 的破斷線為界分為外應力場S1和內應力場S2。在3304 側向應力的內應力場是由于關鍵塊體B 旋轉下沉造成的,其應力總和等于關鍵塊體B 的重力,因此內應力場的應力值遠小于外應力場。在內應力場中開掘巷道時將承受較低的應力,因此在沿空巷道掘進時,應控制護巷煤柱寬度使巷道處于內應力場中。
基于已有的研究得出[13-19],存在堅硬頂板懸頂結構的巷道,采取超前預裂切頂卸壓技術可以很好的緩解巷道圍巖應力集中的情況。該技術在實施過程中,切頂參數的選取直接關系到采空區垮落巖層的堆積形態,進而影響上覆巖層的運移規律及巷道圍巖穩定性。為此,采用數值模擬方法研究不同切頂角度和切頂高度巷道圍巖的應力和位移變化規律,分析卸壓前后巷道圍巖的控制效果,以為后期巷道頂板圍巖控制技術參數的選取提供借鑒。
根據3304 工作面地質條件,建立3304 工作面沿空巷道數值模型,模型長、寬、高分別為:100、100、70 m。沿空巷道高×寬為5.2 m×3.5 m 的矩形巷道,初步設置護巷煤柱的寬度為10 m,模型上部施加等效重力載荷,固定模型前后左右下部邊界,構模型選擇Mohr-Coulomb 屈服準則。三維數值模型如圖2。相關力學參數參考巖層力學試驗選取。
圖2 三維數值模型Fig.2 Three dimensional numerical model
3.2.1 不同切頂高度圍巖應力分布特征
基于已有的研究發現,堅硬頂板的切頂高度可以改變工作面上覆巖層的約束范圍及采空區的填充程度。進而影響工作面實體煤和煤柱內的應力狀態,根據數值模擬試驗結果,不同切頂高度條件下,3304 工作面實體煤和煤柱內的應力分布狀況如圖3。
圖3 不同切頂高度實體煤內應力分布規律Fig.3 Internal stress distribution law of solid coal with different cutting heights
1)煤柱應力。從圖3 可以看出,隨著切頂高度的增加,3304 工作面煤柱內的垂直應力依次降低。在切頂高度為12 m 的條件下,煤柱內垂直應力的峰值為28.37 MPa,垂直應力峰值距離工作面煤柱巷道邊界約3 m。在切頂高度為16 m 的條件下,煤柱內垂直應力的峰值為23.56 MPa,相較于切頂高度為12 m 時,垂直應力峰值降低約17.05%,垂直應力峰值的位置沒有發生較大變化。在切頂高度為20 m 的條件下,煤柱內垂直應力的峰值為21.70 MPa,相較于切頂高度為12 m 時,垂直應力峰值降低約27.04%,垂直應力峰值的位置稍向采空區側轉移,但變化不大。
2)實體煤應力。不同切頂高度實體煤內應力分布規律如圖4。從圖4 可以看出,隨著切頂高度的增加,3304 工作面實體煤內的垂直應力也呈現依次降低的趨勢。在切頂高度為12 m 的條件下,實體煤內垂直應力的峰值為39.28 MPa,垂直應力峰值距離工作面實體煤邊界約8.4 m。在切頂高度為16 m 的條件下,煤柱內垂直應力的峰值為36.08 MPa,相較于切頂高度為12 m 時,垂直應力峰值降低約8.15%,垂直應力峰值的位置想實體煤深部轉移,距離實體煤邊界約9 m。在切頂高度為20 m 的條件下,煤柱內垂直應力的峰值為33.68 MPa,相較于切頂高度為12 m 時,垂直應力峰值降低約14.26%,垂直應力峰值的位置繼續向實體煤深部轉移,但變化不大。
圖4 不同切頂高度實體煤內應力分布規律Fig.4 Internal stress distribution law of solid coal with different cutting heights
3.2.2 不同切頂高度圍巖位移
為了更加準確的描述切頂高度對巷道圍巖的變形規律的影響,數值模擬試驗的過程中,監測不同切頂高度條件下,巷道頂板垂直位移的變化情況,不同切頂高度巷道頂板位移變化規律如圖5。
從圖5 可以看出,在巷道掘進初期,巷道頂板的變形速度較快,隨著試件的增加,巷道頂板變形速度降低并逐漸趨于穩定,隨著切頂高度的增加,3304工作面頂板位移速度和最大位移量也呈現依次降低的趨勢。當切頂高度為12 m 時,頂板最大變形量為208.60 mm,當切頂高度為16 m 時,頂板最大變形量為170.35 mm,相較于切頂高度為12 m 時,頂板最大位移量降低18.34%。當切頂高度為20 m 時,頂板最大變形量為161.25 mm,相較于切頂高度為12 m 時,頂板最大位移量降低22.69%。
圖5 不同切頂高度巷道頂板位移變化規律Fig.5 Variation law of roof displacement of roadway with different cutting heights
3.3.1 不同切頂角度巷道圍巖應力
堅硬頂板切頂角度可以改變堅硬頂板內力的傳遞。根據數值模擬實驗結果,不同切頂角度條件下,3304 工作面實體煤和煤柱內的應力分布狀況如圖6。
圖6 不同切頂角度實體煤內應力分布規律Fig.6 Internal stress distribution law of solid coal with different cutting angles
1)煤柱應力。從圖6 可以看出,隨著確定角度的增加,煤柱內垂直應力峰值呈現先減小后增大的趨勢。在切頂角度為0°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為26.85 MPa,垂直應力峰值距離工作面煤柱巷道邊界約3.3 m 左右。在切頂角度為5°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為24.79 MPa,相較于切頂角度為0°的條件下,垂直應力峰值降低7.67%。在切頂角度為10°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為22.61 MPa,相較于切頂角度為0°的條件下,垂直應力峰值降低15.79%。在切頂角度為15°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為29.35 MPa,相較于切頂角度為0°的條件下,垂直應力峰值增加9.31%。
2)實體煤應力。不同切頂角度煤柱內應力分布規律如圖7。從圖7 可以看出,隨著確定角度的增加,實體煤內垂直應力峰值呈現先減小后增大的趨勢。在切頂角度為0°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為36.22 MPa,垂直應力峰值距離工作面煤柱巷道邊界約8 m 左右。在切頂角度為5°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為34.46 MPa,相較于切頂角度為0°的條件下,垂直應力峰值降低4.86%。在切頂角度為10°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為33.35 MPa,相較于切頂角度為0°的條件下,垂直應力峰值降低7.92%。在切頂角度為15°的條件下,煤柱內垂直應力峰值為37.64MPa,相較于切頂角度為0°的條件下,垂直應力峰值增加3.92%。
圖7 不同切頂角度煤柱內應力分布規律Fig.7 Distribution law of internal stress in coal pillar with different cutting angles
3.3.2 不同切頂角度圍巖位移
數值模擬實驗的過程中,監測不同切頂高度條件下,巷道頂板垂直位移的變化情況,不同切頂高度巷道頂板位移變化規律如圖8。
從圖8 可以看出,在巷道掘進期間,巷道頂板位移速度依然呈現先加速增長,后速度降緩,最終逐漸穩定的趨勢。隨著切頂角度的增加,巷道頂板最大位移量呈現先增加后降低的趨勢。當切頂角度為0°時,巷道頂板的最大下沉量為193.78 mm。當切頂角度為5°時,巷道頂板的最大下沉量為172.74 mm,相較于切頂角度為0°時,頂板最大下沉量降低10.86%。當切頂角度為10°時,巷道頂板的最大下沉量為159.35 mm,相較于切頂角度為0°時,頂板最大下沉量降低17.77%。當切頂角度為15°時,巷道頂板的最大下沉量為222.56 mm,相較于切頂角度為0°時,頂板最大下沉量增加14.85%。
圖8 不同切頂高度巷道頂板位移變化規律Fig.8 Variation law of roof displacement of roadway with different cutting heights
當巷道沿采空區掘進時,巷道合理位置的選取對巷道圍巖穩定性控制至關重要。合理位置的選取時,最主要的參數是巷道護巷煤柱寬度的選取,過大的煤柱寬度不僅會造成煤炭資源的大量浪費,而且會使巷道處于應力高峰區,不利于巷道圍巖控制,但較小的煤柱寬度會造成變形量大,難以維護,甚至失穩。通過采用數值模擬方法,探究不同煤柱寬度條件下巷道圍巖的應力和變形規律,在此基礎上,確定沿空巷道合理的煤柱寬度[20-25]。
根據現場實際情況,沿空掘巷的合理位置應處于工作面側向支承應力降低區內,因此需要首先確定3304 工作面側向支承應力的分布情況。首先在3302 工作面模型中部布設應力測點,應用數值模擬軟件開挖淺部的3302 工作面,待軟件計算平衡后,得出3304 工作面側向支承支承應力分布曲線如圖9。
圖9 3304 工作面側向支承應力分布規律Fig.9 Distribution law of lateral support stress in 3304 working face
3302 工作面回采完畢后,由于采空區頂板斷裂垮落,在3304 工作面內形成側向支承應力。側向支承應力的影響范圍大致可以分為3 個區域:應力降低區、應力升高區、原巖應力區。從圖9 可以看出,3304 工作面側向支承應力的降低區范圍約為0~12 m;側向支承應力的升高區范圍約為12~45 m,且側向支承應力峰值位于工作面內18 m 左右;距離煤壁50 m 以外區域,支承應力與原巖應力近似相等,因側向支承應力的影響范圍約為50 m 左右。根據以往的研究成果,沿空巷道布置在工作面側向支承應力降低區內,在工作面包掘巷和回采期間,巷道圍巖的維護較為容易。
基于側向支承應力的研究結果,結合3304 工作面實際生產過程中隔絕老空水、有害氣體并承載上覆巖層的需要,建立3304 工作面合理煤柱寬度數值模型,選取煤柱寬度方分別為5、7、9 m,依次模擬在不同煤質寬度條件下,3304 工作面在掘巷和回采期間巷道圍巖的應力和位移變化規律,以確定合適的沿空巷道護巷煤柱的合理寬度。
4.1.1 掘巷期間不同煤柱寬度方案圍巖應力情況
在3304 工作面掘巷期間,不同煤柱寬度條件下工作面煤柱內應力情況如圖10。
圖10 掘巷期間不同寬度煤柱內垂直應力的分布情況Fig.10 Distribution of vertical stress in coal pillars with different widths during roadway excavation
從圖10 可以看出,在沿空巷道掘進期間,隨著煤柱寬度的增加,煤柱內垂直應力的峰值增加,峰值位置向煤柱深部轉移。在煤柱寬度為5 m 的條件下,煤柱內垂直應力峰值為14.51 MPa,垂直應力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約2.2 m。在煤柱寬度為7 m 的條件下,煤柱內垂直應力峰值為25.17 MPa,相較于煤柱寬度為5 m 時,垂直應力峰值增加73.11%,垂直應力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約4 m。在煤柱寬度為9 m 的條件下,煤柱內垂直應力峰值為29.59 MPa,相較于煤柱寬度為5 m 時,垂直應力峰值增加103.93%,垂直應力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約4.8 m。
4.1.2 掘巷期間不同煤柱寬度方案圍巖最大位移量
掘巷期間不同寬度寬度時巷道圍巖表面位移情況如圖11。
圖11 掘巷期間不同寬度時巷道圍巖表面位移情況Fig.11 Surface displacement of roadway surrounding rock with different widths during roadway excavation
從圖11 可以看出,隨著煤柱寬度的增加,巷道圍巖的表面最大位移量呈現逐漸降低的趨勢,當煤柱寬度為5 m 時,巷道表面最大頂底板移近量(頂板+底板)和兩幫移近量(煤柱幫+實體煤幫)分別為335.03、412.93 mm。當煤柱寬度為7 m 時,巷道表面最大頂底板移近量和兩幫移近量分別為135.33、205.09 mm,相較于煤柱寬度為5 m 時,最大頂底板移近量和兩幫移近量分別降低59.61%、50.33%。當煤柱寬度為9 m 時,巷道表面最大頂底板移近量和兩幫移近量分別為115.83、122.68 mm,相較于煤柱寬度為5 m 時,最大頂底板移近量和兩幫移近量分別降低65.43%、70.29%。
4.2.1 回采期間不同煤柱寬度方案圍巖應力情況
回采期間不同寬度煤柱內垂直應力的分布情況如圖12。
從圖12 可以看出,在3304 工作面回采期間,隨著煤柱寬度的增加,煤柱內垂直應力的峰值增加,峰值位置向煤柱深部轉移。在煤柱寬度為5 m 的條件下,煤柱內垂直應力峰值為14.45 MPa,垂直應力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約2 m。在煤柱寬度為7 m 的條件下,煤柱內垂直應力峰值為26.11 MPa,相較于煤柱寬度為5 m 時,垂直應力峰值增加80.69%,垂直應力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約3.4 m。在煤柱寬度為9 m 的條件下,煤柱內垂直應力峰值為31.19 MPa,相較于煤柱寬度為5 m 時,垂直應力峰值增加115.85%,垂直應力峰值位置距離煤柱的巷道邊界約4.4 m。
圖12 回采期間不同寬度煤柱內垂直應力的分布情況Fig.12 Distribution of vertical stress in coal pillars with different widths during mining
4.2.2 回采期間不同煤柱寬度方案圍巖最大位移量
回采期間不同寬度時巷道圍巖表面位移情況如圖13。
圖13 回采期間不同寬度時巷道圍巖表面位移情況Fig.13 Surface displacement of roadway surrounding rock with different widths during mining
從圖13 可以看出,隨著煤柱寬度的增加,巷道圍巖的表面最大位移量呈現逐漸降低的趨勢,當煤柱寬度為5 m 時,巷道表面最大頂底板移近量(頂板+底板)和兩幫移近量(煤柱幫+實體煤幫)分別為442.69、507.57 mm。當煤柱寬度為7 m 時,巷道表面最大頂底板移近量和兩幫移近量分別為316.46、341.16 mm,相較于煤柱寬度為5 m 時,最大頂底板移近量和兩幫移近量分別降低28.21%、32.79%。當煤柱寬度為9 m 時,巷道表面最大頂底板移近量和兩幫移近量分別為254.73、275.38 mm,相較于煤柱寬度為5 m 時,最大頂底板移近量和兩幫移近量分別降低42.46%、45.74%。
合理的巷道圍巖支護參數對巷道圍巖控制具有決定性作用,有利于發揮錨桿索的支護性能,確保工作面安全回采。3304 工作面巷道原設計采用錨網索聯合支護方式。頂板錨桿參數為?20 mm×2 400 mm,支護密度為900 mm×900 mm,頂板錨索參數為?18.9 mm×7 800 mm,支護密度為1 800 mm×1 800 mm。巷道兩幫采用錨桿支護,錨桿參數為?20 mm×2 000 mm,支護密度為900 mm×900 mm。上述支護參數在數值模擬試驗過程中發現,煤柱幫的變形量較大,且在變形數值上超過巷道頂板,這一現象與現場觀測結果是一致的。研究改進巷道圍巖的支護參數,將煤巷強幫強角支護技術引入3302 工作面沿空巷道圍巖控制過程,并通過數值模擬技術,將現方案與原支護方案進行對比,以確定現有方案的支護合理性。
煤巷強幫強角支護技術改變了以往以頂板為主要支護對象的現狀,彌補以往巷道支護過程中對巷道幫部支護不夠重視的缺陷,通過加密幫錨桿支護密度、增大錨桿橫截面積、施加幫錨索補強支護等措施,提高煤巷幫角的強度和剛度,增強巷道煤幫的穩定性,進而實現巷道的整體穩定。
基于強幫強角支護理念,提出3304 沿空巷道改進支護方案,巷道頂板的支護參數不變,巷道兩幫錨桿參數為?22 mm×2 400 mm,支護密度為800 mm×800 mm,并在煤柱幫側中部試件幫錨索補強支護,幫錨索的參數為?18.9 mm×4 000 mm,支護排距為2 400 mm。
將3304 工作面沿空巷道改進前后的支護方案應用數值模擬軟件進行試驗,軟件計算過程中監測3304沿空巷道表面位移情況,其結果如圖14 和圖15。
圖14 原有支護方案條件下巷道圍巖變形量Fig.14 Deformation of roadway surrounding rock under the condition of original support scheme
圖15 改進支護方案條件下巷道圍巖變形量Fig.15 Deformation of roadway surrounding rock under improved support scheme
從圖14 可以看出,原有支護方案條件下,巷道兩幫移近量大于巷道頂底板移近量。巷道兩幫最終移近量為335 mm,巷道頂底板最終移近量為271 mm,兩者相差64 mm。從圖15 可以得出,改進巷道支護方案后,巷道圍巖變形量均有所降低,巷道兩幫最終移近量為174 mm,相較于原有支護方案,兩幫移近量降低48.06%;巷道頂底板最終移近量為189 mm,相較于原有支護方案,兩幫移近量降低30.26%。改進支護方案后,巷道頂板移近量大于巷道兩幫移近量,兩者最終移近量僅相差15 mm,說明改進支護方案后,巷道圍巖的整體性得到改善,對巷道圍巖的控制效果更加。
3304 工作面沿空巷道的最終支護形式如圖16。
圖16 巷道最終支護形式Fig.16 Final support form of roadway
為了驗證巷道圍巖控制參數的合理性,在3304工作面巷道設立了巷道圍巖變形監測站點,監測3304 工作面沿空巷道的圍巖變形結果如圖17。
圖17 現場監測結果Fig.17 Field monitoring results
從圖17 可以看出,巷道掘出30 d 后,巷道圍巖變形速度變緩,并最終趨于穩定。巷道頂板最大位移量為153 mm,煤柱幫最大位移量為109 mm,實體煤幫最大位移量為64 mm,底板最大位移量為27 mm。
頂底板最大位移量和兩幫最大位移量僅相差7 mm,巷道圍巖整體性較好,圍巖變形量符合煤礦安全規程的相關規定。
1)通過數值模擬實驗得出,切頂高度為16 m,切頂角度為10°,3304 工作面實體煤和煤柱內的垂直應力最低,頂板最大下沉量最小僅為161.25 mm。
2)通過數值模擬實驗得出,在沿空巷道掘進和工作面回采期間,護巷煤柱寬度為7 m 時,煤柱具有一定的承載能力,且巷道圍巖最大變形量較低。
3)相較于原有支護方案,采用增大幫部支護密度、增大錨桿直徑和長度、幫錨索加強支護的強幫強角圍巖支護方案后,巷道圍巖的整體性增強,巷道兩幫最終移近量為174 mm,相較于原有支護方案,兩幫移近量降低48.06%;巷道頂底板最終移近量為189 mm,相較于原有支護方案,兩幫移近量降低30.26%。