郭 靖
(呂梁學(xué)院 礦業(yè)工程系,山西 呂梁 033000)
我國中西部地區(qū)淺埋及近淺埋煤層的地表普遍存在溝谷地貌,井下煤炭開采極易受地表的形態(tài)影響[1],出現(xiàn)采場(chǎng)來壓時(shí)間短、壓力遠(yuǎn)大于常規(guī)開采壓力的現(xiàn)象,工作面常發(fā)生支架活柱急劇下縮甚至壓架等動(dòng)載礦壓災(zāi)害事故,嚴(yán)重威脅煤礦的安全生產(chǎn)[2]。活雞兔煤礦21304工作面過溝谷上坡段時(shí)出現(xiàn)大范圍動(dòng)載礦壓災(zāi)害,在支架被壓死的同時(shí)出現(xiàn)片幫、冒頂情況。針對(duì)溝谷地貌下煤炭開采,相關(guān)人員進(jìn)行了較多研究,主要集中在開采邊坡穩(wěn)定性和地表沉陷等方面[3-4]。由于西部地區(qū)煤層淺埋、溝谷發(fā)育、地表起伏大等賦存環(huán)境,煤層開采環(huán)境應(yīng)力較復(fù)雜并出現(xiàn)常規(guī)礦壓理論不能定量解讀的礦壓顯現(xiàn),礦壓控制效果不理想[5-6],因此,有關(guān)溝谷地貌下的開采圍巖控制理論和技術(shù)措施需要進(jìn)一步研究。
筆者以山西興縣車家莊煤礦801工作面為研究對(duì)象,針對(duì)典型的山體溝谷地貌下厚煤層的開采條件,采用數(shù)值模擬和理論分析方法,研究山體溝谷區(qū)域厚煤層開采時(shí)覆巖失穩(wěn)破斷特征、運(yùn)移規(guī)律和應(yīng)力演化,得到綜采工作面過溝谷地貌時(shí)的強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)機(jī)理及動(dòng)載協(xié)同控制技術(shù)措施。旨在實(shí)現(xiàn)溝谷地貌下煤炭的安全高效開采,為類似地質(zhì)地貌條件下的巖層控制提供參考。
車家莊煤礦位于呂梁山脈的西北端,地表地貌為中低山區(qū),區(qū)內(nèi)溝谷較多,井田走向范圍內(nèi)共有 7條溝谷,其中4條由東向西橫穿整個(gè)井田,3條位于井田西南一側(cè),地表溝谷分布如圖1所示。區(qū)內(nèi)地表溝谷以沖溝為主,沖溝呈葉脈狀網(wǎng)絡(luò)發(fā)育,沖溝寬度為5~53 m,平均寬度為29 m;深度為4~60 m,平均深度為32 m;溝壁坡角為13°~52°,平均坡角為33°。
圖1 地表溝谷分布
車家莊煤礦801工作面采用大采高一次采全高工藝回采8#煤層,循環(huán)進(jìn)度為0.8 m,煤層厚度為2.23~8.34 m,平均厚度為4.87 m,為近水平煤層。直接頂為泥巖,平均厚度為3.14 m;基本頂為細(xì)粒砂巖,平均厚度為10.64 m。工作面走向長(zhǎng)度為3 796 m,傾向長(zhǎng)度為294 m。該區(qū)域地表包含廟溝、椿樹洼溝、白家溝等,南部有白家溝水庫(已廢棄),埋深為44~268 m。
筆者采用FLAC3D軟件建立溝谷山體下開采采場(chǎng)模型,采用Mohr-Coulomb強(qiáng)度理論[7]。模型尺寸長(zhǎng)×寬×高為400 m×300 m×145 m,兩邊各取50 m邊界影響區(qū),采用位移邊界,左右兩側(cè)水平位移為0,底部水平及垂直位移固定,上部為自由邊界。
建立模型,模擬工作面回采過程得到工作面的不同推進(jìn)距離下的采場(chǎng)應(yīng)力分布,采場(chǎng)應(yīng)力演化云圖如圖2所示。
(a)推進(jìn)距離110 m(非溝谷段)
(b)推進(jìn)距離150 m(下坡段)
(c)推進(jìn)距離200 m(谷底段)
(d)推進(jìn)距離250 m(上坡段)
由圖2可知,工作面煤壁處的垂直應(yīng)力隨工作面推進(jìn)距離的增大而呈增大—減小—增大趨勢(shì)。當(dāng)推進(jìn)距離為110 m時(shí),工作面處于非溝谷段常規(guī)開采區(qū),支承應(yīng)力為2.3 MPa;當(dāng)推進(jìn)距離為150 m時(shí),工作面進(jìn)入溝谷下坡段開采區(qū),覆巖絕對(duì)厚度不斷減小,支架支承應(yīng)力逐漸減小為2.0 MPa;當(dāng)推進(jìn)距離為200 m時(shí),工作面位于谷底段,垂直應(yīng)力減小至最低值;繼續(xù)推進(jìn),工作面進(jìn)入上坡段,煤壁處應(yīng)力再次增大,當(dāng)推進(jìn)距離為250 m時(shí),支承應(yīng)力達(dá)到2.5 MPa。
采用UDEC數(shù)值模擬軟件建立溝谷山體下開采采場(chǎng)模型[8-9],研究工作面從非溝谷段、溝谷下坡段、谷底段、上坡段整個(gè)回采過程中開采覆巖活動(dòng)規(guī)律和頂板結(jié)構(gòu)特征,如圖3所示。
(a)推進(jìn)距離110 m(非溝谷段)
(b)推進(jìn)距離150 m(下坡段)
(c)推進(jìn)距離200 m(谷底段)
(d)推進(jìn)距離250 m(上坡段)
圖3 開采覆巖活動(dòng)規(guī)律和頂板結(jié)構(gòu)特征
由圖3(b)可以看出,工作面位于溝谷下坡段,開采覆巖厚度減小,基本頂破斷后形成承載結(jié)構(gòu),使得工作面礦壓顯現(xiàn)較為緩和,直接頂下沉量?jī)H為 110 mm。
由圖3(c)可知,工作面位于谷底段,直接頂下沉量?jī)H為80 mm,礦壓顯現(xiàn)不明顯,這是因?yàn)楦呶粊嗞P(guān)鍵層破斷后形成了穩(wěn)定的砌體梁結(jié)構(gòu),承載了部分覆巖重量,進(jìn)入谷底后上覆部分巖層缺失,覆巖厚度最小、巖層載荷量減小。
由圖3(d)可知,工作面在上坡段推進(jìn)期間,礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈,工作面覆巖呈滑落失穩(wěn)、整體下沉狀態(tài),直接頂及地表的下沉量分別達(dá)到660、640 mm,裂縫寬度為150 mm。主要原因是破斷的關(guān)鍵層塊體的臨空側(cè)缺少水平應(yīng)力,無法形成穩(wěn)定鉸接結(jié)構(gòu)。由于上覆巖層載荷全部作用于亞關(guān)鍵層塊體上,當(dāng)亞關(guān)鍵層塊體失穩(wěn)時(shí),作用于亞關(guān)鍵層上的載荷將全部作用于回采工作面,導(dǎo)致壓力劇烈增加,破斷線出現(xiàn)在煤壁附近時(shí),就會(huì)產(chǎn)生動(dòng)載礦壓。
由上述分析可知,當(dāng)工作面推進(jìn)距離為250 m位于溝谷上坡段時(shí),頂板大幅下沉,礦壓顯現(xiàn)劇烈,支架工況處于最危險(xiǎn)狀態(tài)[10]。建立溝谷上坡段開采結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,并進(jìn)行支架工作阻力計(jì)算和支架選型,如圖4所示。
圖4 溝谷上坡段開采結(jié)構(gòu)力學(xué)模型
對(duì)圖4中覆巖破斷塊體A進(jìn)行受力分析,在上覆巖層重力、相鄰塊體鉸接力和支架支承力作用下保持平衡,對(duì)鉸接點(diǎn)a取力矩,進(jìn)行力學(xué)計(jì)算,得到支架載荷計(jì)算公式[11]:
(1)
式中:P為支架支護(hù)強(qiáng)度,MPa;l1為關(guān)鍵層塊體的長(zhǎng)度,m;Hk為關(guān)鍵層塊體的厚度,m;L為控頂距,m;Hz為直接頂?shù)暮穸?,m;ρ為頂板覆巖的平均密度,kg/m3。
結(jié)合801工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件,取l1=8.5 m,Hk=6 m,L=6.3 m,Hz=11.4 m,ρ=2 551 kg/m3,代入式(1)計(jì)算得到支架載荷P=0.72 MPa。
支架額定工作阻力[12]:
F≥PBL′/η
(2)
式中:P取值為0.72 MPa;B為支架中心距,取值為1.75 m;L′為支架長(zhǎng)度,取值為6.8 m;η為支承效率,0.8。
將相關(guān)參數(shù)值代入式(2),計(jì)算得到801工作面支架額定工作阻力F≥10 710 kN。
因此,選取ZY12000/28/64D型液壓支架能滿足頂板控制的需要。
同時(shí)在溝谷上坡段2條巷道頂板上安裝圍巖移動(dòng)傳感器、應(yīng)力傳感器及離層傳感器,在回采工作面安裝支架壓力傳感器進(jìn)行如下重點(diǎn)監(jiān)測(cè)[13-14]:
1)工作面周期來壓步距,支架支護(hù)阻力及運(yùn)行狀況。
2)超前支護(hù)段巷道頂?shù)装逡平俊蓭妥冃吻闆r,預(yù)測(cè)頂板來壓位置。
3)依據(jù)工作面頂板變化情況,預(yù)報(bào)頂板破碎程度。
根據(jù)工作面來壓規(guī)律,進(jìn)行動(dòng)載礦壓危險(xiǎn)性評(píng)價(jià),對(duì)溝谷地貌條件下的開采區(qū)域進(jìn)行劃分,在動(dòng)載易發(fā)區(qū)域?qū)嵤┏邦A(yù)警、加強(qiáng)臨時(shí)支護(hù)、優(yōu)化工作面推進(jìn)方向與溝谷走向的關(guān)系,并加快實(shí)施協(xié)同控制措施等。
根據(jù)研究結(jié)果進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)性試驗(yàn),在工作面上、中、下部布置10#、70#、130#支架,組成測(cè)站對(duì) 801工作面液壓支架的工作阻力進(jìn)行監(jiān)測(cè)。取液壓支架的時(shí)間加權(quán)工作阻力與其1倍均方差之和,作為工作面來壓的判據(jù)。實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)整理后得到液壓支架工作阻力如圖5和表1所示。
圖5 801工作面液壓支架工作阻力變化情況
表1 實(shí)測(cè)液壓支架工作阻力
由圖5和表1可知,工作面在非溝谷地段推進(jìn)過程中,周期來壓步距為15.8~17.4 m,平均為 16.6 m,來壓期間支架平均工作阻力為9 980 kN,動(dòng)載系數(shù)平均為1.35;工作面在溝谷地段推進(jìn)過程中,周期來壓步距為13.4~16.7 m,平均為14.9 m,來壓期間支架平均工作阻力為11 216 kN,動(dòng)載系數(shù)平均為1.41。上述分析表明液壓支架在破斷頂板沖擊載荷作用下穩(wěn)定性較好,支架阻力有較大富余量[15]。
801工作面液壓支架的工作特性柱狀圖如圖6 所示。
圖6 801工作面液壓支架的工作特性柱狀圖
由圖6可知,801工作面液壓支架主要處于增阻和恒阻的狀態(tài),頻率分別為52.93%和16.57%。表明液壓支架工作運(yùn)轉(zhuǎn)狀態(tài)良好,能夠較好地在溝谷地貌條件下使用。
1)工作面在非溝谷段、溝谷下坡段、谷底段、溝谷上坡段回采的過程中,應(yīng)力呈增大—減小—增大趨勢(shì),在溝谷上坡段垂直應(yīng)力達(dá)到最大值,約為 2.5 MPa。
2)工作面在溝谷上坡段推進(jìn)期間,破斷關(guān)鍵層塊體的臨空側(cè)缺少水平應(yīng)力,無法形成穩(wěn)定鉸接結(jié)構(gòu),呈滑落失穩(wěn)、整體下沉狀態(tài),滑落失穩(wěn)后全部載荷作用于工作面支架上,極易造成支架過載的強(qiáng)礦壓事故,成為影響安全生產(chǎn)的主要因素。
3)保持溝谷上坡段支架與圍巖穩(wěn)定的平衡關(guān)系,確保支架的合理工作阻力,同時(shí)在動(dòng)載易發(fā)區(qū)域?qū)嵤?duì)頂板的協(xié)同控制。實(shí)測(cè)中ZY12000/28/64D型支架在溝谷上坡段來壓動(dòng)載系數(shù)為1.37~1.44,液壓支架主要處于增阻和恒阻的狀態(tài),工作狀態(tài)良好。