張 寅,趙 毅,李 皓
(遼寧工程技術大學 力學與工程學院,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,強礦壓顯現(xiàn)過程較為劇烈,支護難度大。因此,回撤巷的強礦壓穩(wěn)定性控制已成為影響厚煤層綜采工作面安全高效生產的關鍵要素。
目前,對于井下強礦壓顯現(xiàn)機理及控制已經有許多研究。針對特厚煤層工作面受遠場上覆煤柱大結構影響的強礦壓顯現(xiàn)機理,高瑞等[1]提出并實施了地面壓裂控制強礦壓的技術;劉金海等[2]認為長壁工作面存在動態(tài)和靜態(tài) 2個支承壓力,其中破裂帶范圍內巖層運動形成動態(tài)支承壓力,破裂帶上方巖層荷載轉移形成靜態(tài)支承壓力;李鐵等[3]用震源機制解答方法反演煤礦采動巖體破裂機制,得到華亭煤礦強礦壓頻發(fā)的主要原因,并給出相應的防治措施;肖治民等[4]針對巷道底板的沖擊地壓特點,建立巷道底板沖擊失穩(wěn)力學模型,推導出了巷道底板發(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礦壓顯現(xiàn)特征的基礎上,得到了巷道強礦壓主要影響因素,提出對工作面頂板進行雙向應力轉移以降低端頭三角區(qū)集中應力的方法;張基偉[6]研究急傾斜煤層開采覆巖初次、周期頂板破斷機制,揭示煤、巖非對稱應力分布特征與演化規(guī)律,提出強礦壓顯現(xiàn)危險區(qū)域預測與定向彈性能釋放強礦壓控制方法;于斌等[7]針對大同石炭系堅硬頂板特厚煤層開采造成的強礦壓顯現(xiàn)及控制難題,通過現(xiàn)場實測和理論分析,揭示了大空間遠、近場巖層失穩(wěn)破斷的強礦壓顯現(xiàn)機制,提出了堅硬頂板控制技術;竇林名等[8-9]通過實驗分析動載與靜載疊加誘發(fā)沖擊礦壓的能量和應力條件,得到動靜載加載條件下煤巖的破壞形態(tài),揭示了動靜載疊加誘發(fā)沖擊礦壓顯現(xiàn)的機制。
雖然目前對井下強礦壓顯現(xiàn)機理研究較為豐富,但多為針對工作面強礦壓顯現(xiàn)的機理研究,針對回撤巷強礦壓顯現(xiàn)機理的研究較少。為保障回撤巷的安全使用,多位學者[10-18]從加強支護角度出發(fā)提出了多種支護方案,但控制措施單一。筆者以鄂爾多斯納林河二號井31102工作面回撤巷強礦壓顯現(xiàn)為背景,通過現(xiàn)場監(jiān)測和理論分析等方法,對厚煤層綜采工作面回采過程中回撤巷強礦壓顯現(xiàn)機理予以進一步研究,并提出更加高效合理的控制技術,以期對類似條件礦井提供借鑒。
31102工作面為納林河二號礦井第二個回采工作面,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,煤層硬度相對較大,堅固性系數(shù)f=1.6,單軸抗壓強度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,南側為31103工作面實體煤。
31102工作面進入末采后期,主、輔回撤巷發(fā)生多次強礦壓顯現(xiàn)事件,造成巷道幫部開裂、鼓幫,支護結構變形、破壞。其中巷道兩幫內擠最大處達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31102工作面現(xiàn)場實地考察資料和積累的應力數(shù)據(jù)綜合分析,確定31102工作面沖擊危險判斷線。工作面超前支承壓力隨著工作面推進不斷前移,末采初期,采場走向應力分布曲線如圖3a所示,此時主、輔回撤巷道處于采動影響范圍外,回撤巷道兩側的煤體在巷道開挖后應力有所升高,但低于沖擊危險判斷線。
當工作面進入末采中期后,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,主回撤巷道與工作面之間的煤柱寬度逐漸縮小,煤柱上的應力集中程度不斷增加,主回撤巷道后方附近煤體的應力水平超過沖擊危險判斷線,容易發(fā)生沖擊地壓災害。
當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,此時采場走向應力分布如圖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力集中程度顯著升高,達到發(fā)生沖擊地壓的應力水平,同時,輔回撤通道前方的煤體應力水平發(fā)生小幅度升高,具備發(fā)生強礦壓顯現(xiàn)的風險。
圖3 采場走向應力變化特征Fig.3 Variation characteristics of strike stress in stope
為分析31102工作面超前支承壓力對回撤巷道的影響情況,在兩回撤巷道內安裝應力測點進行監(jiān)測。回撤巷應力測點布置情況如圖4所示,在主回撤巷道內向實體煤一側每隔30 m布置一組深、淺孔應力計,共布置7組;在輔回撤巷道內向煤柱一側每隔約60 m布置一組深、淺孔應力計,共布置4組,對兩回撤巷之間的煤柱補充有效監(jiān)測。
圖4 回撤巷道應力測點布置Fig.4 Layout of stress measuring points in withdrawal roadway
隨著31102工作面進入末采階段后,回撤巷道應力測點監(jiān)測值將隨著工作面的推進開始發(fā)生明顯變化。
分析31102工作面剩余長度14 m前的應力監(jiān)測數(shù)據(jù),主回撤巷道應力監(jiān)測結果如圖5所示,當工作面剩余約130 m時,各測點應力值開始出現(xiàn)緩慢上升趨勢;工作面剩余約62 m時監(jiān)測應力值出現(xiàn)明顯增高趨勢,說明監(jiān)測范圍進入超前支承壓力顯著影響區(qū)域;工作面剩余20~34 m時各應力測點監(jiān)測值均達到其峰值狀態(tài),最大應力增幅約8.05 MPa,證明此范圍為超前支承壓力峰值區(qū)域。
圖5 主回撤巷道內各應力測點應力曲線Fig.5 Stress curves of stress measuring points in main withdrawal roadway
輔回撤巷道應力監(jiān)測結果如圖6所示,在監(jiān)測期間,相對于主回撤通道,輔回撤巷道監(jiān)測應力值變化較小,最大增幅約3 MPa。隨著工作面回采,預測主、輔回撤通道之間的煤體應力集中程度將進一步增加。
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。
圖6 輔回撤巷道內各應力測點應力曲線Fig.6 Stress curves of stress measuring points in auxiliary withdrawal roadway
沖擊災害和強礦壓顯現(xiàn)都是巖體中積聚能量釋放的過程,參考動靜加載型沖擊啟動力學模型及能量判據(jù)[19],當采動圍巖近場系統(tǒng)內集中靜載荷與采動引起的動載荷能量相加大于圍巖破壞所需最小能量時,達到強礦壓顯現(xiàn)的能量條件。
結合采場走向應力變化圖與主、輔回撤巷內應力監(jiān)測曲線,可以得出工作面采動引起的超前支撐壓力是回撤巷強礦壓顯現(xiàn)的原因之一。工作面超前支撐壓力隨工作面的推進而不斷前移,當超前支撐壓力影響范圍到達主、輔回撤巷道,與回撤巷道開掘引起的原有靜載疊加,疊加應力值超過煤巖體所能承受的極限應力就會發(fā)生強礦壓顯現(xiàn)現(xiàn)象。
通常單側臨空厚煤層綜采工作面超前支護段受本工作面采動影響,且超前支承壓力比普通綜采工作面大,同時受相鄰采空區(qū)頂板垮落不充分引起的集中應力影響,巷道超前支護段周圍的煤巖體出現(xiàn)較高應力區(qū),從而使超前支護段出現(xiàn)強礦壓顯現(xiàn)。
為分析頂板破斷條件下工作面回采巷內應力分布特點,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)本礦井實際地質環(huán)境和Weibull函數(shù)的特點,取形狀參數(shù)m=2,巷道側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=0.5,兩側位置參數(shù)δ1、δ2均取0,頂板失穩(wěn)破斷時煤層應力為6.5 MPa,對工作面超前支護段內的煤體支撐壓力進行擬合。聯(lián)立式(1)、式(2)得到巷道超前支撐段內煤體支撐壓力分布(圖7)。
圖7 工作面超前支護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力升高,應力從工作面超前60 m左右區(qū)域開始明顯升高,應力峰值接近30 MPa,與主回撤巷內應力監(jiān)測結果一致。說明回撤巷強礦壓顯現(xiàn)的一個重要原因是,工作面采動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力集中疊加,使工作面超前段的回撤巷附近煤巖體應力升高,出現(xiàn)強礦壓顯現(xiàn)。
綜上分析可知,當工作面回采到回撤巷附近時,工作面采動引起的超前支承壓力、相鄰采空懸頂引起的雙向支承應力和回撤巷開掘引起的靜載三者耦合作用,引起回撤巷道兩側煤巖體內應力升高,造成回撤巷內強礦壓沖擊現(xiàn)象的發(fā)生。
根據(jù)31102回撤巷的強礦壓顯現(xiàn)機制,3種應力疊加應力強度較大,單純的轉移應力或者提高支護強度是不夠的。結合回撤巷來壓特點和支護經驗,有效結合鉆孔卸壓情況與支護技術,確定31102回撤巷強礦壓控制方案,使其處于“強支、強卸”狀態(tài)。
參考周邊相似條件礦井,結合本工作面應力分布情況和地質概況綜合考慮,在主、輔回撤通道內及其附近巷道具體卸壓鉆孔施工參數(shù)見表1。
所有聯(lián)絡巷、巷道交叉口,可根據(jù)現(xiàn)場實際情況布置卸壓鉆孔,但必須保證其兩側不卸壓距離不超過5 m。具體鉆孔布置方案如圖8所示。采動過程中對于局部應力監(jiān)測預警區(qū)、鉆孔檢測超標區(qū)、微震活動異常區(qū)等進行補充卸壓。
主、輔回撤巷道采用的常規(guī)錨網噴主動支護技術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,需要對回撤巷道增加補強支護。
①主回撤巷道補強支護 主回撤巷道采用兩排ZZ18000/25/50垛式支架支護。垛式支架布置在主回撤通道兩側,共布置84臺;每臺垛架上方鋪設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,接頂嚴實可靠,確保支護效果。
②聯(lián)巷補強支護 1、2、3號聯(lián)巷靠近主回撤通道一側的聯(lián)巷口各布置2臺垛式支架,共計6臺,每臺支架支護強度18 000 kN,每臺垛架上方鋪設7根150 mm×150 mm×1500 mm道木,垛式支架必須升緊,接頂嚴實可靠,確保支護效果;1、2、3號聯(lián)巷兩側的聯(lián)巷口布置單體液壓支柱+頂梁支護,支護距離10 m,單體排距1 m、1梁4柱(巷道交叉口處抹角處適當加大每排單體之間距離);每個聯(lián)巷口安裝兩排單體+頂梁支護、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)設置Fig.8 Pressure relief area and parameters of large diameter boreholes near withdrawal roadway
③輔回撤巷道補強支護 輔回撤通道內1、2、3號聯(lián)巷兩側各10 m范圍內,布置單體液壓支柱+頂梁支護,單體排距1 m、1梁4柱;每個聯(lián)巷口安裝兩排單體+頂梁支護、1梁12柱。
④主回撤巷道與其他巷道連接處補強支護主回撤巷道與31102輔運巷道、回風巷道和膠運巷道連接處采用單體液壓支柱+頂梁支護,梁距1 m,支護范圍為巷道交叉口兩側各10 m范圍內(主回撤通道與回風巷道、膠運巷道交叉口靠近采空區(qū)一側可不布置單體液壓支柱+頂梁支護)。
在31102工作面回采通過回撤巷后期,對31102工作面進行強礦壓控制措施處理,發(fā)現(xiàn)控制效果良好。但由于無法在采取強礦壓控制措施后還原31102工作面回采經過回撤巷的全過程,為更加全面地對此控制措施予以驗證,在31102工作面相鄰31103工作面回采通過回撤巷前對31103工作面回撤巷采取強礦壓控制措施,將工作面回采經過回撤巷時31102工作面回撤巷與31103工作面回撤巷應力及礦壓顯現(xiàn)情況進行對比分析,對此控制措施予以驗證。由于31102工作面與31103工作面相鄰且所處地質環(huán)境相似,工作面巷道布置方式相同,因此,該驗證方式可靠有效。
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、輔回撤巷道內布置的應力計監(jiān)測所得數(shù)據(jù)分別如圖9、圖10所示。
圖9 納林河二號井31103工作面強礦壓治理后主回撤巷道內各測點應力分布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 納林河二號井31103工作面強礦壓治理后輔回撤巷道內各測點應力分布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
對比圖5與圖9測點應力曲線可得:采取強礦壓控制措施后,當回采工作面距主回撤巷14~60 m時,主回撤巷道內各測點應力,峰值最大降低率達59%降低率為40%~50%。當回采工作面距主回撤巷60~200 m時,采取強礦壓控制措施后,各應力測點應力值降低率為30%~40%。對比圖6與圖10各測點應力曲線,發(fā)現(xiàn)采取強礦壓控制措施后輔回撤巷道各測點應力值降低率為30%~40%。
綜上可知,在大直徑鉆孔卸壓的作用下,當工作面回采至回撤巷附近時,工作面開采引起的高應力向煤體深部轉移,回撤巷附近淺部煤體所受應力明顯減小,極大地降低了沖擊事件發(fā)生的概率。在合理補強支護的協(xié)同作用下,保障了工作面的安全回采。
a.應力監(jiān)測結果表明,工作面接近回撤巷時的超前應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.回撤巷強礦壓顯現(xiàn)的機理主要是工作面采動引起的超前支承壓力、相鄰采空懸頂引起的雙向支承應力,以及回撤巷開掘引起的靜載三者耦合作用,導致回撤巷道兩側煤巖體內應力升高,造成回撤巷內強礦壓沖擊現(xiàn)象的發(fā)生。
c.合理地結合鉆孔卸壓與支護技術,制定31102回撤巷強礦壓控制方案,使其處于“強支、強卸”狀態(tài)。通過對31103工作面回采過程中回撤巷應力變化現(xiàn)場實測及巷道損傷情況進行觀察,認為此控制技術有效解決了厚煤層綜采工作面回撤巷強礦壓顯現(xiàn)問題,彌補了此前回撤巷強礦壓控制技術的不足,對解決類似礦井回撤巷強礦壓顯現(xiàn)問題具有重要意義。