余龍哲,劉勇,韓連昌,王沉,康向濤,田燚
(貴州大學(xué) 礦業(yè)學(xué)院,貴州 貴陽 550025)
貴州省煤炭資源豐富且賦存形式多樣,偏多數(shù)煤炭資源以煤層群形式存在。為統(tǒng)籌好開采技術(shù)和經(jīng)濟(jì)效益兩方面,針對部分近距離煤層采取下保護(hù)層開采方案。由于下保護(hù)層開采采用非常規(guī)開采順序,導(dǎo)致上覆煤層頂板空間結(jié)構(gòu)及原生應(yīng)力遭到破壞,增加了上覆煤層開采支護(hù)難度,對煤礦的安全生產(chǎn)形成了較大的威脅[1?2]。
近年來,我國眾多學(xué)者針對不同條件下煤礦開采頂板破斷規(guī)律展開了研究??导t普等[3]分析了大量煤礦開采地應(yīng)力數(shù)據(jù),總結(jié)了頂板應(yīng)力演化規(guī)律及分布特征;王云廣等[4]采用數(shù)值模擬、現(xiàn)場監(jiān)測等手段,得到了高強度開采下頂板破斷特征及運移規(guī)律;劉泉聲等[5]應(yīng)用離散元軟件分析了工作面頂板大變形原因,并給出了相應(yīng)控制措施;李云鵬等[6]針對急斜特厚煤層綜放開采,得到頂板在空間上產(chǎn)生“擠壓-滑移-回轉(zhuǎn)”交替運動規(guī)律;馮國瑞、王成等[7?8]分別模擬了煤層上行開采過程,得到了上行開采下頂板破斷關(guān)鍵因素及時空演化規(guī)律;鞠文君等[9]通過現(xiàn)場原巖應(yīng)力場測量以及頂板巖層結(jié)構(gòu)的力學(xué)分析,對誘發(fā)頂板來壓破斷機理進(jìn)行了闡述;呂兆海、秦凱、崔峰等[10?12]分析了近距離煤層開采時頂板變形破壞特征與失穩(wěn)破壞機理,揭示了回采過程中頂板運移場、應(yīng)力場、塑性破壞區(qū)的演化規(guī)律。
上述學(xué)者圍繞不同條件下頂板破斷規(guī)律展開研究并取得了豐碩科研成果,但針對下保護(hù)層開采上覆煤層頂板破斷規(guī)律的研究較少。因此,本文以貴州某礦為工程背景,通過建立力學(xué)分析模型,推導(dǎo)頂板破斷的極限條件及破斷步距,構(gòu)建物理相似模型反演下保護(hù)層開采上覆煤層頂板破斷垮落過程,并加以現(xiàn)場實踐驗證,最終得到了下保護(hù)層開采上覆煤層頂板破斷規(guī)律,為類似條件的頂板治理提供了有效理論依托。
某煤礦的110507工作面處于5#煤層,5#煤層埋深為517.5m,平均厚度為2.1m,平均傾角為6°,局部采段有瓦斯涌出;110907工作面處于9#煤層,9#煤層埋深為545.2m,平均厚度為2.2m,平均傾角為6°,位于5#煤層下方25.6m處,煤層柱狀圖如圖1所示?;?10507工作面有瓦斯涌出,110907工作面開采完畢后有利于110507工作面瓦斯的釋放,故將110907工作面作為110507工作面的下保護(hù)層進(jìn)行開采。
圖1 煤層柱狀圖
如圖2所示,在110507工作面推進(jìn)過程中其基本頂載荷來自于自身重力及上部巖層載荷,為便于分析計算,設(shè)定上部巖層載荷均勻分布,繼而計算其基本頂載荷q的大小[13]。
圖2 基本頂載荷計算模型
結(jié)合表1,根據(jù)組合梁原理,可運用式(1)進(jìn)行計算[14]:
式中,(qn)1為第n層巖層對第1層(基本頂)的作用載荷,MPa;En為第n層巖層的彈性模量;hn為第n層巖層的厚度,m;γn為第n層巖層的體積力,MN·m?3。
當(dāng)計算出現(xiàn)(qn)1>(qn+1)1時,表明第n+1層巖層不影響第1層(基本頂)載荷大小,判定基本頂載荷為(qn)1。
計算出第1層(基本頂)自身載荷為:
考慮第2層(粉砂巖)對基本頂?shù)淖饔茫藭r基本頂載荷為:
得到(q2)1<q1。因此,110507工作面基本頂載荷為159.5 kPa。
表1 110507工作面基本頂及其上部巖層力學(xué)參數(shù)
基于5#煤層地質(zhì)及開采條件,取110507工作面堅硬頂板(即基本頂,設(shè)其厚度為h)為研究對象,推進(jìn)過程中基本頂發(fā)生初次破斷時形成一種類固支梁結(jié)構(gòu),其力學(xué)分析模型如圖3所示[15]。
圖3 初次破斷力學(xué)分析模型
應(yīng)力分量表達(dá)式為:
對式(4)進(jìn)行對稱性分析,得到模型中部切應(yīng)力為零,其橫向截面上的正應(yīng)力(即拉應(yīng)力σ1)在[0,h/2]位置時處于最大值,則:
依據(jù)材料最大拉應(yīng)力強度準(zhǔn)則,運用公式(6)可計算出基本頂?shù)臉O限破斷步距:
即基本頂?shù)某醮纹茢嗖骄郘公式為:
根據(jù)110507工作面基本頂巖石物理力學(xué)參數(shù),計算得到基本頂?shù)某醮纹茢嗖骄酁?9.4m。
當(dāng)110507工作面推進(jìn)過程中基本頂發(fā)生周期破斷時,懸露基本頂一端固定,另一端懸空,形成一種類懸臂梁結(jié)構(gòu),其力學(xué)分析模型如圖4所示。
圖4 周期破斷力學(xué)分析模型
應(yīng)力分量表達(dá)式為:由于直接頂破斷垮落位置處所承載的豎直作用力相對較小,可令Tf=0,得到:
聯(lián)立式(11)與式(12),得到基本頂周期破斷應(yīng)力分量表達(dá)式為:
選取基本頂周期破斷截面中心為坐標(biāo)軸,即周期破斷面上(x=0處),通過函數(shù)的單調(diào)性獲得拉斷條件下基本頂周期破斷步距滿足關(guān)系式:
因為開采產(chǎn)生的頂板破斷塊體與采空區(qū)賦存矸石之間無水平推力,可令T=0,得到基本頂周期破斷步距Lp公式為:
根據(jù)110507工作面基本頂巖石物理力學(xué)參數(shù),計算得到基本頂周期破斷步距為9.9m。
模型試驗架尺寸為2m×0.3m×1.8m(長×寬×高)的長方體,試驗?zāi)P团c實體的幾何相似比為1∶100,應(yīng)力強度相似比為1∶150,容重相似比為1∶1.6。依據(jù)煤層及各巖層物理力學(xué)參數(shù)(表2),每層選取不同比例的河砂、石灰、石膏并加入清水混合攪勻鋪入模型試驗架,繼而在表面鋪設(shè)一層薄云母碎片,待其平整穩(wěn)定后進(jìn)行下一層鋪設(shè)。物理相似模擬實驗系統(tǒng)如圖5所示,其中包括相似模擬實驗平臺、載荷補償裝置、高速攝像機及數(shù)據(jù)采集系統(tǒng)。
圖5 物理相似模擬實驗系統(tǒng)
模型設(shè)計與位移監(jiān)測點布置如圖6所示,模型兩端各留設(shè)30 cm邊界煤柱,開切眼位于距離模型右邊界30 cm處。先行開采9#煤層,向右推進(jìn)100 cm停止,待9#煤層開采完畢上覆巖層自然垮落穩(wěn)定后,再進(jìn)行5#煤層開采,向右推進(jìn)100 cm停止。為觀測5#煤層開采過程中頂板下沉量,在模型上共鋪設(shè)8排、11列位移監(jiān)測點,兩相鄰監(jiān)測點豎直間距為10 cm,水平間距為10 cm。
圖6 模型設(shè)計及位移監(jiān)測點布置
表2 各煤層及巖層力學(xué)參數(shù)
當(dāng)5#煤層工作面推進(jìn)20 cm時,如圖7所示。9#煤層開采完畢,其上覆巖層已自然坍塌垮落形成穩(wěn)定構(gòu)造;5#煤層處于9#煤層上覆巖層裂隙帶范圍內(nèi),直接頂隨采隨冒;懸露基本頂與上部巖層間形成離層,中部及兩端出現(xiàn)破裂,整體彎曲下沉由中部向下垮落;因基本頂巖性較硬,并未形成完全垮落,此時基本頂形成初次來壓破斷。
當(dāng)5#煤層工作面推進(jìn)30 cm時,如圖8所示。當(dāng)推進(jìn)剛過20 cm破斷關(guān)鍵面時,懸露基本頂極限跨度突破臨界值,中段及鄰近采空區(qū)端部巖塊產(chǎn)生大量拉伸破壞,發(fā)生初次垮落下沉,初次破斷步距為20 cm;繼續(xù)推進(jìn)時,基本頂懸空端在重力及載荷作用下逐漸下沉,懸露基本頂與上部巖層離隙呈“三角狀”逐漸增大,繼而固定端產(chǎn)生強烈拉伸破壞,最終在30 cm處發(fā)生二次破斷垮落,形成二次來壓破斷。
圖7 5#煤層工作面推進(jìn)20 cm頂板破斷特征
圖8 5#煤層工作面推進(jìn)30 cm頂板破斷特征
當(dāng)5#煤層工作面推進(jìn)90 cm時,如圖9所示?;卷敵手芷谛云茢嗫迓湎鲁?,周期破斷步距為10 cm左右,破斷形式以拉伸破壞為主;破斷垮落的巖體間通過彼此壓迫形成一種新的穩(wěn)固構(gòu)造,基本頂依次經(jīng)歷“失穩(wěn)-穩(wěn)定-再失穩(wěn)”的循環(huán)變化。
圖9 5#煤層工作面推進(jìn)90 cm頂板破斷特征
當(dāng)5#煤層工作面推進(jìn)100 cm時,如圖10所示。基本頂及其上部巖層破斷垮落下沉把采空區(qū)充填壓實,破斷角在55°~65°之間;上覆巖層塑性破壞區(qū)呈“梯形”結(jié)構(gòu),并趨于平衡穩(wěn)定;推進(jìn)過程中基本頂在空間上依次經(jīng)歷“離層-破斷-垮落”有規(guī)律交替運動。
圖10 5#煤層工作面推進(jìn)100 cm頂板破斷特征
在5#煤層推進(jìn)過程中,觀測其上方頂板同一水平線不同監(jiān)測點的位移下沉量,分別為監(jiān)測點4(距開切眼30 cm)、監(jiān)測點5(距開切眼40 cm)、監(jiān)測點6(距開切眼50 cm)、監(jiān)測點7(距開切眼60 cm)。由圖11可知,頂板下沉?xí)r依次經(jīng)歷“穩(wěn)定-加劇-飽和”3個階段:下沉穩(wěn)定階段,工作面尚未推進(jìn)至監(jiān)測點監(jiān)測范圍內(nèi),頂板結(jié)構(gòu)大致穩(wěn)定,下沉特征不明顯;下沉加劇階段,工作面推進(jìn)至監(jiān)測點監(jiān)測范圍內(nèi),頂板開始下沉,隨著工作面推進(jìn)過監(jiān)測點,頂板下沉值呈指數(shù)上升,下沉范圍逐步擴大,當(dāng)工作面推進(jìn)過監(jiān)測點20 cm時,頂板大幅度下沉,表明監(jiān)測點處頂板已劇烈破斷垮落;下沉飽和階段,下沉幅度逐步趨于平緩,破斷垮落巖體間形成新的穩(wěn)定結(jié)構(gòu)。頂板最大下沉量為21mm,同一水平位置頂板下沉?xí)r呈“邊坡”狀分布。
圖11 頂板下沉曲線
如圖12所示,針對110507工作面進(jìn)行現(xiàn)場礦壓監(jiān)測,該工作面共配備110臺液壓支架,選取工作面端部及中間部位布置應(yīng)力監(jiān)測點,分別位于1#液壓支架和50#液壓支架處,從開切眼至推進(jìn)100m處進(jìn)行監(jiān)測。
圖12 液壓支架監(jiān)測點布置圖
如圖13所示,110507工作面從開切眼至推進(jìn)100m整個過程中,1#與50#監(jiān)測點測得數(shù)據(jù)相差不大。當(dāng)工作面推進(jìn)17.9m與22.1m時,液壓支架監(jiān)測點應(yīng)力陡然激增,繼續(xù)推進(jìn)應(yīng)力大幅度下降,基本頂形成初次來壓破斷。當(dāng)工作面推進(jìn)29.2m和33.9m時,液壓支架監(jiān)測點應(yīng)力又一次激增,達(dá)到第二次峰值,繼續(xù)推進(jìn)應(yīng)力大幅度下降,基本頂形成二次來壓破斷。隨后每推進(jìn)約9.3m時,液壓支架監(jiān)測點應(yīng)力激增,繼續(xù)推進(jìn)應(yīng)力大幅度下降,基本頂形成周期來壓破斷。1#監(jiān)測點測得初次來壓破斷步距17.9m、周期來壓破斷步距8.4m;50#監(jiān)測點測得初次來壓破斷步距22.1m、周期來壓破斷步距10.2m,監(jiān)測結(jié)果與理論分析、物理相似模擬結(jié)果基本吻合。因此,在工作面來壓期間,需適當(dāng)加快工作面推進(jìn)速度,避免發(fā)生壓架事故。
圖13 1#、50#監(jiān)測點應(yīng)力變化曲線
(1)建立某礦110507工作面推進(jìn)時基本頂破斷不同時期頂板力學(xué)分析模型。得到上覆煤層基本頂載荷、破斷臨界條件、初次及周期破斷步距計算公式。
(2)構(gòu)建物理相似模型,反演110507工作面推進(jìn)頂板破斷歷程。上覆煤層直接頂隨采隨冒,基本頂初次破斷步距20 cm、周期破斷步距10 cm,破斷角在55°~65°之間,采空區(qū)上覆巖層塑性破壞區(qū)呈“梯形”結(jié)構(gòu);基本頂在空間上依次經(jīng)歷“離層-破斷-垮落”有規(guī)律的交替運動。
(3)監(jiān)測相似模擬110507工作面推進(jìn)過程中頂板下沉量。頂板下沉?xí)r依次經(jīng)歷“穩(wěn)定-加劇-飽和”3個階段,最大下沉量為21mm;同一水平位置頂板下沉?xí)r呈“邊坡”狀分布。
(4)對110507工作面進(jìn)行現(xiàn)場礦壓監(jiān)測,監(jiān)測結(jié)果與理論分析、物理相似模擬結(jié)果基本吻合。工作面來壓期間需適當(dāng)加快工作面推進(jìn)速度,以避免發(fā)生壓架事故。