路紅日
(潞安化工集團 溫莊煤業(yè)公司,山西 朔州 043700)
目前采煤技術(shù)發(fā)展日新月異,大集團的千萬噸煤礦都是在厚煤層大規(guī)模生產(chǎn)的條件下得以開展的,但厚煤層開采由于其開采條件的影響,其礦壓顯現(xiàn)規(guī)律明顯[1],并且大量研究表明厚煤層開采其采空區(qū)側(cè)煤巷圍巖的力學(xué)環(huán)境產(chǎn)生不均勻分布,并表現(xiàn)出特定的非對稱破壞狀態(tài)[2]。
我國煤礦巷道圍巖控制的難點是軟巖強行開采導(dǎo)致的變形。巷道圍巖的控制與塑性區(qū)有很大關(guān)系,巷道圍巖塑性區(qū)的發(fā)育程度直接關(guān)系到巷道支護結(jié)構(gòu)的形態(tài)、剛度和強度[3]。楊增強等人對巷道圍巖塑性區(qū)理論進行研究,分析了巷道圍巖應(yīng)力的非均勻演化規(guī)律和塑性區(qū)分布特征。閆大鶴等人從應(yīng)力和圍巖破壞的不均勻性角度,對巷道的礦井壓力進行了有效的研究,特別是針對采空區(qū)邊煤巷的變形問題,也采用了各種有效的研究方法[4-5]。本文以采空區(qū)側(cè)煤巷為研究對象,通過對巷道圍巖的變形特征、力學(xué)環(huán)境和非對稱變形進行分析,對采空區(qū)邊煤巷圍巖不對稱控制的理論和實際應(yīng)用進行研究和探索。
本文的研究背景是潞安溫莊煤業(yè)15202綜放工作面,該工作面位于15號煤二采區(qū),煤厚4.83 m,放頂煤開采,采高3 m,放1.83 m。工作面開采方式為放頂煤開采,巷道沿煤層底板掘進,基本頂與直接底由泥巖組成,強度均較弱。
工作面在開采過程中,巷道變形沿垂直和水平方向均呈現(xiàn)“雙向”不對稱破壞特征,主要表現(xiàn)為頂板沉陷和底鼓。具體變形特性如下:①沿垂直方向,煤柱側(cè)頂板的下沉量遠大于實體煤側(cè),煤柱側(cè)頂板的破碎嚴重,從最大底鼓的分布位置來看,主要分布在煤柱側(cè),②沿水平方向,水平頂板的擠壓運動導(dǎo)致鋼帶嚴重彎曲。鋼梯出現(xiàn)彎曲,錨索脫落,形成明顯的擠壓斷裂區(qū)。兩側(cè)沿水平方向出現(xiàn)大面積移動,煤柱側(cè)肩角區(qū)域煤體異常破碎,鋼絲網(wǎng)明顯失效。
根據(jù)開采條件,巷道的不對稱變形特征與頂板煤層厚度有直接關(guān)系。隨著前盤區(qū)回采,主頂板周期性破碎、旋轉(zhuǎn)、下陷,導(dǎo)致采空區(qū)形成橫向的斜梁結(jié)構(gòu)。這種結(jié)構(gòu)很容易受到采礦的影響。由于該地區(qū)頂煤層厚度變化較大,主頂板裂隙對煤柱巷道的影響呈指數(shù)增大。
為了分析兩者之間的關(guān)系,采用鉆孔觀測裝置對主頂板破裂位置進行監(jiān)測。
2.1.1 觀測方案及站場布置
在煤巷的4個典型斷面設(shè)置觀測站,這些斷面圍巖變形分別是較好、較差、中等和嚴重,前盤區(qū)的垮落帶厚度分別為10.4 m、6.2 m、8.1 m和9.2 m,各觀測點分布如圖1所示。
以巷道中心線為頂板邊界,將邊界兩側(cè)的頂板定義為煤柱頂板和實心煤頂板,根據(jù)巷道中心線等間距鉆孔,分別在煤柱側(cè)頂面和實體側(cè)頂面設(shè)置5個鉆孔。受采礦的影響,頂板破裂或下沉?xí)r,其破裂面不會變得光滑平整。在水平剪力、垂直壓力和頂板巖層各方向運動的作用下,縱向和橫向裂縫演化為裂隙帶、離層、徑向位錯和裂隙組,從而確定頂板主裂縫位置。
圖1 頂板鉆孔布置示意
2.1.2 觀察結(jié)果分析
當(dāng)垮落帶高度為10.4 m時,頂板主破裂線位于采空區(qū)側(cè),距離煤柱邊緣-0.75 m;當(dāng)垮落帶高度為6.2 m時,頂板主破裂位置在固體煤側(cè),距離煤柱邊緣30.35 m;當(dāng)垮落帶高度為8.1 m時,主頂板破裂線位于巷道上方,距離煤柱邊緣27.68 m;當(dāng)垮落帶高度為9.2 m時,主頂板破裂線位于煤柱上方,距煤柱邊緣12.3 m。從以上數(shù)據(jù)可以看出,隨著前盤區(qū)的垮落帶厚度增加,主頂板斷裂線位置向采空區(qū)側(cè)移動,在一定的垮落帶厚度范圍內(nèi),隨著垮落帶厚度的增加,巷道變形越來越嚴重。
典型斷面的鉆孔觀測結(jié)果表明,圍巖的非對稱變形破壞與頂板煤層厚度密切相關(guān)。其主要原因是不同的頂煤層厚度導(dǎo)致采空區(qū)充填程度不同,主頂板巖層旋轉(zhuǎn)程度不同,導(dǎo)致巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境不均勻。這種不均勻的圍巖應(yīng)力環(huán)境是巷道不對稱變形破壞的內(nèi)在原因。如圖2(a)所示,當(dāng)前盤區(qū)垮落帶厚度較小時,頂板主破裂線位于實體煤上方。由于直接頂板巖層的破碎和膨脹作用,可以對采空區(qū)進行充填,減小主頂板巖層的破碎和撓度。隨著頂煤層厚度的增大,頂板斷裂線位置向采空區(qū)側(cè)移動,如圖2(b)和2(c)所示,采空區(qū)充填程度較差,主頂巖層旋轉(zhuǎn)程度較大,煤壁支撐關(guān)鍵塊體的影響越來越小,圍巖變形加劇。屈服厚度增加到一定程度時,如圖2(d)所示,主要巖層旋轉(zhuǎn)程度增加,導(dǎo)致局部應(yīng)力集中在巖石塊鉸鏈,創(chuàng)建塑性狀態(tài)的巖石,導(dǎo)致整體的不穩(wěn)定結(jié)構(gòu),此時斷裂線在采空區(qū)側(cè),巷道圍巖已恢復(fù)到初始應(yīng)力狀態(tài)。
圖2 不同頂煤層厚度下的主頂板斷裂線位置
為了更直觀地了解非對稱變形破壞的形成原理,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對煤柱巷道周圍的應(yīng)力環(huán)境進行建模和分析??迓鋷У母叨确謩e為5 m、7 m、9 m和11 m的巷道圍巖進行了數(shù)值模擬。巖石力學(xué)參數(shù)的獲取過程如下:首先,對煤體和巖體進行物理力學(xué)試驗。由于巖樣是在實驗室中進行處理,與原始地質(zhì)環(huán)境完全分離,所測力學(xué)參數(shù)與實際情況不符,需要進行修正。單軸抗壓強度為實驗室試驗結(jié)果的0.284倍;煤巖巖體的彈性模量、黏合力和抗拉強度約為室內(nèi)試驗結(jié)果的0.1~0.25倍,泊松比約為室內(nèi)試驗結(jié)果的1.2~1.4倍。綜合以上研究結(jié)果,煤巖體的彈性模量、黏合力和抗拉強度為室內(nèi)試驗結(jié)果的0.2倍,泊松比為室內(nèi)試驗結(jié)果的1.2倍。在室內(nèi)試驗結(jié)果的基礎(chǔ)上,得到了數(shù)值模擬所需的煤巖體參數(shù)。
考慮到開采過程中支承壓力的影響范圍,確定模型左側(cè)至巷道的邊界為50 m,根據(jù)右側(cè)工作面長度建立模型。模型采用Mohr-Coulomb破壞準則,展示出采空區(qū)側(cè)煤巷的非對稱應(yīng)力分布特征和圍巖變形特征。
圍巖不對稱變形與頂煤層厚度和頂巖層的旋轉(zhuǎn)水平擠壓有關(guān)。為了研究水平應(yīng)力的不對稱分布規(guī)律,沿巷道頂板向上1 m間隔設(shè)置水平測線,巷道頂板水平應(yīng)力分布規(guī)律如圖3所示。
圖3 頂煤層厚度巷道頂板水平應(yīng)力的分布規(guī)律
分析如下:
1) 在一定的崩落厚度范圍內(nèi),水平應(yīng)力降低,淺屋頂部分的煤柱實體煤、深水平應(yīng)力基本上呈現(xiàn)降低的趨勢,屋頂煤柱一側(cè)的壓力總是高于實體煤一側(cè)的壓力,應(yīng)力分布不均勻。隨著垮落帶厚度的增加,巷道圍巖應(yīng)力分布的不均勻性越來越明顯。在不均勻水平應(yīng)力的連續(xù)作用下,容易造成煤柱側(cè)頂板的破碎,如圖2(a)所示。當(dāng)超過極限崩落厚度時,如圖2(d)所示,巷道頂板應(yīng)力減小,頂板應(yīng)力分布不明顯。
2) 從巷道頂板向上,水平應(yīng)力發(fā)生突變,突變位置隨著頂煤層厚度的變化而變化。當(dāng)垮落帶高度為5 m時,水平應(yīng)力突變點距頂板5~6 m;垮落帶高度為7 m時,突變點距頂板7~8 m;垮落帶高度為9 m時,突變點距頂板9~10 m;垮落帶高度為11 m時,頂板水平應(yīng)力突變點距頂板11~12 m。當(dāng)垮落帶高度增加時,突變位置逐漸轉(zhuǎn)移到屋頂位置,突變位置均在煤巖界面附近,上下接口的水平應(yīng)力差異在突變位置增大,導(dǎo)致上下地層的運動是沿著夾層水平滑動,使得不對稱頂煤層壓力作用在巷道對稱支護上,必然導(dǎo)致巷道的不對稱破壞。
1) 綜放開采煤柱巷道圍巖變形受到強行開采時是不對稱的,圍巖應(yīng)力的不均勻性是造成不對稱變形破壞的主要原因。
2) 在一定的垮落帶厚度范圍內(nèi),隨著垮落帶厚度的增加,主頂斷裂線位置由實體煤側(cè)向采空區(qū)側(cè)移動,但當(dāng)達到頂煤層最大厚度時,主頂板沿煤柱邊緣發(fā)生失穩(wěn),巷道圍巖應(yīng)力恢復(fù)到初始應(yīng)力狀態(tài)。
3) 巷道原有支護結(jié)構(gòu)具有一定的對稱性。對稱支護結(jié)構(gòu)受到的非對稱外力時,極大地降低了其承載能力,不能保證圍巖的協(xié)調(diào)變形。