李琛, 華心祝*, 常貫峰, 孫兵軍, 楊森, 王恩乾
(1.安徽理工大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院, 淮南 232001; 2.山東科技大學(xué)土木建筑學(xué)院, 青島 266580)
隨著煤炭開采強(qiáng)度的增大,礦山壓力的顯現(xiàn)愈加明顯,在近距離煤層開采活動中,上方煤層因開采過程產(chǎn)生的附加應(yīng)力始終影響著下方回采巷道的布置。上部煤層開采后會對下部煤層在空間距離上產(chǎn)生不同程度的影響[1]。停采線煤柱留設(shè)過短,會對巷道穩(wěn)定性造成影響,在開切眼的過程中,煤巷有產(chǎn)生片幫可能性,留設(shè)過長則會造成資源的損失,不利于煤炭安全高效回采[2-3]。因此,合理停采線位置的選取,是當(dāng)前亟待解決的問題。
針對近距離煤層開切眼的選取問題,中外學(xué)者進(jìn)行了大量的研究。張國軍等[4]對木瓜礦上煤層開采后的底板破壞深度及支承壓力影響范圍進(jìn)行了計(jì)算,并利用數(shù)值計(jì)算軟件模擬了上煤層開采對下煤層的影響狀況,通過對比分析最終確定了下煤層開切眼的合理布置位置。高士崗[5]和岳喜占等[6]通過多種數(shù)值模擬軟件對采空區(qū)下開切眼掘進(jìn)過程圍巖及支護(hù)結(jié)構(gòu)受力和變形情況進(jìn)行模擬計(jì)算,同時對支護(hù)工藝及相關(guān)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化,通過現(xiàn)場圍巖變形實(shí)測驗(yàn)證支護(hù)方案的可行性并成功應(yīng)用。王寅等[7]為解決上煤層工作面推進(jìn)至下煤層采空區(qū)開切眼附近底板下沉風(fēng)險的問題,通過現(xiàn)場工程驗(yàn)證,采用理論分析和相似模擬方法,研究上行式開采重復(fù)采動下頂?shù)装褰Y(jié)構(gòu)形態(tài),得到覆巖破斷機(jī)制,提出了針對性的防治措施[8],保證了工作面的安全回采。汪北方[9]和張進(jìn)鵬等[10]通過構(gòu)建極近距離厚煤層綜放工作面采空區(qū)頂板力學(xué)結(jié)構(gòu)模型,揭示了極近距離厚煤層綜放工作面開采房式采空區(qū)頂板破斷失穩(wěn)規(guī)律,并進(jìn)行工程現(xiàn)場驗(yàn)證,基于此提出了加強(qiáng)支架初撐力、提高推進(jìn)速度等有效防控措施[11],較好地保障了工作面安全、高效回采。戴文祥等[12]研究了上覆煤柱集中應(yīng)力在底板的傳遞特征,并得出在底板不同深度處,距離煤柱均布載荷越遠(yuǎn),應(yīng)力的分布范圍越大,但影響程度越小的結(jié)論。孔德中[13]和楊繼元等[14]針對近距離煤層群重復(fù)采動下端面冒頂這一難題,通過多種研究手段得出重復(fù)采動造成下位頂板裂隙比較發(fā)育,進(jìn)而使得端面頂板失穩(wěn),且會出現(xiàn)不同程度的頂板來壓現(xiàn)象,頻繁來壓易造成端面冒頂?;诖颂岢鲰敯宄凹庸痰姆乐螌Σ?。孫兵軍等[15]以劉莊煤礦120502切眼工作面為工程研究背景,采用數(shù)值計(jì)算軟件對開切眼過程中應(yīng)力分布規(guī)律進(jìn)行探究,提出了對上覆采空區(qū)進(jìn)行超前注漿處理與切眼斷面加強(qiáng)支護(hù)的圍巖控制對策,對解決近距離煤層下行開采采空區(qū)下開切眼圍巖控制有一定的借鑒作用[16]。
上述研究成果,多針對停采線結(jié)構(gòu)及煤層應(yīng)力分布規(guī)律進(jìn)行研究,鮮有研究分析不同距離下上覆煤層開采對下覆煤層開切眼的影響,缺乏對下煤層開切眼位置選取的整體性研究[17]?,F(xiàn)以神東礦區(qū)某礦為工程研究背景,構(gòu)建平面力學(xué)模型,通過數(shù)值模擬,分別探究距上覆煤層在不同水平錯距下42煤層開切眼巷道的圍巖應(yīng)力環(huán)境,并結(jié)合現(xiàn)場地測雷達(dá)的實(shí)際觀測驗(yàn)證,得到合理的停采線距離,使得42煤層開切眼可以安全使用。
22206綜采工作面布置于22煤二盤區(qū),主采22煤,平均采厚4.6 m。平均埋深330 m,42202綜放工作面布置于42煤二盤區(qū),位于22煤下方66 m處,主采42煤,平均采厚6.3 m,平均埋深396 m,42煤和22煤的傾角1~3°,為近水平煤層。42上煤開切眼沿底板掘進(jìn),切眼為矩形斷面,長×寬為5 m×3 m。根據(jù)地質(zhì)資料鉆孔得到42煤與22煤的煤巖層頂?shù)装辶W(xué)參數(shù),如表1所示。
22煤開采后,在底板中形成采動應(yīng)力,22煤停采線預(yù)留保護(hù)煤柱的附加應(yīng)力將對42煤開切眼造成影響,研究42煤開切眼與22煤停采線空間位置關(guān)系及不同條件下的應(yīng)力分布規(guī)律,有助于42煤開切眼位置布置的選取。22煤與42煤位置關(guān)系如圖1所示。
表1 煤層頂?shù)装鍘r石力學(xué)參數(shù)Table 1 Rock mechanics parameters of roof and floor of coal seam
圖1 煤層位置關(guān)系圖Fig.1 Coal seam position diagram
設(shè)半平面體在其邊界的AO段上受有分布力,它在各點(diǎn)的力等效為均布載荷q,為求出半平面體內(nèi)某一點(diǎn)M處的應(yīng)力,取坐標(biāo)原點(diǎn)為O,設(shè)M點(diǎn)的坐標(biāo)為(x0,y0),對M點(diǎn)進(jìn)項(xiàng)受力分析,計(jì)算模型如圖2所示。
圖2 力學(xué)計(jì)算模型Fig.2 Mechanical calculation model
則M點(diǎn)集中力的鉛直和水平距離分別為x0和y0,因此在M點(diǎn)引起的應(yīng)力為
(1)
式(1)中:q為分布應(yīng)力;σx為沿x方向正應(yīng)力;σ為沿y方向正應(yīng)力;τxy為沿y方向切應(yīng)力。
為了計(jì)算全部分布應(yīng)力在M點(diǎn)引起的應(yīng)力,將微小的集中應(yīng)力進(jìn)行疊加即可得
(2)
式(2)中:a為塑性區(qū)半徑[3]。
(3)
式(3)中:M為煤層厚度;f為測壓系數(shù);φ為煤層內(nèi)摩擦角;K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為容重;τ0cotφ為煤體自撐力。根據(jù)鉆孔資料及煤巖層力學(xué)參數(shù),取巖層平均容重γ為25 kN/m3,按22煤煤層埋深330 m,42煤煤層埋深396 m計(jì)算,并選取式(2)中的應(yīng)力分量σx作為拉應(yīng)力,σy作為垂直應(yīng)力進(jìn)行分析22煤遺留煤層對42煤開切眼的影響。得到如圖3所示的結(jié)果。
圖3 應(yīng)力曲線圖Fig.3 Stress curve
從圖3可以看出,開切眼距22煤水平錯距為40 m時,σx為0.47 MPa,大于42煤煤層抗拉強(qiáng)度,σy的附加應(yīng)力處于應(yīng)力峰值位置,且切眼巷道的底角受到水平方向的拉應(yīng)力較大,故在40 m處開切眼巷道處在較大的應(yīng)力環(huán)境中,因此在此處布置切眼不合理。在距離停采線45 m時,σx為0.42 MPa,略小于42煤煤層抗拉強(qiáng)度,σx大于0.25 MPa,處在較高的垂直應(yīng)力下,因此在距離45 m處布置開切眼也不合理。在距離停采線50 m距離下,σx為0.35 MPa,小于42煤煤層抗拉強(qiáng)度,σy小于0.25 MPa,沒有產(chǎn)生明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象,因此,50 m水平錯距可以作為42煤的開切眼。在此后的55 m、60 m距離下,σx、σy依次逐步減小,受上覆煤層開采的影響逐漸減弱,均可作為開切眼位置。但考慮到保護(hù)煤柱的留設(shè),減少煤炭資源浪費(fèi)等問題,開切眼的位置布置在距22煤停采線水平錯距50 m處較為合理。
為進(jìn)一步確定切眼布置的合理距離,根據(jù)煤巖層地質(zhì)參數(shù)建立FLAC3D數(shù)值計(jì)算模型。模型長、高均為130 m。42煤切眼巷道為矩形斷面,巷道斷面尺寸分別為:寬度×高度=5 m×3 m。22煤工作面模擬沿走向方向開采距離105 m,42煤開切眼距22煤停采線分別模擬40、45、50、55、60 m 5種情況,42煤距22煤停采線法向距離為66 m,如圖4所示。
根據(jù)數(shù)值計(jì)算模型,分別模擬42煤距22煤40、45、50、55、60 m的5種不同水平錯距條件下42煤開切眼巷道的垂直應(yīng)力分布情況,結(jié)果如圖5所示。
圖5 不同水平錯距下切眼垂直應(yīng)力分布Fig.5 Vertical stress distribution at different horizontal offsets
由圖5可知,開切眼距22煤水平錯距40 m時,受22煤煤體開采的影響,42煤切眼巷道的左幫產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,垂直應(yīng)力約為12 MPa;距離45 m時,巷道左幫依然受其影響,但受影響范圍減??;距離50 m時,巷道左幫的垂直應(yīng)力減小到9 MPa左右,低于原巖應(yīng)力;此后55 m、60 m距離下巷道所受應(yīng)力均小于原巖應(yīng)力。因此,為避開22煤開采的影響,42煤開切眼巷道距22煤停采線的水平錯距為50 m時較為合理,與理論計(jì)算結(jié)果較為吻合。
在數(shù)值模擬過程中通對5種不同水平錯距切眼巷道左幫的垂直應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測,得到如圖6所示的巷道垂直應(yīng)力分布曲線,圖6中水平距離表示數(shù)值計(jì)算模型的x方向,即從22煤停采線(25 m處)算起;豎直方向表示測幫所受的垂直應(yīng)力;側(cè)向分別表示5種不同距停采線距離的切眼巷道。
從圖6中可以看出,42煤開切眼巷道在距離22煤停采線40 m時,巷道幫部所受的應(yīng)力最大為12.8 MPa;45 m時最大應(yīng)力為10.2 MPa,均大于原巖應(yīng)力,在距離為50 m時,巷道幫部受到的最大應(yīng)力為9.6 MPa,此距離下的應(yīng)力近似于原巖應(yīng)力,而在此后的55 m和60 m距離下所受到的最大應(yīng)力分別為9 MPa和8 MPa,均小于原巖應(yīng)力。因此,42煤開切眼巷道的布置位置距22煤停采線水平錯距50 m時較為合理,既有利于巷道的維護(hù),又可減少保護(hù)煤柱的留設(shè),益于42煤的安全開采。
圖6 巷道垂直應(yīng)力分布曲線Fig.6 Vertical stress distribution curve of roadway
為探究42煤開切眼巷道圍巖裂隙發(fā)育情況及松動圈范圍,選擇開切眼巷道合理的位置進(jìn)行測試,考慮到煤巖層的破碎情況及現(xiàn)場的施工條件,選取42煤煤層開切眼距離機(jī)巷50 m及100 m位置處,如圖5中A、B兩測試點(diǎn),采用LTD-2100型探地雷達(dá)對切眼巷道的幫部和頂板進(jìn)行掃描測試,進(jìn)而得出松動圈厚度[18]。具體測試位置如圖7中的A、B點(diǎn)所示。
圖7 測試位置圖Fig.7 Test location diagram
如圖8所示,由A測試點(diǎn)掃描的巷道斷面結(jié)果來看,巷道左幫松動圈厚度為3.8 m,頂板為3.0 m,幫部松動圈范圍比頂部大0.4 m,破碎更為嚴(yán)重。
圖8 A測試點(diǎn)巷道松動圈厚度Fig.8 A test point roadway loose circle thickness
如圖9所示,由B測試點(diǎn)掃描的巷道斷面來看,左幫松動圈厚度為3.3 m,頂板為3.1 m,相比于頂板,左幫松動圈邊界范圍大0.2 m。依然是左幫比頂板破碎范圍大。
圖9 B測試點(diǎn)巷道松動圈厚度Fig.9 B test point roadway loose circle thickness
通過A、B兩處的測試結(jié)果得到:42煤層開切眼巷道松動圈范圍在3.1~3.8 m,呈不規(guī)則分布,且不同位置處左幫的破碎范圍均大于頂板,切眼巷道整體性較好,巷道裂隙發(fā)育程度較低,沒有大面積的水平貫穿與縱向發(fā)育的裂隙,后期可通過一定的支護(hù)對巷道圍巖進(jìn)行有效控制。
(1)通過建立力學(xué)分析模型,得到了受分析點(diǎn)的應(yīng)力分量,并基于煤體穩(wěn)定性判據(jù),針對42煤開切眼距22煤停采線水平錯距構(gòu)建的理論解析解進(jìn)行數(shù)學(xué)分析,確定了開切眼合理位置為50 m。
(2)采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,分析了22煤遺留煤層距42煤層開切眼不同位置影響范圍,得到水平錯距分別為40 m、45 m時,切眼左幫會產(chǎn)生應(yīng)力集中,煤體存在偏幫的潛在因素,不宜布置開切眼巷道,而在50 m及以后,巷道所受的應(yīng)力集中現(xiàn)象逐步消除,但考慮到煤炭的采出率,切眼合理位置為距22煤停采線距離為50 m。
(3)從切眼巷道采用探地雷達(dá)進(jìn)行現(xiàn)場實(shí)際測試結(jié)果來看,42煤切眼巷道兩處觀測點(diǎn)的塑性圈范圍為3.1~3.8 m,選取50 m錯距布置切眼較為合理,避開上覆遺留煤層產(chǎn)生的集中應(yīng)力影響的同時減小了下工作面停采線的距離,有利于實(shí)現(xiàn)42煤的安全回采。