高騰龍

(晉能控股煤業(yè)集團 同發(fā)東周窯煤業(yè)有限公司,山西 大同 037000)

回采巷道超前支護段受工作面采動影響,圍巖裂隙相對發(fā)育,巷道變形加劇,表現(xiàn)出較為強烈的礦壓顯現(xiàn),易造成冒頂、片幫,甚至引發(fā)沖擊地壓事故。因此,對回采巷道采取及時有效的超前支護形式,能夠在很大程度上降低甚至排除事故風(fēng)險,提高巷道支護質(zhì)量和巷道圍巖穩(wěn)定性,有利于井下煤炭資源安全高效開采。

關(guān)于超前范圍巷道圍巖變形特征的問題,我國眾多學(xué)者已經(jīng)進行了大量的研究。史澤坡等[1]通過數(shù)值模擬分析厚煤層堅硬頂板工作面開采過程中超前支承壓力分布特征,發(fā)現(xiàn)其影響范圍可達40 m以上,且應(yīng)力集中程度普遍處于較高狀態(tài)。李學(xué)華等[2]從巷道圍巖應(yīng)力轉(zhuǎn)移的角度提出底板松動爆破加注漿、巷道底板掘巷、巷道頂板掘巷等技術(shù),為解決高應(yīng)力巷道維護提供了理論依據(jù)和技術(shù)支持。王國法等[3]采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測相結(jié)合的研究方法分析了采動應(yīng)力分布規(guī)律與影響范圍,提出了“低初撐、高工阻”非等強耦合支護理念和超前支護設(shè)計原理。這些研究成果為巷道支護設(shè)計提供了有力的理論與技術(shù)支撐,尤其是超前巷道應(yīng)力分布規(guī)律及圍巖變形特征作為支護設(shè)計的落腳點,決定了超前支護長度和支護強度。針對采動影響的回采巷道超前支護難題,本文利用理論分析研究超前支護段圍巖應(yīng)力分布及變形特征,為掌握工作面四周支承壓力分布規(guī)律及確定超前支護強度、支護距離提供理論參考。

1 工程概況

同發(fā)東周窯煤礦8107工作面位于石炭系太原組5號層一盤區(qū),東北側(cè)為C5號層8105工作面采空區(qū),西北側(cè)為盤區(qū)大巷和8106工作面采空區(qū),南側(cè)為未采實體,東側(cè)為未采實體煤和井田邊界。工作面推進長度1 533 m,寬度253 m.煤層平均厚度5.85 m,開采深度平均約519 m.

2 采動影響下巷道圍巖變形特征

2.1 垂直應(yīng)力

沿走向方向,在本工作面煤體內(nèi),距離運輸巷右?guī)筒?0 m處取一測線,得到本工作面?zhèn)葞筒砍爸С袎毫Ψ植?見圖1.由圖可知,應(yīng)力峰值出現(xiàn)在工作面前方7 m處,峰值強度為21.8 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)2.7,支承壓力影響范圍大致在工作面前方35 m內(nèi)。

圖1 工作面?zhèn)葞筒烤噙\輸巷右?guī)捅砻?0 m

2.2 垂直位移

超前工作面40 m范圍內(nèi),頂板最大下沉量見圖2.通過對比發(fā)現(xiàn),受本工作面采動影響,運輸巷頂板下沉加劇,頂板最大下沉量達到140 mm.越遠離工作面,隨著超前支承壓力減小,巷道頂板受支承壓力影響程度降低,頂板最大下沉量逐漸減小。

圖2 超前工作面40 m范圍內(nèi)運輸巷頂板最大下沉量

3 超前支護距離及強度確定方法

3.1 回采工作面超前支承壓力分布規(guī)律

工作面自切眼開始回采后,上覆巖層發(fā)生離層、破斷甚至冒落,而懸露巖層的重量將會傳遞至采場周圍的煤體,形成支承壓力。老頂極限破斷距越大,意味著懸頂面積越大,傳遞到煤體上的支承壓力則越大。覆巖結(jié)構(gòu)及其穩(wěn)定性隨工作面推進而變化,引起支承壓力分布具有明顯的區(qū)域性,因此支承壓力的分布規(guī)律實質(zhì)上是覆巖結(jié)構(gòu)系統(tǒng)變化的直接反映。總體上看,采場周圍支承壓力分布隨工作面推進、采高、采深等因素的變化而變化。

1) 超前支承壓力分布規(guī)律。工作面初采階段,工作面前方煤體基本上處于彈性階段,煤壁側(cè)即為支承壓力峰值處。隨著工作面的推進,穩(wěn)定頂板懸露面積增大,出現(xiàn)彎曲下沉,運動趨勢明顯,所以應(yīng)力峰值也相應(yīng)增加。當(dāng)煤壁處超前支承壓力大于煤體的抗壓強度,該區(qū)域的煤體就發(fā)生塑性破壞而卸壓,應(yīng)力峰值則向煤體深部轉(zhuǎn)移。當(dāng)老頂巖梁達到極限跨距,端部發(fā)生斷裂而向采空區(qū)回轉(zhuǎn)直至觸矸平衡。懸臂梁斷裂也是一個卸壓過程,導(dǎo)致斷裂處一定范圍內(nèi)的支承壓力減小。換言之,當(dāng)破斷的巖塊所形成的結(jié)構(gòu)在其上部巖層重量影響下逐漸失穩(wěn),最終觸碰冒落的矸石,對采空區(qū)進行壓實,使其能承受一定程度的支承壓力影響。另外,靠近煤壁處的支承壓力范圍也逐漸縮小,應(yīng)力水平顯著下降。老頂斷裂處往內(nèi)的支承壓力分布規(guī)律主要由上覆巖層自重及巖層傳遞的力決定,因而此區(qū)域內(nèi)的支承壓力峰值更大,影響范圍更廣,見圖3.

圖3 工作面前方支承壓力變化情況

老頂隨著工作面的推進而發(fā)生周期性破壞,超前支承壓力分布范圍及強度也相繼發(fā)生變化而達到穩(wěn)定狀態(tài),從支承壓力在層面分布情況上看,工作面中部超前支承壓力最大(該處破斷巖塊先觸矸),影響范圍更遠,靠近回采巷道兩側(cè)支承壓力相對小些。但輔運巷道受超前支承壓力及側(cè)向支承壓力的共同作用,應(yīng)力峰值增大并向煤壁更深處轉(zhuǎn)移,因而該巷道的超前支護段及端頭需要特別嚴格的支護形式來克服強烈動壓的影響。

2) 采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布規(guī)律。隨工作面不斷向前推進,老頂巖層發(fā)生“O—X”破斷,并伴隨其周期性破斷,破斷后的巖塊沿工作面走向方向形成“砌體梁”大結(jié)構(gòu),而沿傾向方向在工作面端頭形成弧形三角塊(圖4)。

圖4 采空區(qū)覆巖破斷后結(jié)構(gòu)示意

煤層剛被回采時,只增加了老頂巖層的懸露面積,造成其并不顯著的彎曲下沉,此時采空區(qū)一側(cè)煤體處于彈性狀態(tài),而支承壓力強度在不斷累積,煤體塑性區(qū)逐漸發(fā)展,此時支承壓力呈現(xiàn)單峰狀態(tài)。直至巖層破斷形成巖塊失穩(wěn)時,側(cè)向支承壓力在斷裂處釋放,并向一側(cè)更遠處轉(zhuǎn)移,而呈現(xiàn)雙峰狀態(tài)。最終失穩(wěn)的巖塊觸矸而趨于穩(wěn)定,一段時間后,采空區(qū)傾向支承壓力分布達到穩(wěn)定狀態(tài)[4](圖5)。但當(dāng)鄰近工作面回采巷道掘進及回采時,會對上覆形成的穩(wěn)定結(jié)構(gòu)造成擾動,再次引起圍巖應(yīng)力的重新分布,而形成復(fù)雜的疊加應(yīng)力場,此時采空區(qū)一側(cè)煤體塑性破壞強烈,巷道變形明顯。

圖5 采空區(qū)側(cè)向支承壓力變化情況

3.2 超前支護距離確定方法

采場支承壓力分布的一般規(guī)律可循,但在多樣的開采參數(shù)、復(fù)雜的賦存情況、煤巖層特性等具體條件影響下,支承壓力應(yīng)力峰值、峰值距離及支承壓力影響范圍存在明顯的區(qū)別。通過可靠的理論和測試技術(shù)確定支承壓力峰值位置以及支承壓力影響范圍,為實際生產(chǎn)敲定回采巷道超前支護距離提供依據(jù)。本小節(jié)采用極限平衡理論對回采巷道超前支承壓力影響范圍進行理論計算。

為簡化計算,做出以下假設(shè):煤體視為均勻連續(xù)介質(zhì);取整個處于極限強度范圍內(nèi)煤體為研究對象,模型為平面應(yīng)變情況;煤層界面是煤體相對頂?shù)装鍘r層運動的滑移面,沿此面發(fā)生剪切破壞,滿足摩爾-庫倫準則;極限平衡區(qū)與彈性區(qū)交界處有平衡方程:

式中:K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為覆巖容重,kN/m;H為煤層埋深,m;λ為側(cè)壓系數(shù).

根據(jù)極限平衡理論,建立如圖6的力學(xué)模型。

圖6 煤壁前方支承壓力計算力學(xué)模型

根據(jù)建立的力學(xué)模型,不計體積力,列出極限平衡區(qū)的應(yīng)力平衡方程為:

式中:C0為煤層與頂?shù)装褰缑娴膬?nèi)聚力,MPa;φ0為煤層頂?shù)装褰缑嫣幠Σ两?°.

計算求得支承壓力影響范圍為:

3.3 超前支護強度確定方法

回采巷道超前支護強度應(yīng)當(dāng)根據(jù)回采期間超前支承壓力峰值或側(cè)向支承壓力與超前支承壓力疊加形成的應(yīng)力峰值確定,分別對應(yīng)了回采巷道運輸巷、輔運巷的最大超前支護強度。通常來說,工作面超前支承壓力峰值距煤壁約4～8 m,影響范圍為40～60 m,應(yīng)力增高系數(shù)一般為2.5～3;傾斜方向固定支承壓力峰值深入煤壁15～20 m,影響范圍一般為15～30 m,應(yīng)力增高系數(shù)為2～3.而上區(qū)段殘余固定支承壓力與本區(qū)段超前支承壓力疊加,在輔運巷端頭及前方一定范圍內(nèi)形成很高的疊加支承壓力,應(yīng)力增高系數(shù)可達4～7.

初次來壓后,支承壓力迅速發(fā)展,直至充分采動后,支承壓力峰值基本穩(wěn)定。煤層厚度對支承壓力峰值、應(yīng)力集中系數(shù)影響較大,具體表現(xiàn)為同等條件下煤層越厚,支承壓力峰值、支承壓力集中系數(shù)越小。支承壓力峰值還與工作面寬度、煤層埋深等有關(guān)。當(dāng)煤層埋藏越深,支承壓力峰值愈大,但支承壓力集中系數(shù)愈小;當(dāng)工作面寬度越大,相應(yīng)的支承壓力峰值及應(yīng)力集中系數(shù)都會增大。國內(nèi)雖有不少學(xué)者依據(jù)不同理論對支承壓力峰值分布規(guī)律進行了較為深刻的研究,但各模型的適用性有限,且目前確定支承壓力峰值的主要方法仍是數(shù)值計算、相似模擬和現(xiàn)場實測等。理論計算所得的峰值大小能夠為超前支護強度設(shè)計提供依據(jù),但也必須考慮采高、工作面寬度等開采參數(shù)以及賦存條件對超前支護強度進行修正。特別地,對位于采空區(qū)側(cè)的沿空巷道而言,煤柱的尺寸決定了巷道所處側(cè)向支承壓力的影響程度,關(guān)乎著巷道頂?shù)装搴蛶筒康姆€(wěn)定性,因此回采期間沿空巷道超前支護設(shè)計要考慮煤柱尺寸影響下的支承壓力分布情況。

經(jīng)研究表明,應(yīng)力集中系數(shù)可用下述經(jīng)驗公式[6]進行計算:

K=-0.841+3.275×10-3H+0.455M+0.013L+0.084D-0.02α

式中:H為煤層埋深,m;M為煤厚,m;L為工作面寬度,m;D為頂板巖層與煤層的彈性模量之比;α為煤層傾角,°.

考慮原巖應(yīng)力對支承壓力峰值影響,超前支承壓力峰值可用如下公式[7]計算:

σzmax=σ0+ξσi

則支承壓力峰值系數(shù)可表達為:

式中:γ為煤層覆巖容重,kN/m3;H為煤層埋深,m.

4 結(jié) 語

1) 采動影響使得運輸巷垂直應(yīng)力集中于本工作面實體煤處,使頂板下沉最大增加140 mm,塑性區(qū)較發(fā)育,超前支承壓力峰值出現(xiàn)在工作面前方7 m處,峰值強度為21.8 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)2.7,支承壓力影響范圍大致在工作面前方35 m.

2) 超前工作面40 m范圍內(nèi),受工作面采動影響,運輸巷頂板下沉加劇,最大下沉量達到140 mm.越遠離工作面,隨著超前支承壓力減小,巷道頂板受支承壓力影響程度越低,頂板最大下沉量逐漸減小。