王 超,孔令海,王光民,張 勇,韓寧寧,孫麒鵬
(1.兗礦集團有限公司 防沖研究中心,山東 濟寧 272102;2.煤炭科學技術研究院有限公司 安全分院,北京 100013;3.煤炭資源高效開采與潔凈利用國家重點實驗室,北京 100013)
沖擊地壓是煤礦深部開采的主要風險之一,其致災因素復雜多樣[1-3]。工作面受側向和超前采動覆巖的集中荷載作用,鄰空巷道煤柱集中應力是影響沖擊地壓發(fā)生的主要因素之一[4-7]。因此,確定合理的煤柱寬度及防沖方案,是工作面沖擊地壓防治的重點。工作面區(qū)段煤柱寬度的確定是開采設計的重要內容,其留設寬度決定著資源回收與采掘接續(xù)、沿空工作面及巷道圍巖應力破壞狀態(tài)及沖擊地壓等[8-13],尤其是進入深部開采后,工作面開采面臨應力環(huán)境惡化、圍巖強度劣化及結構性失穩(wěn)、圍巖大變形、沖擊地壓等諸多問題[14-18],需要綜合考慮上覆巖層運動、側向支承壓力、沖擊地壓防治及巷道圍巖控制的影響[19-21],區(qū)段煤柱合理寬度的選取顯得更加重要。鄂爾多斯地區(qū)是我國重要煤炭基地之一,為適應高產(chǎn)高效需要,深部礦井仍沿用了淺埋條件下適于大型現(xiàn)代化裝備的高效開采方案,即:工作面集中布置、順序開采、寬煤柱留設、大斷面巷道設計。由于沒有考慮深部開采造成的沖擊地壓防治問題,工作面區(qū)段煤柱較寬[22-26],造成沿空開采中多次發(fā)生沖擊地壓。
由于礦井所在地區(qū)深部開采小煤柱沿空開采的防沖經(jīng)驗不多,針對鄂爾多斯深部開采工作面區(qū)段煤柱防沖問題,以石拉烏素煤礦1201工作面為背景,研究了采動覆巖的荷載變化規(guī)律及區(qū)段煤柱不同承載狀態(tài)下沿空開采沖擊地壓發(fā)生機制與工程實踐,實現(xiàn)了防沖安全。
石拉烏素井田位于呼吉爾特礦區(qū),開采的2-2煤層具有弱沖擊傾向性。1201工作面為一側沿1217工作面采空區(qū)開采,沿空巷道選用小煤柱護巷方案,區(qū)段煤柱寬度為5 m。
工作面整體為一單斜構造,煤層傾角平均約2°,傾角變化最大約5°。工作面煤層偽頂、直接頂為厚度0.12~0.79 m的煤巖互層,強度較低;基本頂為厚度7.8~19.7 m(平均15.82 m)的中細砂巖,f=3.5;直接底為砂質泥巖,厚度0~6.35 m(平均2.25 m),f=1.5;老底為中細砂巖,厚度0~18.81 m(平均10.85 m),f=3。1201工作面沿空巷道沿煤層底板布置,煤層厚度5 m,埋深600~700 m,直接頂為砂質泥巖,基本頂為粉砂巖,直接底一般為砂質泥巖。煤層及頂?shù)装鍘r層綜合柱狀見表1。
表1 煤層及頂?shù)装鍘r層綜合柱狀統(tǒng)計
長壁工作面煤層開采后,頂板巖層的運動下沉,造成采場礦壓及其顯現(xiàn),依次形成不同的覆巖破壞形態(tài),即:冒落帶、斷裂帶、彎曲下沉帶。進入深部開采后,工作面上覆巖層整體厚度及運動時間增大,在采空區(qū)周邊煤體形成更高集中荷載。在煤壁內部形成高應力集中區(qū),致使支承壓力升高。
沿空開采時,采場覆巖最大斷裂高度約為首采工作面的2倍,沿空側向覆巖結構及荷載遷移關系如圖1所示。煤層采出后,近場厚硬巖層先斷裂下沉,隨工作面推進,距采場較遠厚硬巖層發(fā)生彎曲下沉和斷裂下沉,作用于沿空煤體的荷載持續(xù)增加,直至觸矸后進入相對穩(wěn)定狀態(tài)。其間,采動覆巖荷載遷移過程分別經(jīng)歷緩增、急增、緩增三個階段,致使煤體應力集中區(qū)發(fā)生遷移,支承壓力峰值增大。
圖1 側向采動覆巖結構及荷載遷移傾向剖面
在采動覆巖運動及荷載遷移過程中,側向巖重荷載作用區(qū)域向深部轉移擴大,造成沿空煤體側向高應力區(qū)遷移擴大,支承壓力峰值升高、影響范圍擴大,煤柱區(qū)支撐的采動覆巖荷載及其與煤層應力集中區(qū)遷移關系如圖2所示。
*沿空巷道與采空區(qū)距離關系:s—小煤柱;m—大煤柱;w—寬煤柱;側向煤體支承壓力分布曲線:a—沿空工作面采前;b—沿空工作面初采;c為沿空工作面采中
根據(jù)礦山壓力與巖層控制理論,上覆巖層運動包括彎曲下沉和斷裂下沉兩種形式,巖重荷載從形成到加載有一個時間過程,分別經(jīng)歷緩增階段、急增階段、緩增階段三個主要遷移階段,造成煤體應力集中區(qū)遷移,支承壓力峰值增大。在深部采場,各巖層組之間的差異性,造成其下沉運動的非同步性和覆巖結構形式的多變性,其下沉量及對下部巖層加載速度各異。選用小煤柱開采方案時,煤柱區(qū)采動覆巖集中荷載與煤體支承壓力分布關系如圖2所示。由圖2,煤柱支撐巖重荷載Q為:
式中,Qi為某巖層組巖重,Qi=γihi,kN/m3;n為直接作用于煤柱區(qū)的巖層組數(shù)目(未出現(xiàn)離層的巖層組合數(shù)量);hi為各巖層組合的厚度,m;γi為各巖層組合的平均容重,kN/m3;Li為各傳遞巖梁的跨度,m;ki為各巖層組合形成的覆巖結構作用于煤柱區(qū)的巖重荷載集中系數(shù)(重量比例)。
沿空工作面開采前,煤柱區(qū)支撐近場覆巖結構的集中荷載Q1,對應側向支承壓力分布曲線a;隨工作面推進,超前采動覆巖發(fā)生斷裂下沉,較遠場覆巖結構集中荷載Q2形成增量k1Q2,煤柱區(qū)支撐荷載增加,支承壓力大小及分布范圍增大,對應側向支承壓力分布曲線b;一定條件下,遠場采動覆巖斷裂下沉,煤柱區(qū)增量荷載k2Q3進一步增大,煤體側向支承壓力大小及分布范圍也增加,對應側向支承壓力分布曲線c。同時,隨沿空工作面推進,對超前區(qū)域,煤柱還會受覆巖結構的超前影響,導致煤體超前支承壓力進一步增大。
因此,在深部開采中,沿空工作面留設煤柱寬度越大,煤柱區(qū)支撐的采動覆巖集中荷載越大,這也是鄂爾多斯深部煤礦沿空工作面發(fā)出多次沖擊地壓的主要影響因素之一。因此,從資源最大化開采和防沖安全考慮,留設小煤柱為深部工作面沖擊地壓防治的最優(yōu)方案。
近水平煤層單個工作面開采后,采空區(qū)周圍巖層運動處于非充分采動階段,巖層破裂高度約為采空區(qū)寬度的一半。采空區(qū)上覆巖層的運動是以巖層組為單位的,每一巖層組中的厚硬巖層作為控制層,控制著該巖層組的運動和變形。各巖層組在工作面前方產(chǎn)生離層,離層出現(xiàn)在上方巖層組的關鍵層和下方巖層組的軟弱巖層之間,采空區(qū)一側離層端的連線稱為巖層移動線,該線與水平線的夾角α稱為巖層移動角。采空區(qū)一側煤體的側向支承壓力σ由自重應力σq和應力增量Δσ等兩部分組成[19],即:
σ=Δσ+σq
(2)
式中,Δσ等于采空區(qū)上方各關鍵層懸露部分傳遞到一側煤體上的壓力之和,即Δσ=∑σi;σi為第i層關鍵層懸露部分傳遞到一側煤體上的壓力,i=1~n。
每個堅硬厚巖層組懸露部分傳遞到采空區(qū)一側煤體的重量為其重量的一半,傳遞到采空區(qū)一側煤體的應力增量呈梯形分布,如圖3所示。
圖3 側向支承壓力計算模型
則第i個巖層組傳遞到采空區(qū)一側煤體的應力增量為:
式中,σmaxi為第i層巖組作用在采空區(qū)側煤體的最大支承壓力,σmaxi=Qi/Hicotα;Mi為第i層巖層組厚度;Hi為第i層巖層組厚度中心到煤層底板的距離,Hi=I+Mi/2+ΣMj(j=1~i-1);2I為采空區(qū)寬度;Qi為第i層巖層組在采空區(qū)懸露部分重量的一半,Qi=LiMiγ/2;Li為第i層關鍵層厚度中心位置在采空區(qū)的懸露長度,Li=2I+2Hicotα;γ為巖層容重。
將n個巖層組懸露部分產(chǎn)生的應力增量疊加,從而得到應力增量Δσ。自重產(chǎn)生應力σq為:
式中,H為采深,m;γ為巖層容重,t/m3;α為巖層移動角,(°)。
考慮到基巖厚度較大,取巖層移動角α為81°,采深685 m,工作面傾斜長300 m,得分段函數(shù)中自變量計算區(qū)間:[0,26]、[26,67]、[67,108]、[108,134]、[134,+∞]。
簡化計算過程,將彎沉帶以上巖層作為一個巖組,則其厚度M1為685 m。工作面參數(shù)代入式(2)—(4),巖層容重γ為2.5 t/m3,得側向支承壓力壓力計算公式為:
計算得到,煤體側向支承壓力峰值位置距采空區(qū)約80 m,支承壓力峰值約為67 MPa;側向距采空區(qū)134 m以外范圍為原巖應力區(qū)。
因此,在鄂爾多斯深部沿空工作面開采中,在走向和傾向采動覆巖集中荷載聯(lián)動作用下,超前區(qū)域大煤柱支承壓力升高是沖擊地壓發(fā)生的根本原因。
以石拉烏素礦1201工作面為背景,建立數(shù)值模型,模擬主運巷在靜載和沖擊條件圍巖受力及破壞特征,如圖4所示。由圖4分析可知,掘進成巷期間,巷道圍巖變形量、塑性區(qū)范圍較小。工作面采動影響下,選取超前工作面10 m的巷道可以看出,巷道變形破壞程度加大,圍巖塑性區(qū)大大擴展;巷道位移工作幫大于實體煤幫,頂板下沉量相比掘進期間明顯增大。
圖4 不同荷載作用下實體煤巷道圍巖塑性區(qū)分布
考慮工作面上覆巖層運動誘發(fā)的震源沖擊作用,分析圖4可知,震源沖擊對巷道圍巖的位移和塑性區(qū)產(chǎn)生了明顯的影響,沖擊能量越大,巷道表面位移和塑性區(qū)越大。最大位移發(fā)生在巷道頂部,當沖擊能量為105J時,震源處塑性區(qū)和巷道頂部塑性區(qū)沒有貫通,頂部位移也較小,這說明當沖擊能量小于105J時,巷道圍巖不會發(fā)生整體失穩(wěn)破壞;當沖擊能量達到106J以上時,巷道頂部塑性區(qū)和震源沖擊處的塑性區(qū)相互貫通,巷道頂部嚴重破壞,現(xiàn)場表現(xiàn)為頂板冒落。隨著頂板沖擊能量的增大,底板位移量和塑性區(qū)也明顯增大,但底板破壞程度明顯小于頂板破壞。
沿空工作面開采時,上區(qū)段工作面采后未破斷的上覆巖層破斷下沉,上覆巖層運動高度增大,采動覆巖水平方向的影響范圍也增大。當上覆巖層中存在堅硬厚巖層時,該巖層組的荷載作用在煤層,造成圍巖應力升高和彈性能積聚。建立尺寸為400 m×200 m×150 m數(shù)值模型,劃分114500節(jié)單元和106312個節(jié)點。原巖應力按實測數(shù)據(jù)施加,在建模過程中嚴格按照地質剖面圖的尺寸,坐標系采用直角坐標系,規(guī)定向上為正。邊界條件為:上部為自由邊界,四周和底部采用鉸支條件。巷道頂板12 m層位震源在不同能量沖擊荷載作用下圍巖塑性區(qū)如圖5所示。
圖5 不同荷載作用下沿空巷道圍巖塑性區(qū)分布
圖6 工作面超前120 m小煤柱護巷情況
由圖5可知,小煤柱沿空掘巷巷道掘進期間在無支護條件下巷道塑性區(qū)范圍就比較大,煤柱基本整體都處于塑性狀態(tài),承載能力已經(jīng)變得比較低。巷道頂板下沉量較大,下沉最大的區(qū)域位于頂板靠近煤柱幫側。煤柱幫位移量相對于工作面更大,煤柱承載能力有限,應提高煤柱幫圍巖綜合支護性能。
根據(jù)前述分析,沿空工作面回采后,按5 m計算,由式(5),沿空巷道小煤柱區(qū)域的側向支承壓力約7.1 MPa,煤柱無沖擊危險。因此,從防沖角度,小煤柱方案大大降低了大煤柱方案造成的沖擊危險性,使得巷道布置在低應力區(qū),有利于防沖安全。但是,對沿空巷道實體煤區(qū)域,側向支承壓力的高應力區(qū)為距離采空區(qū)40~108 m范圍,煤體側向支承壓力超過沖擊地壓臨界值,巷道面臨沖擊危險??紤]工作面超前支承壓力影響,該區(qū)域范圍將變小。因此,采動覆巖集中荷載作用下,沿空巷道實體煤區(qū)域仍將面臨一定的沖擊風險。另外,小煤柱區(qū)的煤體受上區(qū)段回采及掘巷擾動,煤柱煤體完全塑性破壞,從巷道穩(wěn)定性控制角度,沿空巷道合理護巷煤柱也應能滿足自身承載力且具有一定的自穩(wěn)性和完整性。因此,小煤柱工作面安全開采的條件需要同時保證巷道處于低應力區(qū)和小煤柱自穩(wěn)且具有較好的承載能力。
掘進和回采工況條件的工程實踐表明,針對覆巖增量荷載的三個遷移階段,在煤體卸壓、側向頂板巖層預裂、防沖支護優(yōu)化及超前液壓支架和精準監(jiān)測等防沖措施的基礎上,基于沿空工作面窄區(qū)段煤柱留設的開采方案取得了良好防沖效果,現(xiàn)場未發(fā)生沖擊現(xiàn)象。驗證了上述研究結論是合理的。
總體來看,對于沿空掘進巷道來說,掘進階段的變形量不大,礦壓顯現(xiàn)不強烈。沿空巷道掘進成巷后,頂?shù)装遄冃瘟枯^小,巷道圍巖變形以兩幫移近為主。頂?shù)装逡平吭?0~50 mm之間,兩幫移近量為100~200 mm。圍巖位移在距離迎頭150~200 m左右開始逐步達到穩(wěn)定。
在經(jīng)受了回采階段的影響后,工作面超前40~60 m圍巖位移變化明顯,其中兩幫變形量在1000~1200 mm之間,煤柱幫內移量較大;頂?shù)装遄冃瘟吭?00 mm左右,底鼓不明顯。從回采階段的圍巖位移變化情況來看,頂板變化不大,幫部變形量較大,但仍有優(yōu)化空間。
綜上所述,現(xiàn)場優(yōu)化了沿空巷道支護方案,采取了二次主動支護方案,在巷道圍巖變形較大區(qū)域加強頂板錨梁、巷幫錨索等支護,提高了巷道支護結構的完整性。
1)在鄂爾多斯深部沿空工作面開采中,在走向和傾向采動覆巖集中荷載聯(lián)動作用下,超前區(qū)域大煤柱支承壓力升高是沖擊地壓發(fā)生的根本原因。
2)小煤柱方案大大降低了大煤柱方案造成的沖擊危險性,使得巷道布置在低應力區(qū),有利于防沖安全;但在采動覆巖集中荷載作用下,小煤柱不僅受上區(qū)段回采及掘巷擾動影響,同時還將受沿空工作面超前支承壓力的耦合影響,沿空巷道實體煤區(qū)域仍將面臨一定的沖擊風險。
3)小煤柱承載能力有限,巷道頂板下沉量和煤柱幫位移量相對較大,下沉最大的區(qū)域位于頂板靠近煤柱幫側,應確保煤柱幫圍巖具有一定的承載能力。
4)在石拉烏素煤礦1201小煤柱工作面沖擊地壓綜合防控實踐證明,在實施一定的安全保障措施的前提下,深部巨厚基巖地層條件沿空工作面小煤柱留設切實可行,是減弱沖擊危險的最優(yōu)方案。針對鄂爾多斯深部小煤柱工作面沖擊地壓防治取得了初步成功,還需對非充分開采條件下后續(xù)小煤柱工作面開展更深入研究。