張虎
(陜西陜煤曹家灘礦業(yè)有限公司,陜西 榆林 719000)
厚煤層賦存地質(zhì)條件開采期間,由于工作面內(nèi)巷道掘進高度有限,往往在巷道頂板中存在一定厚度的煤體。巷道頂板內(nèi)的煤體因自身強度較低,且受到掘巷擾動影響,致使頂板內(nèi)煤體愈加破碎,導(dǎo)致巷道頂板維護困難[1-3]。尤其當巷道跨度距離較大時,頂板內(nèi)煤巖體塑性區(qū)和破碎區(qū)的范圍較深,導(dǎo)致頂板錨固構(gòu)件難以起到有效的錨固效果,容易因為錨固構(gòu)件難以發(fā)揮功效而發(fā)生頂板冒頂來壓事故。考慮到煤層內(nèi)存在較多的原生小斷層地質(zhì)構(gòu)造,這些小斷層構(gòu)造的存在將會進一步將煤體切割的更加破碎,并存在較大的弱結(jié)構(gòu)面,致使巷道掘進橫穿小斷層構(gòu)造期間頂板內(nèi)煤巖體更加破碎和不穩(wěn)定,常規(guī)的錨桿索支護對此種特殊情況下的頂板控制較為困難,甚至?xí)?dǎo)致支護系統(tǒng)大范圍失效,誘發(fā)頂板嚴重冒頂來壓顯現(xiàn)。
曹家灘煤礦地處陜北大型煤炭基地榆神礦區(qū)一期規(guī)劃區(qū),產(chǎn)能1 500 萬t,在井田內(nèi)東翼側(cè)的203盤區(qū)內(nèi)20322 膠帶平巷掘巷期間將會橫穿一小斷層地質(zhì)構(gòu)造帶,此F322-2 斷層構(gòu)造的垂直斷距為0.9 m,傾向角為70°,在20322 回風(fēng)平巷掘巷期間同樣會橫穿一小斷層地質(zhì)構(gòu)造帶,此F322-1 斷層構(gòu)造的垂直斷距為1.7 m,傾向角為60°。
考慮到20322 工作面內(nèi)主采2 號煤層厚度在7.0 ~7.6 m,其膠帶平巷的橫斷面尺寸為寬5.6 m和高4.3 m,可知膠帶平巷頂板上方存厚度2.0 ~2.6 m 的頂板煤層。20322 工作面為203 盤區(qū)內(nèi)的首采工作面,其平面布置情況如圖1 所示。
圖1 20322 工作面平面布置示意Fig.1 Plan layout of No.20322 Face
20322 工作面兩側(cè)的服務(wù)平巷掘巷期間,存在較多隱伏小斷層地質(zhì)構(gòu)造,例如20322 工作面上側(cè)的膠帶平巷掘進過J8 測站后,受到F322-2 斷層構(gòu)造帶的影響,J7~J8 測站間的頂板煤層會變得較為破碎,這直接導(dǎo)致此區(qū)間內(nèi)巷道頂板支護較困難。當膠帶平巷掘過J8 測站一定距離后,頂板煤層受力狀態(tài)逐步趨于穩(wěn)定,此時采用常規(guī)的錨網(wǎng)索支護并不能很好的控制頂板煤體的穩(wěn)定性,出現(xiàn)了圖2(a) 的頂板煤體離層、破碎情況;當頂板煤體進一步發(fā)生離層和破斷后,會導(dǎo)致頂板支護體結(jié)構(gòu)的整體失效,進而誘發(fā)頂板冒頂來壓事故,如圖2(b) 所示;頂板煤層垮冒期間會導(dǎo)致原本錨固至頂煤上方巖體內(nèi)的直徑為15.6 mm 的錨索被拉斷,如圖2(c) 所示。
圖2 頂板冒頂來壓現(xiàn)場調(diào)研實例Fig.2 Field investigation example of roof caving pressure
當20322 膠帶平巷內(nèi)J7~J8 測站發(fā)生頂板煤層冒頂來壓事故后,采用手持式激光測距儀對冒頂影響區(qū)域進行冒高測定,共布置14 個測點,具體測點布置情況如圖3 所示。
圖3 冒頂影響區(qū)內(nèi)冒高測定布置方案Fig.3 The layout scheme of caving height determination in roof fall influence area
對測定得到的數(shù)據(jù)進行匯總統(tǒng)計,可以得到如圖4 所示的,冒頂影響區(qū)內(nèi)巷道頂?shù)装宓臉烁咦兓€。
圖4 冒頂影響區(qū)內(nèi)頂?shù)装鍢烁咦兓€Fig.4 The variation curve of roof and floor elevation in roof fall influence area
基于圖4 可知,此次受到F322-2 斷層構(gòu)造帶的影響,20322 膠帶平巷內(nèi)J7~J8 測站發(fā)生頂板煤層冒頂來壓的區(qū)域長達53.65 m。考慮到巷道底板基本維持在474.0 m 水平標高,頂板在未發(fā)生變形破壞之前基本維持在478.3 m,結(jié)合頂板最大冒頂位置處水平標高為484.3 m,可計算得知頂板最大垮冒高度達6.0 m,遠大于巷道頂板煤層的厚度值,可見頂板煤層在發(fā)生離層垮冒的同時會影響到其上方的巖層結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性,進而導(dǎo)致煤巖層共同垮冒,嚴重影響到巷道的正常安全作業(yè)。
結(jié)合20322 膠帶平巷內(nèi)J7~J8 測站發(fā)生頂板煤層冒頂來壓之前的礦壓觀測數(shù)據(jù),掘進隊內(nèi)相關(guān)技術(shù)人員在5 月21 日對臨近F322-2 斷層構(gòu)造帶影響范圍內(nèi)頂?shù)装甯叨冗M行了測定,同時在后續(xù)6 月8 日發(fā)生了頂板煤層冒頂來壓事故,這之前最后一次測得的礦壓觀測數(shù)據(jù)是在6 月6 日,進而對比得到從5 月21 日至6 月6 日礦壓觀測數(shù)據(jù)變化情況,如圖5 所示。
圖5 冒頂來壓前巷道頂?shù)装甯叨茸兓€Fig.5 The height change curve of roadway roof and floor before roof caving
基于圖5 可知,20322 膠帶平巷頂板發(fā)生冒頂事故前的半個月內(nèi),冒頂事故區(qū)域外的頂?shù)装甯叨冉捣^小,而在冒頂事故區(qū)域內(nèi)頂?shù)装甯叨冉捣^大。5 月21 日時冒頂事故區(qū)域內(nèi)頂?shù)装甯叨茸钚≈狄呀?jīng)處于3.27 m,而在6 月6 日時頂?shù)装甯叨茸钚≈颠M一步減小至3.03 m,縮減量高達0.24 m,較巷道原本高度值降幅高達29.5%,此時頂板處于極度離層破碎的不穩(wěn)定狀態(tài),進而誘發(fā)了后續(xù)的冒頂來壓事故??梢?,冒頂來壓事故發(fā)生前,頂板運移規(guī)律已經(jīng)預(yù)示了后續(xù)可能會發(fā)生冒頂來壓事故,此時要預(yù)先做好相關(guān)安全防范,防止冒頂來壓事故發(fā)生時對工作面的安全生產(chǎn)造成過大的影響。
考慮到煤巖體中存在諸多裂隙、節(jié)理等微小構(gòu)造,且其分布具有不均勻和無規(guī)律性,這些微小構(gòu)造的存在導(dǎo)致了煤巖體不能被視為連續(xù)介質(zhì)來進行分析[4-5],因此采用巖石破裂過程分析系統(tǒng)(RFPA軟件) 對20322 膠帶平巷不同頂板條件下的破壞特征進行數(shù)值模擬分析,將20322 膠帶平巷視為二維平面應(yīng)變模型,在此所建立的模型尺寸為寬20 m和高10 m,模型內(nèi)巷道尺寸為寬5.6 m 和高4.3 m。結(jié)合井上下對照圖可知20322 膠帶平巷平均埋深約320 m,因此在模型上表面施加等效均布載荷約為7.88 MPa,模型的側(cè)邊界采用水平位移約束,底邊界采用固定位移約束??紤]到煤巖體的強度能夠體現(xiàn)出其在地應(yīng)力作用下抵抗永久變形和破裂的能力,煤巖體的剛度能夠體現(xiàn)出其在地應(yīng)力作用下抵抗彈性變形的能力,進而數(shù)值模擬得到20322 膠帶平巷頂板內(nèi)煤巖層在不同強度和剛度條件下其破壞特征,如圖6 所示。
圖6 不同頂板條件數(shù)值模擬結(jié)果Fig.6 Numerical simulation results of different roof conditions
由圖6 可知,當頂板煤巖體強度取值為5 MPa時,剛度從50 MPa 增至200 MPa 后,頂板煤巖體破壞特征由最初的發(fā)生明顯離層而整體冒落,過渡至發(fā)生較大離層而整體冒落,如圖6(a) 和6(b) 所示;當頂板煤巖體強度取值為15 MPa 時,剛度從50 MPa 增至200 MPa 后,頂板煤巖體破壞特征由最初的發(fā)生較小離層而大部分冒落過渡至發(fā)生離層而小部分冒落,如圖6(c) 和6(d) 所示;當頂板煤巖體強度取值為30 MPa 時,剛度從50 MPa 增至200 MPa 后,頂板煤巖體破壞特征由最初的發(fā)生較小離層而部分發(fā)生冒頂,過渡至基本未產(chǎn)生離層而淺部表層發(fā)生冒落,如圖6(e) 和6(f) 所示。綜上模擬分析可知,在提高頂板內(nèi)煤巖體強度特性的基礎(chǔ)上,進一步提高頂板內(nèi)煤巖體剛度特性,能夠使頂板保持較好的完整性,不易因發(fā)生離層現(xiàn)象而引起冒頂事故。因此,后續(xù)可通過優(yōu)化頂板煤巖體支護系統(tǒng)的參數(shù),來提升頂板煤巖體整體的強度和剛度系數(shù),進而保障巷道掘進過小斷層構(gòu)造帶期間不會發(fā)生冒頂事故。
關(guān)于20322 膠帶平巷頂板跨度段內(nèi)煤巖體在采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統(tǒng)作用下的受力情況如圖7 所示。
圖7 頂板跨度段受力結(jié)構(gòu)示意Fig.7 Stress structure diagram of roof span section
基于圖7 所示頂板跨度段受力情況,基于材料力學(xué)理論可以在垂直于x 軸的豎直方向上建立力學(xué)平衡方程,以及針對左幫支撐點位置處的力矩減小量平衡方程,如公式(1) 所示。
式中:△R1、△R2分別表示當對巷道頂板跨度段采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統(tǒng)后,左幫和右?guī)偷闹С凶饔昧p小值,kN;F表示每根錨索被安裝錨固穩(wěn)定后的預(yù)應(yīng)力值,kN;b表示巷道頂板跨度段的寬度值,m;s表示兩側(cè)錨索與相應(yīng)巷幫的距離值,m。
基于公式(1) 可計算得到巷道頂板跨度段不同區(qū)間的力矩減小量表達式,如公式(2) 所示。
根據(jù)現(xiàn)場工程地質(zhì)情況,得知20322 膠帶平巷頂板跨度段內(nèi)錨索的預(yù)應(yīng)力大小為250 kN,巷道頂板跨度段的寬度大小為5.6 m,兩側(cè)錨索與相應(yīng)巷幫的距離大小為1.2 m。將上述具體參數(shù)值帶入公式(2) 中,計算得到頂板跨度段內(nèi)的彎矩減小量分布曲線,如圖8 所示。
圖8 頂板跨度段內(nèi)彎矩分布曲線Fig.8 Bending moment distribution curve in roof span section
由圖8 可知,20322 膠帶平巷頂板跨度段內(nèi)所受到的彎矩減小量呈現(xiàn)出類似于拋物線的對稱性分布規(guī)律,即在頂板跨度段中心線位置處彎矩減小量最大,高達650 kN·m,而在兩側(cè)錨索位置處彎矩減小量也達到了450 kN·m。可見當對頂板跨度段內(nèi)煤巖體采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統(tǒng)后,頂板跨度段內(nèi)彎矩在中心線及其附近區(qū)域(1.2 m≤x≤4.4 m) 減小量十分明顯,這意味著在頂板內(nèi)煤巖體剛度和強度不足的情況下,通過采取3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統(tǒng)能夠有效防止頂板煤巖體因撓曲變形而發(fā)生嚴重離層顯現(xiàn)的目的,進而有效控制頂板冒頂來壓事故的發(fā)生。
基于頂板跨度段受力分析的基礎(chǔ)上,對于頂板內(nèi)兩側(cè)錨索角度進行調(diào)整,并通過桁架連接器構(gòu)成錨索桁架系統(tǒng)來對頂板內(nèi)煤巖體進行補強支護。錨索桁架系統(tǒng)能夠?qū)敯鍍?nèi)煤巖體形成縱向和橫向方向的相互壓縮效應(yīng),使得煤巖體更加緊密的結(jié)合在一起,進而整體提升頂板內(nèi)煤巖體的強度和剛度情況[6]。關(guān)于錨索桁架系統(tǒng)對頂板內(nèi)煤巖體所起到的作用如圖9 所示。
圖9 錨索桁架系統(tǒng)對于頂板內(nèi)煤巖體的作用示意Fig.9 The effect of anchor cable truss system on coal and rock mass in roof
在此假設(shè)錨索桁架系統(tǒng)中錨索鉆入煤巖體內(nèi)的長度段所承載的應(yīng)力呈線性分布規(guī)律,并分別定義在錨索頂端和底端位置處的受力情況如公式(3)所示。
式中:l表示錨索鉆入煤巖體內(nèi)的長度,m;α 表示錨索桁架系統(tǒng)中鉆入煤巖體內(nèi)錨索與水平方向的夾角,(°);k1、k2分別表示鉆入煤巖體內(nèi)的錨索頂端和底端位置處的應(yīng)力集中系數(shù)值;γ 表示巷道上方覆巖的平均容重大小,kN/m3;h表示巷道的平均埋深大小,m。
而關(guān)于錨索桁架系統(tǒng)中平行于巷道頂板段錨索的受力情況如公式(4) 所示。
基于上述分析可以進一步簡化得到錨索桁架系統(tǒng)的受力特征,在此考慮到錨索桁架系統(tǒng)的對稱性,因此取其一半進行受力分析,如圖10 所示。
圖10 錨索桁架系統(tǒng)受力情況Fig.10 Force situation of anchor cable truss system
基于公式(3) 和公式(4) 關(guān)于錨索桁架系統(tǒng)中錨索的受力情況,可以建立其在水平和豎直方向的受力平衡方程,進而推導(dǎo)出錨索桁架系統(tǒng)中錨索的軸向拉應(yīng)力F和桁架結(jié)構(gòu)預(yù)緊力F' 的大小,分別如公式(5) 和(6) 所示。
式中:λ 表示頂板內(nèi)煤巖體所受到的側(cè)壓系數(shù)值;f1表示錨索鉆入煤巖體內(nèi)部分與煤巖體之間的摩擦系數(shù)值;f2表示平行于巷道頂板段錨索與煤巖體之間的摩擦系數(shù)值。
基于上述公式(5) 和公式(6) 并代入相關(guān)參數(shù)值,可計算確定錨索桁架系統(tǒng)自身的抗拉強度和錨固粘結(jié)強度大小,為后續(xù)現(xiàn)場施工提供了理論依據(jù)。
基于20322 膠帶平巷現(xiàn)場工程地質(zhì)背景,對頂板內(nèi)錨索的直徑和長度進行優(yōu)化變更,采用直徑和長度更大的錨索代替原有錨索,并依據(jù)上述理論計算得到的支護參數(shù)值作為依據(jù),最終確定頂板跨度段支護方案為:錨索桁架系統(tǒng)中錨索選用型號為φ17.8 mm×8 500 mm 的單體錨索,其錨固段相應(yīng)的配套樹脂錨固劑型號為CK2335(1 卷) 和Z2360(2 卷),間排距為1 600 mm×1 800 mm,其鉆入煤巖體內(nèi)錨索段與水平方向的夾角為75°;中心線位置處的錨索選用型號為φ21.6 mm×7 800 mm 的單體錨索,同樣配套樹脂錨固劑型號為CK2335(1 卷) 和Z2360(2 卷)。
最終確定兩側(cè)平巷優(yōu)化后的后續(xù)支護方案如圖11 所示。
圖11 兩側(cè)平巷優(yōu)化后的后續(xù)支護方案Fig.11 The subsequent support scheme after optimization of both roadway sides
隨著20322 回風(fēng)平巷的掘進,將會橫穿一小斷層地質(zhì)構(gòu)造帶,此F322-1 斷層構(gòu)造的垂直斷距為1.7 m,傾向角為60°,較F322-2 斷層構(gòu)造的垂直間距更大。
由于后續(xù)兩側(cè)平巷掘巷期間對頂板跨度段采取了優(yōu)化后的支護方案,當掘進工作面橫穿過F322-1 斷層構(gòu)造帶一定距離后,在F322-2 斷層構(gòu)造帶影響范圍內(nèi)每間隔5 m 布置1 個測站,一共布置6 個測站,分別來對頂?shù)装遄冃瘟窟M行礦壓觀測,結(jié)果如圖12 所示。
圖12 頂?shù)装逡平勘O(jiān)測曲線Fig.12 Monitoring curve of roof and floor convergence
當對巷道采取優(yōu)化支護方案后,不同測站所監(jiān)測到的頂?shù)装逡平繑?shù)據(jù)均呈緩慢遞增的趨勢,最終在監(jiān)測時間為60 d 時,得到頂?shù)装遄畲笠平繛?58 mm,最小移近量為70 mm,平均移近量為133 mm,相較巷道高度4.3 m 基本可以忽略不計??梢姡攲ο锏啦扇?yōu)化支護方案后,能夠有效控制頂板內(nèi)煤巖體的變形和離層,使得巷道掘進期間過小斷層構(gòu)造帶將會更加安全可靠,同時為后續(xù)20322 工作面安全高效回采奠定基礎(chǔ)。
(1) 掘巷期間小斷層構(gòu)造帶將會引起頂板跨度段內(nèi)煤巖體破碎,常規(guī)支護方式下頂板極易發(fā)生冒頂來壓事故。數(shù)值模擬結(jié)果表明適當提升頂板內(nèi)煤巖體的強度值和剛度值能夠有效地提升頂板內(nèi)煤巖體的完整性,使其不易因發(fā)生離層現(xiàn)象而引起冒頂事故。
(2) 針對頂板跨度段采用3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統(tǒng)后,理論計算得知頂板跨度段內(nèi)彎矩在中心線及其附近區(qū)域(1.2 m≤x≤4.4 m) 減小量十分明顯,表明該支護系統(tǒng)能夠有效抑制頂板內(nèi)煤巖體因撓曲變形而發(fā)生嚴重離層顯現(xiàn)的情況。
(3) 在3 根錨索和鋼筋組合圈梁支護系統(tǒng)的基礎(chǔ)上,對于頂板內(nèi)兩側(cè)錨索角度進行調(diào)整,并通過桁架連接器構(gòu)成錨索桁架系統(tǒng),能夠更直觀的使頂板內(nèi)煤巖體緊密結(jié)合在一起,進而整體提升頂板內(nèi)煤巖體的強度值和剛度值,實現(xiàn)有效控制頂板冒頂來壓事故的發(fā)生。
(4) 理論計算推導(dǎo)出錨索桁架系統(tǒng)中錨索的受力情況,并最終確定頂板跨度段內(nèi)支護方案?,F(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果表明當對巷道采取優(yōu)化支護方案后,能夠有效控制頂板內(nèi)煤巖體的變形和離層,使巷道掘進期間過小斷層構(gòu)造帶更加安全可靠,為后續(xù)工作面安全高效回采奠定基礎(chǔ)。