金珠鵬,楊增強,劉國棟,李豐碩
(1.黑龍江科技大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,黑龍江 哈爾濱 150027;2.江蘇建筑職業(yè)技術(shù)學(xué)院 交通工程學(xué)院,江蘇 徐州 221116;3.徐州礦務(wù)集團有限公司,江蘇 徐州 221018;4.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013;5.天地科技股份有限公司開采設(shè)計事業(yè)部,北京 100013)
我國煤炭資源地質(zhì)賦存形式多樣,同一井田范圍內(nèi)甚至存在上下空間中多層可采煤炭資源的情況,即煤層群地質(zhì)賦存形式。根據(jù)煤層群內(nèi)各煤層之間的距離大小,又可劃分為單一煤層和近距離煤層開采情況[1-3],而近距離煤層開采期間上下采掘作業(yè)時常會相互影響,進而造成后續(xù)煤層開采礦壓顯現(xiàn)不斷。
近距離煤層群上行開采或下行開采常被用作煤與瓦斯突出的根本防治技術(shù),眾多學(xué)者也針對性地進行了一系列相關(guān)研究[4-7]。近年來,關(guān)于近距離煤層群開采期間應(yīng)力狀態(tài)及其對于強礦壓防治方面的研究也日益增多,王洛鋒等[8]基于物理相似材料模擬的方法對強沖擊厚煤層開采上、下解放層的卸壓效果進行了研究,明確了相應(yīng)的工作面合理布置方式;王寅等[9]通過對煤層上行開采覆巖運移破斷機理分析,得到了覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)判據(jù);江麗麗等[10]對于上行開采解放層時應(yīng)力疊加效應(yīng)影響進行了分析,明確了解放層工作面的合理布置方式;彭高友等[11]對近距離煤層群采動力學(xué)行為進行了探索,推導(dǎo)出了距離采煤工作面不同距離時巷道圍巖變形速度預(yù)測公式??傮w來說,對于煤層群開采在煤與瓦斯突出方面的研究已經(jīng)日臻成熟,但隨著煤層開采深度的逐年遞增,關(guān)于煤層群開采期間強礦壓頻發(fā)問題的研究成為當(dāng)下的難點之一。
因此,筆者結(jié)合上述相關(guān)學(xué)者在煤層群開采期間礦壓方面的研究基礎(chǔ),基于靈新煤礦受遺留煤柱效應(yīng)影響下跨掘巷道的特殊工程背景,采用現(xiàn)場調(diào)研統(tǒng)計、半平面體理論分析、數(shù)值模擬精細化研究及礦壓監(jiān)測驗證等手段,嘗試從巷道圍巖非對稱性控制的角度實現(xiàn)圍巖穩(wěn)定性控制的目的,進而為具有類似工程地質(zhì)條件的巷道圍巖控制提供新的方向。
寧夏銀川市磁窯堡鎮(zhèn)境內(nèi)的靈新煤礦隸屬于神華寧煤集團公司,其整合后的核定年生產(chǎn)能力達390 Mt。該礦井目前開采至五采區(qū)南翼三段的051606工作面,工作面主采16號煤層平均厚度為3.3 m,平均傾角為10°,平均埋深為360 m,屬于近水平淺埋煤層開采。051606工作面上方19.2~21.5 m位置處為15號煤層采空區(qū),但有開采遺留煤柱體的存在。051606工作面一側(cè)為已回采結(jié)束的051604采空區(qū),其與051606工作面之間留設(shè)有寬20 m的區(qū)段保護煤柱,而沿空側(cè)的051606回風(fēng)平巷剛好從上方寬35 m的采區(qū)邊界遺留煤柱下方跨掘穿過,這也導(dǎo)致051606回風(fēng)平巷受上方采區(qū)邊界遺留煤柱影響而存在特殊巷道段礦壓顯現(xiàn)劇烈難題。關(guān)于051606工作面采掘空間布置情況以及051606回風(fēng)平巷特殊段圍巖現(xiàn)場破壞情況分別如圖1、圖2所示。
圖1 051606工作面采掘空間布置情況Fig.1 Driving and mining space layout of No.051606 working face
圖2 051606回風(fēng)平巷破壞實例Fig.2 Failure example of No.051606 tailentry
從圖1中可知,051606回風(fēng)平巷跨掘期間依次從051504采空區(qū)、寬35 m采區(qū)邊界遺留煤柱和W1415采空區(qū)下方穿過,基于此沿051606回風(fēng)平巷掘進方向做剖面,并根據(jù)半平面體理論[12]建立遺留煤柱影響范圍內(nèi)底板內(nèi)任意一點的受力模型,如圖3所示。
γ、H0—W1415和051504采空區(qū)覆巖平均容重和平均埋深;λ0—采空區(qū)卸壓保護范圍應(yīng)力集中系數(shù);λ1、H1—遺留煤柱應(yīng)力集中系數(shù)和平均埋深;M—底板煤巖體內(nèi)任意一點;δx、δy、τxy—M點受到的水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力圖3 遺留煤柱影響范圍內(nèi)底板受力分析Fig.3 Stress analysis of floor within influence rangeof residual coal pillar
基于相關(guān)文獻研究可知,遺留煤柱邊緣位置處由于矸石承載能力極小,可近似假定為0。隨著遠離遺留煤柱邊緣,采空區(qū)矸石承載能力隨著壓實程度的增加而逐漸增大,最終在遺留煤柱埋深的0.12~0.30倍位置處恢復(fù)至原巖應(yīng)力狀態(tài)[13]。考慮到W1415和051504采空區(qū)的平均埋深為340 m,計算得知其對應(yīng)的0.12~0.30倍位置處為40.8~102.0 m,在此取均值為71.4 m,因此將遺留煤柱兩側(cè)對底板的卸壓保護影響范圍均取值為71.4 m。同時為便于計算將卸壓保護范圍內(nèi)底板受到的承載壓應(yīng)力平均化,均取值為λ0γH0,遺留煤柱對于底板的承載壓應(yīng)力平均值為λ1γH1。
由圖3可知,以底板煤巖體內(nèi)任意一點M的受力情況進行分析。首先以051504采空區(qū)卸壓保護影響范圍(寬度L1)為研究對象,在其對應(yīng)寬度的影響范圍內(nèi)截取任意微小單元長度dη,則該微小單元區(qū)間內(nèi)的均布載荷q1(η)大小為:
q1(η)=λ0γH0dη
(1)
該均布載荷q1(η)對底板煤巖體中任意一點M產(chǎn)生的應(yīng)力影響如下:
(2)
對式(2)進一步積分可得整個寬度L1影響范圍內(nèi)均布載荷對底板煤巖體內(nèi)任意一點M產(chǎn)生的應(yīng)力影響如式(3):
(3)
同理,以遺留煤柱(寬度L2)和W1415采空區(qū)(寬度L3)影響范圍內(nèi)為研究對象,同樣在其對應(yīng)寬度的影響范圍內(nèi)截取任意微小單元長度dη,基于式(2)和式(3),可以相應(yīng)得到其對底板煤巖體中任意一點M產(chǎn)生的應(yīng)力影響,最后根據(jù)應(yīng)力疊加原理可以計算出受051504采空區(qū)(寬度L1)和W1415采空區(qū)(寬度L3)卸壓保護影響以及遺留煤柱(寬度L2)影響時底板煤巖體內(nèi)任意一點M的最終受力情況,如式(4):
(4)
結(jié)合現(xiàn)場工程地質(zhì)條件,可知γ取值為2.5×104kN/m3,λ0取值為0.6,λ1取值為1.8,H0取值為340 m,H1同樣取值為340 m,L1、L2和L3分別取值為71.4、35、71.4 m。聯(lián)立式(1)—式(4)并應(yīng)用Matlab軟件解算可得遺留煤柱效應(yīng)影響下底板煤巖體內(nèi)任意一點M的水平應(yīng)力、垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力,如圖4所示。
L1,L3—采空區(qū)寬度;L2—煤柱寬度圖4 遺留煤柱效應(yīng)影響下底板應(yīng)力分布Fig.4 Stress distribution of floor under residual coal pillar effect
由圖4a可知,水平應(yīng)力集中區(qū)主要位于遺留煤柱正下方,但其影響深度范圍較小,對于下方間距20 m位置處的16號煤層開采影響甚微(此處水平應(yīng)力集中小于2 MPa),因此推斷遺留煤柱效應(yīng)影響下水平應(yīng)力集中并不會對16號煤層采掘造成影響;由圖4b可知,垂直應(yīng)力集中區(qū)同樣主要位于遺留煤柱正下方,但其影響深度范圍較大,對于下方間距20 m位置處的16號煤層開采影響較大(此處垂直應(yīng)力集中在13~15 MPa),因此推斷遺留煤柱效應(yīng)影響下垂直應(yīng)力集中會對16號煤層采掘造成嚴(yán)重影響;由圖4c可知,剪切應(yīng)力集中區(qū)主要位于遺留煤柱兩側(cè)邊緣位置下方,且其影響深度范圍很大,對于下方間距20 m位置處的16號煤層開采影響很大(此處剪切應(yīng)力集中在-5~-6.5 MPa和5~7 MPa)。
綜上分析可知,051606回風(fēng)平巷跨掘期間其圍巖將在遺留煤柱中軸線正下方主要受垂直應(yīng)力集中影響,而以剪切應(yīng)力集中影響為輔;而當(dāng)051606回風(fēng)平巷跨掘至遺留煤柱兩側(cè)邊緣位置下方時主要受剪切應(yīng)力集中影響,而以垂直應(yīng)力集中影響為輔。可見,051606回風(fēng)平巷跨掘期間受遺留煤柱效應(yīng)影響而存在一定區(qū)間的特殊破壞段。
由圖1所示051606工作面采掘空間布置情況,應(yīng)用FLAC3D軟件建立三維數(shù)值模型,如圖5所示。
圖5 三維數(shù)值模型的建立Fig.5 Establishment of a FLAC3D numerical model
圖5中所示三維數(shù)值模型尺寸為:長×寬×高=150 m×200 m×65 m,模型底面采用固定位移約束,模型四周采用水平位移約束,模型上表面距離地表平均埋深為320 m。取覆巖平均容重為2.5×104kN/m3,則可計算得到上表面施加的等效載荷為8.0 MPa,重力加速度取值為10 m/s2。所建三維數(shù)值模型中采空區(qū)矸石選用Double-Yield本構(gòu)模型,其余煤巖體均選用Mohr-Column本構(gòu)模型[14]。關(guān)于采空區(qū)矸石物理力學(xué)參數(shù)的確定,可依據(jù)Salamon經(jīng)驗公式[15]計算得到其壓實過程中的應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系,并選用Double-Yield本構(gòu)模型建立1 m×1 m×1 m的子單元模型,通過試錯法對該子單元模型的體積模量、剪切模量、內(nèi)摩擦角和剪脹角進行修正(在此根據(jù)相關(guān)文獻研究[16]取矸石初始密度為1 000 kg/m3)。當(dāng)數(shù)值模擬得到的應(yīng)力-應(yīng)變曲線與理論計算得到的應(yīng)力-應(yīng)變曲線吻合度較高時(圖6),即確定了三維數(shù)值模型中采空區(qū)矸石的物理力學(xué)參數(shù),見表1。
圖6 采空區(qū)矸石理論計算與數(shù)值模擬的應(yīng)力-應(yīng)變曲線Fig.6 Stress-strain curve of theoretical calculation andnumerical simulation for gangue in gob
表1 采空區(qū)矸石物理力學(xué)參數(shù)
三維數(shù)值模型中煤巖體的最終物理力學(xué)參數(shù)賦值情況基于現(xiàn)場取芯并在實驗室進行煤巖樣力學(xué)參數(shù)測試的基礎(chǔ)上確定,見表2。
表2 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)
3.2.1 巷道跨掘期間圍巖應(yīng)力分析
針對051606回風(fēng)平巷跨掘期間受遺留煤柱效應(yīng)影響下圍巖應(yīng)力空間分布情況如圖7所示。
由圖7a和圖7b可知,051606回風(fēng)平巷跨掘期間,其頂板位置處最大垂直應(yīng)力為14.4 MPa,其底板位置處最大垂直應(yīng)力為13.6 MPa,且最大垂直應(yīng)力位于遺留煤柱中軸線的正下方,可見051606回風(fēng)平巷在遺留煤柱中軸線的正下方受到較高的垂直應(yīng)力影響;由圖7c和圖7d可知,051606回風(fēng)平巷頂板位置處最大剪切應(yīng)力為6.5 MPa,其底板位置處最大剪切應(yīng)力為5.3 MPa,且最大剪切應(yīng)力位于遺留煤柱兩側(cè)邊緣位置下方,可見051606回風(fēng)平巷在遺留煤柱兩側(cè)邊緣位置下方處受到較高的剪切應(yīng)力影響。
綜上分析可知,數(shù)值模擬和理論計算結(jié)果較一致,這表明當(dāng)051606回風(fēng)平巷跨掘至遺留煤柱下方時,當(dāng)受到較高程度的垂直應(yīng)力影響時,巷道幫部圍巖極易受壓產(chǎn)生嚴(yán)重內(nèi)擠變形;而當(dāng)受到較高程度的剪切應(yīng)力影響時,巷道頂板圍巖中支護體極易被剪斷失效,且頂板巖層在較高的剪切應(yīng)力作用下容易發(fā)生離層破碎現(xiàn)象,進而致使頂板局部漏冒甚至嚴(yán)重時發(fā)生冒頂事故。
3.2.2 工作面回采期間圍巖應(yīng)力分析
基于偏應(yīng)力第二不變量定義可知,其表征了煤巖體受剪切應(yīng)力及相應(yīng)畸變量的大小,這能夠客觀反映煤巖體變形破壞的本質(zhì)[17-18],在此利用偏應(yīng)力第二不變量對工作面回采期間圍巖的變形破壞特征進行分析。關(guān)于偏應(yīng)力第二不變量可由3個主應(yīng)力計算得到,如式(5):
(5)
式中:σ1、σ2和σ3分別為第1、第2和第3主應(yīng)力,MPa;σp2為偏應(yīng)力第二不變量,MPa。
051606回風(fēng)平巷跨掘出后,受遺留煤柱效應(yīng)影響而致使巷道中特殊破壞段圍巖應(yīng)力環(huán)境較差,進而后續(xù)受051606工作面回采擾動影響而應(yīng)力環(huán)境進一步惡化。關(guān)于051606工作面回采推進至遺留煤柱下方附近時,051606回風(fēng)平巷頂板位置處圍巖的偏應(yīng)力第二不變量演化,如圖8所示。
由圖8可知,在051606工作面回采推進過程中,存在如下規(guī)律:
1)受遺留煤柱效應(yīng)影響,巷道特殊破壞段頂板靠近護巷煤柱側(cè)偏應(yīng)力較為集中,偏應(yīng)力高達16 MPa,該部分頂板煤體裂隙發(fā)育且較為破碎,頂板靠近實體煤側(cè)偏應(yīng)力降低至7 MPa,偏應(yīng)力降低幅度高達56.3%(圖8a),頂板偏應(yīng)力整體呈現(xiàn)非對稱分布形式;
2)051606工作面回采推進靠近遺留煤柱邊緣側(cè)的動態(tài)過程中,當(dāng)工作面距離遺留煤柱邊緣側(cè)24 m和16 m時(圖8a、圖8b),巷道特殊破壞段頂板偏應(yīng)力變化不大,判定為工作面距遺留煤柱16 m左右時巷道特殊破壞段開始受工作面回采超前支承應(yīng)力影響;
3)051606工作面從距遺留煤柱邊緣側(cè)16 m推進至0的動態(tài)過程中(圖8b、圖8d),受回采工作面超前支承應(yīng)力影響,特殊破壞段護巷煤柱內(nèi)的高偏應(yīng)力區(qū)域大幅增加,直接影響了護巷煤柱的穩(wěn)定性,從而導(dǎo)致巷道特殊破壞段圍巖更加不穩(wěn)定;
4)051606工作面從遺留煤柱邊緣側(cè)推進至靠近遺留煤柱中軸線的過程(圖8d、圖8f),護巷煤柱內(nèi)偏應(yīng)力進一步增大,此時巷道特殊破壞段頂板偏應(yīng)力最大值由16 MPa增大至22 MPa,頂板偏應(yīng)力達到最高值。
綜上分析可知,根據(jù)051606工作面回采期間對于巷道特殊破壞段圍巖的偏應(yīng)力影響情況,可將該回采過程分為3個階段:無應(yīng)力影響段(距遺留煤柱邊緣大于16 m),超前應(yīng)力影響段(距遺留煤柱邊緣0~16 m)和疊加應(yīng)力影響段(距遺留煤柱中軸線0~17.5 m)。
根據(jù)上述理論計算及數(shù)值模擬分析可知,當(dāng)051606回風(fēng)平巷跨掘至遺留煤柱下方時,高垂直應(yīng)力將會向圍巖兩幫轉(zhuǎn)移,進而造成幫部煤體在高集中應(yīng)力作用下而嚴(yán)重內(nèi)擠變形,同時頂板在高剪切應(yīng)力作用下容易致使支護體剪斷失效、頂板離層失穩(wěn)發(fā)生冒頂事故;在051606工作面回采期間,受回采擾動影響,巷道特殊破壞段圍巖應(yīng)力環(huán)境將進一步惡化,極易誘發(fā)強礦壓顯現(xiàn)。
對于051606回風(fēng)平巷原本采用如圖9a所示的對稱支護方式,其中所選用的幫錨桿為?18 mm×2 000 mm的螺紋鋼錨桿,頂錨桿為?20 mm×2 500 mm的螺紋鋼錨桿,頂錨索為?17.8 mm×6 300 mm的鋼絞線(每排2根),錨桿間排距為900 mm×1 000 mm,錨索間排距為1 800 mm×2 000 mm。
圖9 051606回風(fēng)平巷斷面支護方式Fig.9 Section support method of No.051606 tailentry
而對于巷道特殊破壞段圍巖修復(fù)后采用圖9b所示的非對稱錨索桁架支護系統(tǒng),該支護系統(tǒng)中錨索與槽鋼托梁耦合,且支護系統(tǒng)整體偏向于煤柱側(cè)布置,能夠?qū)崿F(xiàn)對于051606回風(fēng)平巷頂板應(yīng)力環(huán)境相對較差的煤柱幫側(cè)進行重點支護。該支護系統(tǒng)通過對偏向煤柱側(cè)的頂板提供水平和垂直方向的擠壓應(yīng)力,實現(xiàn)對于頂板應(yīng)力環(huán)境較差區(qū)域煤巖體承載結(jié)果的強化效果[19-20]。關(guān)于非對稱偏移量以槽鋼托梁能夠覆蓋頂板應(yīng)力環(huán)境較差區(qū)域為宜。巷道圍巖修復(fù)后選用的幫錨桿和頂錨桿均改為?22 mm×2 500 mm的螺紋鋼錨桿,頂錨索改用為?21.6 mm×8 000 mm的鋼絞線(每排3根),槽鋼托梁為16號,錨桿間排距為900 mm×800 mm,錨索間排距為1 200 mm×1 600 mm。
通過在遺留煤柱效應(yīng)影響下的051606回風(fēng)平巷特殊破壞段中間位置布置測站,并依據(jù)十字觀測法對051606工作面回采期間特殊破壞段圍巖收斂情況進行監(jiān)測,結(jié)果如圖10所示。
由圖10可知,受051606工作面回采擾動影響,當(dāng)工作面回采推進至距遺留煤柱邊緣側(cè)18 m時,051606回風(fēng)平巷特殊破壞段圍巖受開采擾動影響而發(fā)生變形,且當(dāng)工作面推進至遺留煤柱下方時圍巖變形量加劇,最終在工作面推進至遺留煤柱中軸線正下方時圍巖變形量最大。此時頂板和煤柱幫移近量較大,分別為109、68 mm(圖10a),而底板和實體煤幫移近量較小,分別為34、41 mm(圖10b)。整體上051606回風(fēng)平巷頂?shù)装迨諗苛繛?43 mm,兩幫收斂量為109 mm,較巷道原始斷面尺寸收斂率分別為4.3%和2.2%,整體控制在5%以內(nèi)??梢姡锏捞厥馄茐亩螄鷰r采用修復(fù)后的非對稱錨索桁架支護系統(tǒng)控制效果顯著,能夠很好地滿足行人、通風(fēng)等需求(圖10c)。
圖10 現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果Fig.10 Field pressure observation results
1)基于半平面體理論對遺留煤柱效應(yīng)影響下底板煤巖體受力情況進行了計算分析,指出15號煤層開采邊界遺留煤柱對于下方16號煤層主要以垂直應(yīng)力和剪切應(yīng)力擾動為主,且遺留煤柱中軸線正下方主要受垂直應(yīng)力影響,遺留煤柱兩側(cè)邊緣位置下方主要受剪切應(yīng)力集中影響。
2)通過對三維數(shù)值模型中采空區(qū)選用Double-Yield本構(gòu)模型和煤巖體選用Mohr-Column本構(gòu)模型實現(xiàn)了數(shù)值模擬的精細化。模擬結(jié)果表明051606回風(fēng)平巷跨掘期間最大垂直應(yīng)力位于遺留煤柱中軸線正下方,最大剪切應(yīng)力位于遺留煤柱兩側(cè)邊緣位置下方;051606工作面回采期間對于巷道特殊破壞段圍巖的擾動影響分為無應(yīng)力影響段、超前應(yīng)力影響段和疊加應(yīng)力影響段3個階段。且跨掘和回采期間巷道特殊破壞段內(nèi)護巷煤柱和頂板靠近護巷煤柱側(cè)偏應(yīng)力集中程度較高,圍巖易發(fā)生非對稱變形破壞。
3)針對巷道特殊破壞段存在的非對稱變形破壞特征,提出采用非對稱錨索桁架支護系統(tǒng)進行修復(fù)。后續(xù)051606工作面回采期間礦壓監(jiān)測結(jié)果指明巷道頂?shù)装搴蛢蓭褪諗苛枯^巷道原始斷面尺寸的收斂率均控制在5%以內(nèi),能夠很好地滿足行人、通風(fēng)、運輸?shù)刃枨蟆?/p>