付寶杰,陳曉東

(安徽理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院,安徽 淮南 232001)

0 引言

煤層開(kāi)采導(dǎo)致上覆巖層發(fā)生位移,原來(lái)的巖體應(yīng)力發(fā)生改變,在煤壁前方形成了一個(gè)應(yīng)力集中區(qū)域。這個(gè)應(yīng)力集中區(qū)域使得煤壁前方的煤體受到損傷,當(dāng)工作面進(jìn)行回采時(shí),如果煤壁的應(yīng)力超過(guò)了它的強(qiáng)度極限,就會(huì)導(dǎo)致工作面出現(xiàn)煤壁崩落的現(xiàn)象。影響煤壁崩落的因素很多,包括自然因素和生產(chǎn)技術(shù)因素。自然因素有:煤體內(nèi)部的節(jié)理裂隙發(fā)育情況、前方應(yīng)力集中區(qū)域的大小、煤層埋藏深度、開(kāi)采高度、煤體的內(nèi)摩擦角和內(nèi)聚力等。生產(chǎn)技術(shù)因素有:支架的支護(hù)能力、支架側(cè)板對(duì)煤壁的水平推力、每次推進(jìn)的距離、工作面的長(zhǎng)度、工作面的推進(jìn)速度和工作面與水平線的夾角等。

文獻(xiàn)[1]采用理論分析、室內(nèi)試驗(yàn)和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)等手段分析了支架剛度對(duì)煤壁穩(wěn)定性的影響。文獻(xiàn)[2]建立了一個(gè)力學(xué)模型,研究了煤壁、支架和頂板之間的關(guān)系。分析了煤壁壓力與支架工作阻力之間的關(guān)系,并通過(guò)數(shù)值模擬研究了不同支護(hù)強(qiáng)度下煤壁的變形和破壞特征。文獻(xiàn)[3]提出了將控制煤壁片幫的切入點(diǎn)放在液壓支架上,通過(guò)采用理論分析和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法研究了綜采液壓支架初撐力為0～5000kN時(shí)對(duì)煤壁穩(wěn)定性的影響規(guī)律。基于莫爾-庫(kù)倫準(zhǔn)則,文獻(xiàn)[4]對(duì)大采高工作面煤壁穩(wěn)定性進(jìn)行了理論分析,揭示了煤體強(qiáng)度與煤壁受力之間的關(guān)系。文獻(xiàn)[5]利用煤壁力學(xué)模型,分析了工作面前方支承壓力與煤層壓縮角之間的關(guān)系。文獻(xiàn)[6]構(gòu)建了結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,該模型采用最小勢(shì)能原理來(lái)計(jì)算煤壁垂直變形量和實(shí)際頂板載荷。文獻(xiàn)[7]綜合采用數(shù)值計(jì)算、理論分析和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的方法,研究了不同采厚條件下大傾角大采高工作面煤壁應(yīng)力、位移分布特征;建立了煤壁垂向力學(xué)模型,確定了煤壁失穩(wěn)臨界條件,揭示了采厚變化對(duì)煤壁穩(wěn)定性作用機(jī)理。文獻(xiàn)[8]通過(guò)構(gòu)建頂板、煤壁和支架的系統(tǒng)力學(xué)模型,并進(jìn)行敏感度分析來(lái)研究影響煤壁穩(wěn)定性的因素。實(shí)驗(yàn)?zāi)M表明,煤壁穩(wěn)定性與采高、支架工作阻力、煤壁壓力和煤體強(qiáng)度有關(guān)。

研究煤壁的破壞機(jī)理和破壞形式是一個(gè)重要的課題[9-14]。煤體剛度破壞理論被廣泛采用,并分析了采高對(duì)煤壁片幫的影響。然而,在厚硬頂板開(kāi)采時(shí),煤壁失穩(wěn)機(jī)理及頂板的破斷距離和煤壁片幫之間關(guān)系的研究較少。在分析煤壁失穩(wěn)機(jī)理的同時(shí),頂板不同的破斷步距也會(huì)影響頂板對(duì)煤壁載荷的大小,進(jìn)而影響煤壁的穩(wěn)定性。本文基于頂板破斷步距因素建立了大采高開(kāi)采條件煤壁片幫模型,并用煤壁楔形體結(jié)構(gòu)力學(xué)理論分析得到了煤壁穩(wěn)定性系數(shù)及影響煤壁穩(wěn)定性系數(shù)的因素,在假設(shè)其他影響因素不變的情況下,本文針對(duì)破斷步距對(duì)煤壁穩(wěn)定性的影響,通過(guò)數(shù)值模擬分析得出了合理的頂板破斷步距及對(duì)煤壁穩(wěn)定性的影響。

1 煤壁片幫機(jī)理研究

煤壁片幫的原因在不同的煤層地質(zhì)條件下有所不同,但總體上可以歸納為兩種破壞方式:拉裂破壞和剪切破壞。文獻(xiàn)[15]的研究提出,硬煤中常發(fā)生拉裂破壞,而軟巖煤層中常發(fā)生剪切破壞。當(dāng)頂板垂直壓力下產(chǎn)生的水平拉應(yīng)力超過(guò)軟巖的許用應(yīng)變時(shí),它可以通過(guò)煤體的橫向變形和螺旋變形釋放,從而避免拉裂破壞。但是,剪應(yīng)力難以釋放,

當(dāng)其值超過(guò)煤體的抗剪強(qiáng)度極限時(shí),就會(huì)發(fā)生剪切破壞。本文研究的煤層屬于較軟煤體,因而剪切破壞為其主要破壞形式。

根據(jù)工作面片幫幾何特征的觀察情況及分析,其幾何特征可簡(jiǎn)化為楔形體結(jié)構(gòu)模型[16-17],通過(guò)分析楔形體的穩(wěn)定性,來(lái)反映煤壁的穩(wěn)定性,為此建立楔形體力學(xué)分析模型,通過(guò)對(duì)模型的穩(wěn)定性分析得到煤壁楔形體的失穩(wěn)判據(jù)。

如圖1所示,由裂紋膨脹形成的結(jié)構(gòu)面為面1和面2,兩結(jié)構(gòu)面的交線為DF,形成一個(gè)以CDEF為頂點(diǎn)的楔形體。楔形體自重為G,煤壁處頂板的載荷為q0(單位:MPa),卸荷力為P,由幫護(hù)板提供的水平支撐力為Sh,面1與面2的交線與水平方向的傾角θ(單位:rad),為建立如圖1(b)所示的坐標(biāo)系,以交線DF為x軸,垂直于交線DF向外的軸為y軸,垂直于交線DF的力N為

圖1 煤壁楔形體穩(wěn)定性分析模型圖

N=(q0+G)cosθ+(Sh-P)sinθ

(1)

平行與結(jié)構(gòu)面交線DF的力τ為

τ=(q0+G)sinθ-(Sh-P)cosθ

(2)

如圖1(c)(d)所示,將N分解為垂直于結(jié)構(gòu)面1的NⅠ和垂直于結(jié)構(gòu)面2的NⅡ,假設(shè)通過(guò)結(jié)構(gòu)面1和結(jié)構(gòu)面2的交線DF的鉛垂面與兩結(jié)構(gòu)面的夾角分別為φ1和φ2,楔形體的滑動(dòng)方向與兩結(jié)構(gòu)面的交線方向平行,則

NⅠ=Nsinφ1,NⅡ=Nsinφ2

(3)

楔形體穩(wěn)定性系數(shù)M可表示為

(4)

式中,μⅠ和μⅡ分別為結(jié)構(gòu)面1和結(jié)構(gòu)面2的滑動(dòng)系數(shù);CⅠ和CⅡ分別為結(jié)構(gòu)面1和結(jié)構(gòu)面2的內(nèi)聚力;SⅠ和SⅡ分別為結(jié)構(gòu)面1和結(jié)構(gòu)面2的滑面面積。

聯(lián)立式(1)(3)和(4)解得穩(wěn)定性系數(shù)M的表達(dá)式,見(jiàn)式(5)。當(dāng)M<1時(shí),煤壁楔形體將會(huì)發(fā)生失穩(wěn)破壞,進(jìn)而引起煤壁片幫;當(dāng)M≥1時(shí),煤壁穩(wěn)定性很高,不易發(fā)生片幫。

(5)

假設(shè)φ1=φ2,μⅠ=μⅡ,CⅠ=CⅡ,SⅠ=SⅡ,通過(guò)控制變量來(lái)研究楔形體的穩(wěn)定性與煤壁處的頂板載荷、卸荷力及交線DF傾角的關(guān)系,式(5)可簡(jiǎn)化為

(6)

由式(6)可以看出煤壁處的頂板載荷q0、卸荷力P、交線DF傾角θ的影響與楔形體的穩(wěn)定性有關(guān),其中卸荷力和結(jié)構(gòu)面交線傾角的影響較為顯著。為了分析這些參數(shù)對(duì)楔形體穩(wěn)定性的影響機(jī)制,本文采用控制變量法,固定其他參數(shù),改變一個(gè)參數(shù)的值,觀察楔形體穩(wěn)定性的變化?？刂谱兞糠ǚ治龅慕Y(jié)果如圖2所示。

圖2 M與q0,P,θ的關(guān)系圖

如圖2所示,頂板對(duì)煤壁的載荷q0越大,M的值越小,說(shuō)明頂板對(duì)煤壁的載荷q0與煤壁的穩(wěn)定性成反比。

結(jié)合頂板破斷步距的公式

(7)

式中,h為采高,σt為頂板抗拉強(qiáng)度,q0為頂板對(duì)煤壁的載荷,結(jié)合工作面開(kāi)采條件,計(jì)算得出實(shí)際頂板破斷步距為24.6m。再聯(lián)立公式(6)和公式(7),

(8)

由式(8)得出煤壁穩(wěn)定性系數(shù)與破斷步距如圖3所示。

圖3 M與L的關(guān)系圖

如圖3所示,隨著破斷步距L的增大,煤壁穩(wěn)定性系數(shù)M的值隨之增大。當(dāng)破斷步距增大到一定程度,即L為20m時(shí),M的增加趨于平緩。因此,控制頂板合理的破斷距,可使煤壁穩(wěn)定性系數(shù)增加,從而增加煤壁的穩(wěn)定性。由此,提出預(yù)裂切頂方案。

在實(shí)施預(yù)裂切頂方案時(shí),通過(guò)預(yù)裂切頂來(lái)實(shí)現(xiàn)超前預(yù)裂頂板,弱化頂板間應(yīng)力的傳遞。取破斷步距分別為15m、20m、25m,通過(guò)數(shù)值模擬效果來(lái)對(duì)比不同破斷步距對(duì)煤壁穩(wěn)定性的控制效果。

2 預(yù)裂切頂數(shù)值模擬研究

2.1 工作面概況

張集礦14121工作面為首采工作面,首采面煤厚3.54～8.8m,平均7.0m,為穩(wěn)定可采的厚煤層,采用一次采全高。煤層傾角4°～7°,平均5.4°。頂板為巨厚層砂巖直覆頂板,巖性為細(xì)砂巖、中粒砂巖及砂質(zhì)泥巖互層,以中粒砂巖為主,鈣質(zhì)膠結(jié)為主,砂巖成分以石英長(zhǎng)石為主,堅(jiān)硬,裂隙較為發(fā)育,局部含水,厚度為14.22～20.9m,平均16.0m,砂巖頂板抗壓強(qiáng)度25.67～134MPa,抗拉強(qiáng)度2.26～7.8MPa。巖層位置關(guān)系如圖4所示,直接底為粉細(xì)砂巖,厚度為4.9～9.2m,平均7.2m,老底為砂質(zhì)泥巖,厚度為5.2～6.9m,平均6.4m。

圖4 工作面巖性直方圖

2.2 模型建立

采用UDEC模擬軟件對(duì)開(kāi)采過(guò)程中巖體破壞進(jìn)行分析采用莫爾庫(kù)侖(Mohr-Coulomb)屈服準(zhǔn)則,并建立150m×300m數(shù)值模型,模型頂部施加等效于覆巖重力的均布載荷10.79MPa,具體如圖5所示。

圖5 工作面模型示意圖

通過(guò)在模型中添加監(jiān)測(cè)點(diǎn)來(lái)監(jiān)測(cè)模型信息,這些監(jiān)測(cè)點(diǎn)可以分析煤層開(kāi)采過(guò)程中,工作面前方的超前支承應(yīng)力與塑性區(qū)中煤壁在水平方向上的位移。通過(guò)這些數(shù)據(jù),可以更好地了解切頂效果,并為進(jìn)一步的分析提供依據(jù)。

2.3 數(shù)值模擬分析

由圖6所示的煤壁前方應(yīng)力云圖可知,在工作面開(kāi)采過(guò)程中,工作面煤壁前方出現(xiàn)了應(yīng)力集中現(xiàn)象。當(dāng)頂板厚砂巖以15m破斷距超前破斷時(shí),煤壁3～5m范圍出現(xiàn)屈服,應(yīng)力降低最明顯。當(dāng)頂板厚砂巖以20m破斷距超前破斷時(shí),煤壁7～8m 范圍出現(xiàn)屈服,應(yīng)力降低明顯。當(dāng)頂板厚砂巖以25m破斷距超前破斷時(shí),煤壁8～10m范圍出現(xiàn)屈服,應(yīng)力降低最少。應(yīng)力狀態(tài)分析得出隨著破斷步距的減小,煤壁前方應(yīng)力水平降低越明顯。

圖6 不同破斷步距下煤壁處垂直應(yīng)力圖

在大采高工作面開(kāi)采過(guò)程中,應(yīng)力的重分布作用在煤壁前方形成超前支承壓力,對(duì)煤壁穩(wěn)定性產(chǎn)生影響。在超前支承壓力的作用下,煤壁會(huì)產(chǎn)生新的節(jié)理和裂隙,并與原生裂隙貫通,形成破裂區(qū)和塑性區(qū)。破裂區(qū)的煤壁受采動(dòng)影響,裂隙發(fā)育程度高,對(duì)開(kāi)采擾動(dòng)較敏感,容易失穩(wěn)發(fā)生片幫。當(dāng)超前支承壓力大于破裂區(qū)煤體殘余強(qiáng)度時(shí),煤體會(huì)發(fā)生破壞,載荷向煤壁深部傳播,支承壓力峰值發(fā)生遷移。

如圖7所示,超前支承應(yīng)力呈單波峰狀態(tài),靠近煤壁處最低為2MPa左右,隨著煤壁距離增加,超前應(yīng)力逐漸增大,不同破斷距步距下的超前支承應(yīng)力峰值不同,隨著破斷步距的增加,超前應(yīng)力峰值逐漸增加,15m破斷步距時(shí),應(yīng)力峰值為22.6MPa,25m破斷步距時(shí)應(yīng)力峰值為28.3MPa,對(duì)比下降20.1%。且破斷步距越小,其超前支承應(yīng)力峰值離煤壁越遠(yuǎn),且應(yīng)力集中系數(shù)越小,也就意味著煤壁前方直接頂及煤體承受壓力更小,煤壁受到破壞的可能性越低。但是,破斷步距越小,煤壁處的承載力越大。當(dāng)破斷步距為15m時(shí),煤壁處承載力為5.1MPa,當(dāng)破斷步距為25m時(shí),煤壁處的承載力為2.3MPa?？梢?jiàn),破斷步距為15m時(shí),煤壁處承載力明顯增加。超前工作面煤壁40m,應(yīng)力水平逐漸恢復(fù)為原巖應(yīng)力水平。其中,從距煤壁5m到距煤壁20m,應(yīng)力值下降幅度最大;從距煤壁20m到40m,應(yīng)力下降平緩。

圖7 不同破斷步距工作面超前應(yīng)力分布圖

圖8、圖9分別為不同破斷步距下煤壁覆巖結(jié)構(gòu)圖及不同破斷步距下煤壁水平方向位移數(shù)據(jù)圖。從圖8和圖9中可以看出,隨著煤層開(kāi)采,上覆巖層及煤壁均發(fā)生了一定程度上的運(yùn)移,煤壁沿著采空區(qū)方向發(fā)生破壞并產(chǎn)生移動(dòng),且隨著破斷步距的增加,煤壁破壞程度也逐漸增大。當(dāng)破斷步距為15m時(shí),煤壁最大水平位移量為0.42m,破斷步距為20m 時(shí),煤壁最大水平位移量為0.56m,破斷步距為25m時(shí),煤壁最大水平位移量為0.65m,相較于25m破斷步距下的煤壁最大水平位移,15m破斷步距下的煤壁最大水平位移下降了35.3%,對(duì)煤壁的水平位移在一定程度上起到了限制作用。

圖8 不同破斷步距下煤壁水平位移圖

圖9 不同破斷步距下煤壁水平方向位移數(shù)據(jù)圖

如圖10所示,不同破斷步距下煤壁處的塑性區(qū)范圍也不同。隨著破斷步距的增加,煤壁處的塑性區(qū)的范圍也在增加。15m破斷步距時(shí)的塑性區(qū)范圍相較于25m破斷步距時(shí)的范圍減小了近30%。

圖10 不同破斷步距下煤壁處塑性區(qū)圖

通過(guò)實(shí)施預(yù)裂切頂來(lái)合理控制破斷步距,通過(guò)減小頂板對(duì)煤壁的載荷,從而提高煤壁穩(wěn)定性。通過(guò)對(duì)數(shù)值模擬進(jìn)行研究,最終選擇合理的破斷距離為15m,即每隔15m對(duì)頂板進(jìn)行超前預(yù)裂爆破切頂。

3 煤壁穩(wěn)定性控制技術(shù)

3.1 煤壁穩(wěn)定性控制

根據(jù)式(6)可以看出,增加楔形體的穩(wěn)定性,有利于控制煤壁片幫,調(diào)節(jié)頂板對(duì)煤壁的載荷q0,降低卸荷力P。同時(shí),提高護(hù)幫阻力可以減弱卸荷力P對(duì)煤壁的作用,對(duì)煤壁穩(wěn)定性有很好的控制作用。

另外,通過(guò)實(shí)施預(yù)裂切頂來(lái)合理控制破斷步距,可以減小煤壁處應(yīng)力集中系數(shù)及煤壁最大水平位移,從而提高煤壁穩(wěn)定性。

3.2 預(yù)裂切頂控制技術(shù)

厚砂巖直覆頂板在煤層開(kāi)采過(guò)程中的破斷會(huì)造成巨大的煤礦安全隱患,開(kāi)采過(guò)程中由于其頂板為巨厚層砂巖,其破斷會(huì)引起煤壁片幫事故,很大程度上影響了工作面的安全開(kāi)采,結(jié)合張集礦14121工作面開(kāi)采情況,提出預(yù)裂爆切頂方案,通過(guò)切頂來(lái)弱化巖層間力的傳遞效果,從而有效減小頂板對(duì)煤壁的載荷作用,從而增加了煤壁的穩(wěn)定性。

根據(jù)張集礦14121工作面現(xiàn)狀及鉆孔的巖性特點(diǎn),在保證安全和效益的前提下,采用深孔爆破的方式對(duì)直接頂進(jìn)行預(yù)裂爆破。具體施工方案:沿回采巷道平行工作面超前深孔爆破放頂。

設(shè)計(jì)14121工作面面長(zhǎng)120m,并采用超前預(yù)裂方式對(duì)厚硬砂巖頂板進(jìn)行預(yù)裂切頂[18-21]。具體設(shè)計(jì)為:

回采巷道各切頂鉆場(chǎng)間距為15m,炮眼采用扇形孔的布置方式,以增強(qiáng)爆破的剪切作用,進(jìn)一步降低厚硬頂板的整體性。同時(shí),根據(jù)基本頂預(yù)裂爆破高度計(jì)算公式,計(jì)算可得切頂高度為16m。軌道巷、運(yùn)輸巷每個(gè)鉆場(chǎng)布置4個(gè)鉆孔,孔間距1m,在巷道肩窩處開(kāi)孔,終孔高度16m,封孔高度5m,回采巷道內(nèi)爆破方案如圖11所示。

如圖12所示,通過(guò)對(duì)比預(yù)裂爆破切頂控制措施前后的效果,可以看出煤壁頂板的同步失穩(wěn)以及煤壁剪切滑動(dòng)不穩(wěn)定性在切頂?shù)淖饔孟露即蟠蠼档?說(shuō)明合理的控制破斷步距可以有效地增加煤壁穩(wěn)定性,降低煤壁失穩(wěn)的概率。

圖12 工作面控制措施前后對(duì)比圖

4 結(jié)論

(1) 通過(guò)對(duì)煤壁楔形體結(jié)構(gòu)力學(xué)分析,得到楔形體失穩(wěn)依據(jù)系數(shù)M,隨著M的減小,楔形體失穩(wěn)概率增加,當(dāng)M<1時(shí),煤壁會(huì)發(fā)生失穩(wěn)。

(2) 當(dāng)控制其他影響因素不變時(shí),隨著頂板破斷步距的增大,楔形體的穩(wěn)定性減小,煤壁片幫事故率上升。

(3) 通過(guò)對(duì)比不同破斷步距下煤壁的應(yīng)力及覆巖結(jié)構(gòu)圖可知:隨著煤層的開(kāi)采,15m的破斷步距相較于25m的破斷步距能使超前應(yīng)力峰值下降20.1%,煤壁處水平方向最大位移量減小35.3%,煤壁處塑性區(qū)范圍減小了近30%,減小了煤壁破損程度,提高了煤壁片幫的防治效果。