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    斷層破碎區(qū)煤巖體失穩(wěn)機制與協(xié)同控制技術(shù)研究

    2018-03-22 02:45:14呂兆海
    中國煤炭 2018年2期
    關(guān)鍵詞:擾動斷層巖體

    呂兆海

    (1.神華寧夏煤業(yè)集團有限責(zé)任公司,寧夏自治區(qū)銀川市,750004;2.西安科技大學(xué)能源學(xué)院,陜西省西安市,710054 )

    工作面開采穿越斷層期間易發(fā)生漏矸和冒頂片幫等災(zāi)害,制約礦井安全生產(chǎn),進行煤巖體穩(wěn)定性控制研究尤為重要。王兆會、楊敬虎等構(gòu)建斷層構(gòu)造區(qū)高幫煤壁力學(xué)模型,得出煤壁片幫的破壞判據(jù)。李志華通過FLAC軟件分析了工作面推進過程中斷層產(chǎn)狀對頂板巖體的影響程度。伍永平等研究了長壁工作面覆巖結(jié)構(gòu)與支架穩(wěn)定性關(guān)系,給出了動力學(xué)計算方程和判斷準(zhǔn)則。鞠金峰等對大柳塔煤礦7.0 m工作面端面漏冒進行實測,揭示了端面漏冒的機理并提出控制對策。鄭建偉等通過鉆孔探測,得出巷道臨界失穩(wěn)范圍為2.32 m。注漿加固破碎煤體是防治工作面片幫冒頂?shù)挠行侄?。杜志龍等采用化學(xué)注漿材料加固斷層破碎區(qū)域巷道圍巖。韓繼歡等采取雙液水泥-水玻璃調(diào)配漿液對涌水區(qū)域進行超前注漿。韓玉明等采取超前預(yù)注漿加固技術(shù),減小巷道圍巖受開采擾動破壞程度。綜上所述,眾多學(xué)者針對斷層區(qū)域煤巖體穩(wěn)定性控制提出并采用了相關(guān)措施,考慮到斷層區(qū)域煤巖體失穩(wěn)致災(zāi)類型較多及其內(nèi)在機理的復(fù)雜性,有必要開展煤巖體多種控制措施的控制機理研究并將其整合分類,實現(xiàn)斷層區(qū)域煤巖體穩(wěn)定性控制措施的針對性制定與實施。

    1 工作面開采現(xiàn)狀

    西部礦區(qū)煤層賦存環(huán)境復(fù)雜,工作面推進頻頻穿越斷層,尤其是開采擾動下斷層區(qū)域復(fù)雜煤巖體失穩(wěn)與卸荷易誘發(fā)工作面煤巖體大范圍冒落,嚴(yán)重制約現(xiàn)場安全開采。寧東礦區(qū)清水營煤礦主采2#煤層,工作面開采條件復(fù)雜,受斷層、裂隙、節(jié)理等因素影響,煤巖體力學(xué)性質(zhì)與強度劣化;在強載荷作用下,開采區(qū)域出現(xiàn)煤巖體結(jié)構(gòu)強度畸變、斷層活化失穩(wěn)、大尺度片幫冒頂,甚至造成工作面潰水潰沙。同時工作面煤層屬 Ⅰ 類易自燃煤層(發(fā)火期42 d),由于煤體松散度高、遺煤量大,容易形成良好的蓄氧(熱)條件,加之過斷層期間工作面推進緩慢,進而造成煤層自然發(fā)火、有害氣體超限等問題。斷層開采擾動區(qū)煤巖體結(jié)構(gòu)失穩(wěn)災(zāi)變情況如圖1所示。

    圖1 斷層開采擾動區(qū)煤巖體結(jié)構(gòu)失穩(wěn)災(zāi)變

    工作面與斷層全面接觸的過程,是斷層活化的高發(fā)階段,采動壓力與頂板殘余靜壓相互疊加,使得頂板壓力急劇增大,導(dǎo)致采場內(nèi)錨桿失效、片幫冒落、倒架等災(zāi)害。斷層影響范圍風(fēng)巷揭露51 m、機巷揭露18 m,落差為1.8~4.9 m,斷層面沿走向機巷超前風(fēng)巷27.7 m。工作面過斷層區(qū)域開采空間方位如圖2所示。

    圖2 清水營煤礦開采擾動區(qū)概況

    2 煤巖體失穩(wěn)災(zāi)變概率分析

    根據(jù)地質(zhì)勘探資料,2#煤層頂?shù)装鍘r層結(jié)構(gòu)多為互層狀,強度低、堅固性差,屬軟弱類巖層;巖性以砂巖及粉砂巖為主,易風(fēng)化,抗水浸能力極差。工作面開采范圍內(nèi)斷層分布廣泛,煤巖體內(nèi)部裂隙數(shù)量多、密度大,錯綜交織,致使煤巖體力學(xué)強度降低,加劇了斷層區(qū)域工作面及巷道巖層穩(wěn)定性弱化。斷層開采擾動區(qū)圍巖強度低、裂隙發(fā)育度高,在高集中應(yīng)力作用下,發(fā)生冒頂、片幫、煤巖體失穩(wěn)等動力災(zāi)害的幾率與嚴(yán)重程度劇增。斷層附近煤巖體原本處于極限平衡狀態(tài),受采動影響煤巖體內(nèi)應(yīng)力發(fā)生畸變的可能性加大。一是當(dāng)工作面推進至斷層區(qū)時,原本處于完整狀態(tài)的煤巖轉(zhuǎn)變?yōu)橄鄬ζ扑榈纳Ⅲw結(jié)構(gòu),加上斷層區(qū)附近應(yīng)力重新分布,極易在局部形成高應(yīng)力集中區(qū),從而引起工作面頂板發(fā)生大范圍垮落運動;二是斷層在開采擾動作用下發(fā)生滑動,致使斷層整體失穩(wěn)從而發(fā)生斷層沖擊礦壓。

    3 斷層區(qū)覆巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)機制分析

    3.1 鄰近斷層“支架—圍巖”結(jié)構(gòu)

    開采擾動下工作面覆巖破壞經(jīng)歷沿層理弱面離層、彎曲下沉、逐層折斷3個階段,原巖應(yīng)力及巖體轉(zhuǎn)動所形成的水平擠壓力是破斷頂板結(jié)構(gòu)成拱的必要條件。咬合點位置水平擠壓力所形成的摩擦力阻礙巖塊的滑落,當(dāng)水平擠壓力所形成的摩擦力等于剪切力時,拱結(jié)構(gòu)處于極限平衡狀態(tài),拱式平衡結(jié)構(gòu)及受力分析如圖3所示。

    圖3 拱結(jié)構(gòu)力學(xué)模型

    以Fs與T作用點為原點建立坐標(biāo)系,F(xiàn)s作用

    在原點位置,力矩為0,在水平推力T的作用下,破斷頂板在水平方向保持相對靜止,文中僅考慮破斷頂板的下沉。在垂直方向上由平衡條件可得:

    (1)

    式中:P——支架工作阻力,kN;

    T——基本頂破斷巖塊鉸接點水平推力,kN;

    Fs——基本頂破斷巖塊鉸接點摩擦力,kN;

    S——煤壁支撐應(yīng)力,kN;

    q1——基本頂上部巖層載荷,kN;

    q2——冒落矸石支承載荷,kN;

    l0——基本頂破斷巖塊長度,m;

    l1——冒落矸石對巖塊的有效作用長度,m;

    l2——支架有效作用載荷到破斷點的距離,m;

    l3——煤壁支承應(yīng)力到破斷點的距離,m;

    h——基本頂厚度,m;

    γ——基本頂容重,kN/m3;

    Pn——斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力,kN;

    Pτ——斷層對基本頂破斷巖塊切向約束力,Pτ=Pntanφ,kN;

    φ——摩擦角,(°);

    θ——巖層斷裂角,(°)。

    則斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力Pn可表示為:

    (2)

    3.2 斷層擠壓結(jié)構(gòu)失穩(wěn)

    斷層擠壓冒頂力學(xué)模型見圖4。

    由圖4力學(xué)模型可得:

    式中:φ——內(nèi)摩擦角,(°);

    σz——法向應(yīng)力,MPa;

    h0——斷層沿走向單元寬度,m;

    τ——巖石抗剪強度,MPa;

    c0——內(nèi)聚力,MPa。

    將式(4)帶入式(3)可得:

    (5)

    同時,根據(jù)摩爾-庫倫準(zhǔn)則可得:

    (6)

    對式(6)求微分可得:

    (7)

    圖4 斷層擠壓冒頂力學(xué)模型

    將式(5)帶入式(7)可得:

    (8)

    對式(8)積分可得:

    (9)

    式中:C——積分常數(shù)。

    根據(jù)圖4所示斷層擠壓冒頂力學(xué)模型可得其對應(yīng)的邊界條件為:

    σx|x=0=0

    (10)

    則根據(jù)邊界條件和σx和σz之間的關(guān)系,積分常數(shù)C可表示為:

    (11)

    將式(11)帶入式(9)可得z方向的法向應(yīng)力σz可表示為:

    (12)

    則臨界狀態(tài)下斷層所能承受的極限載荷Pc:

    (13)

    式中:β——斷裂面與垂直面所成夾角,(°)。

    將式(12)帶入式(13)并積分,可得極限載荷Pc:

    (14)

    斷層擠壓冒頂?shù)呐袛鄺l件可表示為:

    Pn>Pc。斷層對基本頂破斷巖塊法向約束力Pn大于臨界狀態(tài)下斷層所能承受的極限載荷Pc,頂板巖層處于拉應(yīng)力區(qū),在該區(qū)域微裂隙作用加之開采擾動,頂板巖層易發(fā)生滑落失穩(wěn),需加強該區(qū)域防范控制。

    4 煤巖體協(xié)同控制方法

    斷層開采擾動區(qū)的煤巖體災(zāi)變過程是以一定的物質(zhì)、能量、信息等載體形式反饋,體現(xiàn)了由量變到質(zhì)變的演化過程,具有“鏈?zhǔn)叫?yīng)”。斷層區(qū)域煤巖體災(zāi)變趨勢不可逆,但災(zāi)變過程可控。針對斷層區(qū)開采擾動下復(fù)雜煤巖體災(zāi)變特點,首先必須認(rèn)識復(fù)雜煤巖體災(zāi)害鏈形成內(nèi)因、表現(xiàn)形態(tài)、演變特征,然后建立斷鏈減災(zāi)模式,確立斷鏈方式和途徑,采取有效、可行的減災(zāi)方案。

    4.1 斷鏈減災(zāi)控災(zāi)方法

    根據(jù)災(zāi)變階段的發(fā)育特性、構(gòu)成破壞力的程度,在災(zāi)害鏈的孕育階段(形成內(nèi)因)實施斷鏈減災(zāi)最為有效。根據(jù)斷鏈防災(zāi)控災(zāi)思路,提出以煤巖內(nèi)部控制為主、外部控制為輔的總體控制方法。煤巖內(nèi)部控制在于提高開采擾動區(qū)域內(nèi)煤巖體承載能力,外部控制在于施加強約束限制開采擾動區(qū)域內(nèi)煤巖體變形。內(nèi)外控制方法的功能性體現(xiàn)為:

    σ=σ內(nèi)+σ外+Δσ

    (15)

    式中:σ——正常開采時的應(yīng)力值,MPa;

    σ內(nèi)——采取內(nèi)部控制方法后的應(yīng)力升高值,MPa;

    σ外——采取外部控制方法后的應(yīng)力升高值,MPa;

    Δσ——應(yīng)力偏差值,MPa。

    在工作面正常開采時,內(nèi)外控制方法的效應(yīng)概化情況如圖5所示。煤巖體應(yīng)力曲線a小幅波動,當(dāng)遇到斷層時,應(yīng)力曲線如b所示,應(yīng)力值出現(xiàn)明顯的大幅下降,最低點值為σ斷,通過內(nèi)部控制提高σ內(nèi)值,內(nèi)部控制實施后煤巖體內(nèi)部的應(yīng)力曲線如c所示;通過外部控制提高σ外值,外部控制實施后的應(yīng)力曲線如d所示,通過內(nèi)外部控制方法,斷層區(qū)域的應(yīng)力曲線經(jīng)過b→c→d三個階段,不斷提高斷層開采擾動區(qū)煤巖體的強度,使斷層區(qū)域煤巖體內(nèi)部應(yīng)力逐漸接近正常開采時的σ值,從而保障開采期間煤巖體內(nèi)部應(yīng)力的均勻分布,規(guī)避斷層區(qū)域應(yīng)力突降引發(fā)的煤巖體垮落失穩(wěn)等災(zāi)害。

    煤巖體內(nèi)外控制方法實施后應(yīng)力無法完全恢復(fù)到原有應(yīng)力σ的水平狀態(tài),也就是說σ內(nèi)+σ外與σ存在一定的偏差,偏差值用Δσ表示。內(nèi)外控制方法功能實現(xiàn)基本判據(jù)是:σ內(nèi)+σ外≥σc。內(nèi)外控制方法實施后只需保障該區(qū)域開采期間的穩(wěn)定即可,即σ內(nèi)+σ外能夠滿足保障該區(qū)域煤巖體穩(wěn)定所允許的最小應(yīng)力(正常區(qū)域煤巖體的粘聚力σc)。

    圖5 內(nèi)外控制方法的效應(yīng)概化

    4.2 煤巖體內(nèi)部耦合調(diào)控

    煤巖體內(nèi)部控制方法采取錨桿+注漿共同提高煤巖體承載能力。在錨桿和漿液的協(xié)同控制下,錨注加固圈內(nèi)的圍巖結(jié)構(gòu)形成了一個彈性環(huán)狀承載結(jié)構(gòu)。錨桿施工適用于頂板及煤壁失穩(wěn)煤巖體,可用金屬錨桿將易冒落巖體懸吊在深部穩(wěn)定的巖層上,控制頂板的下沉和離層;當(dāng)工作面或巷道煤壁片幫嚴(yán)重,可在煤幫側(cè)打設(shè)錨桿,提高錨固體整體強度,減少圍巖破碎區(qū)、塑性區(qū)的進一步發(fā)展。注漿可快速充填圍巖裂隙、固結(jié)松散體,能夠改善斷層開采擾動區(qū)煤巖體力學(xué)性能,提高煤巖體結(jié)構(gòu)承載能力。

    4.2.1 注漿控制

    以煤巖內(nèi)部控制為主導(dǎo),其中內(nèi)部控制又以注漿加固為決定性手段。采用鉆機設(shè)備施工鉆孔,孔徑為?42 mm,孔深3.2 m(滲透半徑),鉆孔作業(yè)結(jié)束后,沿鉆孔布置6#注漿管,用注漿材料充填加固工作面頂板及煤幫松散煤巖體。

    4.2.2 施工錨桿+錨索控制

    錨桿(索)能夠很好地加固圍巖,提供給斷層區(qū)破碎煤巖體一定的內(nèi)部“約束”,錨桿可有效控制淺部松散煤巖的離層和擴散,錨索將破碎煤巖體與深部穩(wěn)定巖層結(jié)構(gòu)固定為一個承載整體。針對工作面開采擾動區(qū)范圍,采用屈服強度≥400 MPa的高強度螺紋鋼錨桿,強化煤巖弱結(jié)構(gòu)面,形成有效的內(nèi)承載結(jié)構(gòu);采用桁架錨索進行補強支護,通過大直徑、大長度錨索錨固在深層穩(wěn)定圍巖中,對外承載結(jié)構(gòu)施加較大徑向支承力,進而保障外承載結(jié)構(gòu)穩(wěn)定堅固。

    工作面開采擾動區(qū)的錨桿、錨索施工如圖6所示。支架頂梁上的錨索、錨桿間排距為1.7 m×3 m,間隔布置;支架頂板位置超前施工?20 mm×2500 mm螺紋鋼錨桿,間排距為0.8 m×0.8 m,錨桿錨固力≥50 kN、預(yù)緊力距≥150 N·m;同時施工?15.24 mm×7300 mm鋼絞線錨索,間排距為1.7 m×3 m,錨索破斷力≥260 kN。煤幫施工?18 mm×2100 mm圓鋼錨桿,間排距為0.8 m×0.8 m,錨桿錨固力≥50 kN、預(yù)緊力距≥120 N·m。

    圖6 煤巖結(jié)構(gòu)內(nèi)部錨桿+錨索強約束示意圖

    4.3 煤巖體外部限變與約束控制

    工作面回采過程中,前方煤壁位于壓力升高區(qū),容易造成片幫,進而誘發(fā)頂板下挫式破壞,產(chǎn)生作用于下覆空間的下滑力,在不采取治理措施的情況下將演化為局部(大范圍)冒頂;高應(yīng)力作用下巷幫支承強度弱化,必須施加強約束遏制斷層擾動區(qū)域內(nèi)煤巖變形的趨勢。煤巖體外部控制策略采取架棚、鉸頂、采煤裝備的升級等提高結(jié)構(gòu)的整體性,同時進行采煤工藝相關(guān)參數(shù)的調(diào)整,實現(xiàn)斷層區(qū)域煤巖體的內(nèi)外兼治。

    4.3.1 頂板冒落控制

    針對過斷層期間工作面兩巷頂板維護,施工單體支柱時必須嚴(yán)格按照“先支后回”的原則,嚴(yán)禁提前卸除單體支柱。斷層區(qū)破碎巷道頂板冒空區(qū)架棚、絞頂作業(yè)如圖7所示,待頂板冒空區(qū)絞頂作業(yè)完成后,由巷道外側(cè)向里側(cè)方向施工25#U鋼支架結(jié)構(gòu),棚梁間距控制在0.6 m,棚梁之間的鏈接桿必須安裝齊全,并在棚梁、棚腿和肩窩處分別施工錨桿固定(每架4處);棚梁上方空間用背板和木楔填充,背板間距控制在0.6 m。針對應(yīng)力集中區(qū)域額外施工單體支柱,間排距為0.6 m×1.2 m,支柱初撐力≥6 MPa。

    圖7 斷層頂板冒空區(qū)架棚、絞頂加固示意圖

    4.3.2 工作面片幫與架前冒落控制

    工作面架前煤巖體穩(wěn)定性控制極為重要,現(xiàn)場實測顯示,在工作面頂板條件較差時,60%的頂板冒落災(zāi)變發(fā)生在支架頂梁端面區(qū)段內(nèi),40%的災(zāi)變發(fā)生在移架過程中。當(dāng)遇到煤壁出現(xiàn)嚴(yán)重片幫、頂板大面積懸露時,必須采取措施提前將支架推移到位,進行頂板控制;若遇頂板破碎時,進行帶壓推移支架作業(yè),確保支架頂梁接頂嚴(yán)密;當(dāng)遇到大縱深片幫冒頂時,采取穿板梁(鋼梁)、絞頂?shù)阮A(yù)控措施。

    4.3.3 單體支柱與護幫板約束

    支架設(shè)計選型時,支架側(cè)護板應(yīng)加寬,頂梁、掩護梁裝配可伸縮側(cè)護機構(gòu)。增大護幫千斤頂護幫力,利用支架伸縮前探梁及護幫裝置,控制煤壁大面積片幫失穩(wěn)。支架伸縮梁行程與采煤機截割深度協(xié)調(diào)同步動作,采煤機割煤后及時伸出護幫機構(gòu),實現(xiàn)煤幫與頂板的協(xié)同控制。工作面設(shè)備停止運轉(zhuǎn)后,在刮板輸送機機頭、機尾空頂區(qū)域施工單體支柱進行外部控制約束,待下個班組作業(yè)人員就位,再解除外部約束。

    4.3.4 支架載荷調(diào)控

    液壓支架選型優(yōu)先考慮支架的結(jié)構(gòu)及荷載,滿足復(fù)雜地質(zhì)條件下的適用性和荷載富余系數(shù)。工作面過斷層期間,提高液壓支架的工作阻力以減少工作面支架端面的應(yīng)力集中,最大工作阻力不僅要能夠平衡直接頂?shù)淖灾?,同時能滿足較為強烈的頂板來壓時的變形壓力;加強工作面支架檢修,保證乳化液泵站供液壓力達到32~35 MPa,保證支架足夠的初撐力。

    4.3.5 開采高度限制調(diào)控

    由煤壁片幫機理分析,工作面采高增加,煤壁片幫失穩(wěn)概率隨之增大。針對斷層開采區(qū)頂板破碎,將工作面采高由4.2 m調(diào)整為3.2 m,過斷層期間嚴(yán)格控制割煤高度、采煤機速度及縱向截割深度,以減少開采擾動影響。嚴(yán)格執(zhí)行帶壓移動支架、超前推移支架的措施,減少支架立柱收縮行程。

    5 內(nèi)外部協(xié)同控災(zāi)效果評估

    為反映煤巖體內(nèi)外部協(xié)同控制效果,采用圍巖松動范圍測試和可視化圍巖損傷鉆孔窺視系統(tǒng),對實施效果進行評價。

    5.1 煤巖體松動范圍測試分析及評估

    聲波在不同介質(zhì)中傳播時速度存在差異性。未采取控制措施前,煤巖體松散破碎,裂隙分布廣泛,聲波的傳播速度較慢。采取煤巖體內(nèi)部控制方案后,煤巖體應(yīng)力得到提高,裂隙減少,聲波的傳播速度較快。根據(jù)孔深—波速(l-vp)曲線得出松動圈范圍,如圖8所示。

    由圖中可看出,內(nèi)外部控制方案實施后圍巖松動、松弛范圍在不同部位變化相對較小,這說明煤巖體較完整,在0~1.2 m范圍內(nèi)出現(xiàn)了較明顯的波速降低,調(diào)出1.2 m、1.5 m 處的聲時圖,波形整體平滑連續(xù),沒有較大起伏波動,松動范圍可確定在1.2 m以下。

    5.2 煤巖體內(nèi)部變形觀測及評估

    在工作面風(fēng)巷煤幫施工?42 mm鉆孔,孔深2.8 m,采用鉆孔窺視儀觀測煤巖體裂隙分布情況,如圖 9所示。由圖9可以看出,孔深0.7~1.1 m范圍出現(xiàn)2處微小裂隙,孔深1.5~2.8 m范圍結(jié)構(gòu)較為完整。未采取措施前,斷層開采擾動區(qū)煤巖體破碎、裂隙孔隙發(fā)育,煤巖體抵抗圍巖深部變形的能力顯著降低;在內(nèi)外部控制方案實施后,圍巖環(huán)境達到改善,煤巖體破壞變形趨勢得到控制,鉆孔窺視反饋結(jié)果與圍巖松動圈測試結(jié)果相一致。

    圖9 不同深度煤巖裂隙分布情況

    6 結(jié)論

    (1)通過斷層區(qū)域煤巖體災(zāi)變源與特征分析,揭示斷層區(qū)域煤巖體失穩(wěn)機制,提出了“內(nèi)部耦合+外部約束”協(xié)同控制方法。

    (2)煤巖體內(nèi)部耦合控制包括施工錨桿、錨索與注漿控制結(jié)構(gòu),提高支護結(jié)構(gòu)與煤巖體相互作用和適應(yīng)能力。煤巖體外部限變與約束控制包括巷道冒落控制、工作面片幫與架前冒落控制、單體支柱與護幫板支護、支架載荷和開采高度調(diào)控等。

    (3)實踐表明,斷層區(qū)煤巖體內(nèi)外部控制方案在提高煤巖體自身強度的基礎(chǔ)上加強了煤巖體抵抗變形的外部約束,減少了煤巖體災(zāi)變概率,實現(xiàn)了斷層區(qū)冒落煤層的壓縮與支撐協(xié)同、煤巖體下沉變形、破壞、失穩(wěn)致災(zāi)過程受限與過程可控,從源頭上實現(xiàn)了斷鏈減災(zāi)與安全開采。

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