近距離采空區(qū)下大傾角俯偽斜工作面礦壓顯現(xiàn)特征研究

肖家平，劉 帥，池小樓

(1.淮南職業(yè)技術(shù)學(xué)院，安徽 淮南 232001；2.東北大學(xué) 資源與土木工程學(xué)院，遼寧 沈陽 110819；3.安徽理工大學(xué) 深部煤礦采動(dòng)響應(yīng)與災(zāi)害防控國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，安徽 淮南 232001)

大傾角煤層開采多布置為俯偽斜工作面，較真傾斜工作面布置有著頂板控制簡(jiǎn)單等特點(diǎn)[1，2]，同時(shí)利于大傾角工作面支架-圍巖穩(wěn)定性及支架防倒防滑控制[3]。在大傾角俯偽斜工作面回采中，近距離煤層的開采占有一定比重，回采過程中由上采空區(qū)支承壓力疊加誘發(fā)的大傾角工作面支架-圍巖系統(tǒng)失穩(wěn)問題突出?，F(xiàn)有研究表明：在近水平及緩傾斜煤層，兩煤層的合理錯(cuò)距、巷道位置及頂板垂直應(yīng)力的對(duì)稱分布是近距離煤層開采的主要影響因素[4-8]。而在大傾角條件下，上煤層回采后采空區(qū)兩側(cè)煤柱支承壓力具有非對(duì)稱性，引起下煤層回采煤壁前方支承壓力沿工作面傾向的不同，進(jìn)而引起支架工作阻力的差異性，具體表現(xiàn)為大傾角煤層受采空區(qū)及采動(dòng)應(yīng)力影響與緩傾斜不同及頂板運(yùn)移規(guī)律對(duì)巖層控制方式的差異[9-13]。特別對(duì)大傾角俯偽斜開采時(shí)下煤層相對(duì)采空區(qū)位置的變化，不同回采階段受到上采空區(qū)支承壓力不同，礦壓顯現(xiàn)更加凸顯。針對(duì)上述問題，本文以淮南潘北礦12124大傾角俯偽斜工作面為工程背景，對(duì)上煤層采空區(qū)兩側(cè)煤柱支承壓力分布規(guī)律、上煤層采空區(qū)對(duì)下煤層工作面不同區(qū)域影響規(guī)律、下煤層采動(dòng)應(yīng)力及上采空區(qū)支承壓力相互疊加進(jìn)行了力學(xué)與理論分析，結(jié)合數(shù)值模擬探討了俯偽斜工作面回采過程中圍巖力學(xué)特征，獲得了俯偽斜開采階段的應(yīng)力狀況，并針對(duì)頂板運(yùn)移特征結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析了工作面來壓步距及來壓強(qiáng)度，提出了工作面礦壓綜合防控措施。

1 礦井概況

12124工作面位于西翼采區(qū)，開采煤層為4煤，厚度為1.1～4.4m，平均厚度為3.8m，平均傾角為30°，上伏19.6m為5煤采空區(qū)，屬于近距離煤層群開采。俯偽斜初采上風(fēng)巷埋深為400m，下機(jī)巷埋深為470m，屬于大傾角厚煤層，工作面走向長884m，傾向長140m，采用俯偽斜采煤法，偽斜角度25°，綜合機(jī)械化采煤，一次采全高，全部垮落法管理頂板。

2 下煤層應(yīng)力集中系數(shù)確定

大傾角俯偽斜工作面開采第一個(gè)階段為俯偽斜開采初期，即工作面中上部位于采空區(qū)上部煤柱范圍內(nèi)，該部分處于應(yīng)力集中區(qū)，而工作面中下部位于采空區(qū)正下方，該部分區(qū)域處于卸壓區(qū)；由于俯偽斜工作面與采空區(qū)交叉布置，第二階段為隨著俯偽斜開采工作的不斷進(jìn)行，工作面逐漸從采空區(qū)底板的中上部向采空區(qū)底板的中下部推進(jìn)時(shí)，工作面中上部逐漸回采步入采空區(qū)正下方，而工作面中下部逐漸走出采空區(qū)正下方，進(jìn)入采空區(qū)下方的煤柱內(nèi)，如圖1所示。

圖1 工作面不同區(qū)域位置圖

圖2 不同階段工作面支承壓力分布模型

式中，σt為煤柱極限強(qiáng)度，σt=2.729(ηR0)0.729；η為煤巖軟化系數(shù)；R0為煤體單向抗壓強(qiáng)度，MPa；x1、x2分別為采空區(qū)上、下側(cè)至煤柱極限強(qiáng)度處距離，m；M為采高，m；λ0為極限強(qiáng)度所在面?zhèn)葔合禂?shù)，λ0=μ/(1-μ)，其中，μ為泊松比；φ為5煤與頂?shù)装褰佑|處內(nèi)摩擦角，(°)；α為煤層傾角，(°)；C0為5煤與底板接觸處粘聚力，MPa；γ為5煤平均體積力，MPa；Px為巷道支護(hù)對(duì)煤壁沿煤層傾向的約束力，MPa。

煤巖物理力學(xué)參數(shù)見表1，將表1中數(shù)據(jù)代入式(1)得到：上下側(cè)煤柱應(yīng)力峰值距巷幫距離分別為1.51m、1.49m。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)

5煤回采完成后采空區(qū)上下側(cè)巷道U型棚撤除，導(dǎo)致煤柱支撐作用失效而圍巖松動(dòng)破壞，進(jìn)而煤柱應(yīng)力往煤柱深部轉(zhuǎn)移，同時(shí)由于煤柱埋深不同，此時(shí)采空區(qū)兩側(cè)煤柱的破壞范圍為x=kixi，(k為支承壓力相對(duì)系數(shù)，i=1，2)可得采空區(qū)上下部煤柱應(yīng)力峰值距巷幫4.53m、2.98m。俯偽斜工作面初采階段位于采空區(qū)上煤柱下的長度為60m，此時(shí)有俯偽斜工作面AB段處于原巖應(yīng)力場(chǎng)下，未受到上煤柱應(yīng)力集中影響，BC段與CD段處于應(yīng)力集中區(qū)下，DE段為卸壓區(qū)下；當(dāng)俯偽斜正常回采到第二階段時(shí)，即工作面位于下煤柱下長度為100m，此時(shí)有俯偽斜工作面A′B′段處于原巖應(yīng)力場(chǎng)下，B′C′段與C′D′段處于應(yīng)力集中區(qū)下，D′E′段為采空區(qū)下。

3 支承壓力對(duì)下煤層開采影響分析

3.1 支承壓力峰值點(diǎn)確定

大傾角煤層開采后，煤壁前方出現(xiàn)支承應(yīng)力集中，為求支承壓力作用范圍，其計(jì)算公式為[15]：

式中，E為峰值點(diǎn)位置，m；G為彈性區(qū)寬度，m；f為煤層與頂?shù)装迥Σ烈驍?shù)，f=sinφ/4=0.175；p為護(hù)幫板對(duì)煤壁的支護(hù)阻力，取p=0MPa；Ki為工作面各區(qū)域應(yīng)力集中系數(shù)；Hi為各集中系數(shù)所在區(qū)域的埋深，m；β為側(cè)壓系數(shù)。

為研究大傾角俯偽斜工作面在采空區(qū)下支承應(yīng)力的動(dòng)態(tài)變化。現(xiàn)以初采時(shí)俯偽斜工作面距上采空區(qū)上煤柱60m處點(diǎn)作為研究點(diǎn)，對(duì)該研究對(duì)象在A點(diǎn)、B點(diǎn)、C點(diǎn)、D點(diǎn)、E點(diǎn)、E′點(diǎn)、D′點(diǎn)、C′點(diǎn)、B′點(diǎn)、A′點(diǎn)的支承壓力變化。將其相關(guān)參數(shù)值代入式(2)得到支承壓力作用煤壁前方范圍，如圖3所示。

圖3 煤壁前方支承壓力作用范圍

由圖3可知，第二階段 (A′E′段)煤壁支承壓力作用范圍總體大于第一階段(AB段)作用范圍；對(duì)于DD′段工作面處于上采空區(qū)卸壓區(qū)下，煤壁支承壓力作用范圍較其他區(qū)域減??；工作面回采過程中受到了上采空區(qū)上下側(cè)煤柱內(nèi)支承壓力峰值作用，出現(xiàn)煤壁前方作用范圍增大現(xiàn)象，最大點(diǎn)在采空區(qū)下煤柱支承壓力峰值點(diǎn)處，達(dá)到21.25m；由于埋深不同，回采過程中采空區(qū)煤柱原巖應(yīng)力場(chǎng)下部A′B′段支承應(yīng)力大于AB段；同時(shí)反映出由于上煤層回采完畢，采空區(qū)應(yīng)力釋放，導(dǎo)致下煤層煤壁前方支承壓力遠(yuǎn)遠(yuǎn)低于原巖應(yīng)力，具體為：工作面中上部支承壓力最大，上部次之，下部最??；對(duì)于第一階段回采煤壁前方支承應(yīng)力最大出現(xiàn)在工作面中上部(傾向-5m處)，第二階段回采煤壁前方支承應(yīng)力最大出現(xiàn)在工作面偏上部(傾向133m處)；工作面回采煤壁前方支承壓力呈“馬鞍型”特征。

3.2 數(shù)值模擬分析

FLAC數(shù)值模擬結(jié)果如圖4所示。俯偽斜開采初期，由于受到采空區(qū)的影響，整個(gè)4煤應(yīng)力場(chǎng)呈現(xiàn)“鞍型”特征，隨著工作面的不斷回采推進(jìn)，俯偽斜工作面煤壁前方頂板的應(yīng)力特征曲線逐漸呈現(xiàn)上小下大的“鞍型”特征，且越來越明顯。將逐漸出現(xiàn)工作面上風(fēng)巷支護(hù)容易，而工作面下巷支護(hù)難度，同時(shí)工作面中下部煤層的開采難度加大。

圖4 垂直應(yīng)力曲線

4 頂板運(yùn)移特征

4.1 頂板運(yùn)移影響因素

已有結(jié)果表明，大傾角煤層回采后頂板圍巖空間結(jié)構(gòu)具有非對(duì)稱性特征，從而導(dǎo)致工作面支護(hù)系統(tǒng)失穩(wěn)，具體表現(xiàn)為液壓支架的傾倒下滑[16]。因此研究大傾角頂板運(yùn)移規(guī)律以支架工作阻力的變化為標(biāo)準(zhǔn)?，F(xiàn)從采高、埋深、傾角3個(gè)影響因素來對(duì)頂板運(yùn)移進(jìn)行確定。

該工作面采高為1.1～4.4m，平均為3.8m；埋深平均為475m，根據(jù)已有研究成果可知，預(yù)測(cè)工作面初次來壓步距17～60m，周期來壓步距Lz=7～13m。對(duì)于大傾角俯偽斜工作面，隨著煤層傾角的增大周期來壓步距逐漸減小，取煤層傾角對(duì)來壓步距的影響系數(shù)為-0.2[17]，則周期來壓步距為5.6～10.4m。

4.2 頂板來壓步距理論分析

4.2.1 頂板厚度確定

為確定頂板厚度，采用“考慮巖梁本身沉降”計(jì)算頂板巖層厚度[18]，計(jì)算式為：

式中，HD為頂板厚度，m；SA為巖層沉降值，SA=0.2M；KA為冒落系數(shù)，取1.20～1.25。

代入工作面具體參數(shù)得HD=12.2～15.2m，為采高的3.2～4.0倍。根據(jù)鉆孔可知，頂板總厚度為13.7m，為采高的3.6倍。

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)鉆孔實(shí)測(cè)得到煤層上部5.8m厚為粉砂巖構(gòu)成了直接頂，采用垮落法管理采空區(qū)，直接頂不能全部充填，基本頂冒落，其厚度為7.9m，上覆巖層將以傳遞巖梁結(jié)構(gòu)運(yùn)動(dòng)。

4.2.2 來壓步距確定

巖梁周期來壓步距[18]計(jì)算式為：

式中，Lz為巖層周期來壓步距，m；HK為巖層厚度，m；[σ]為抗拉強(qiáng)度，MPa。

把具體數(shù)值代入式(4)得到頂板周期來壓步距12.8m，根據(jù)上述煤層傾角對(duì)來壓步距的影響系數(shù)可知，頂板周期來壓步距為10.2m。與上述頂板運(yùn)移影響因素分析結(jié)果(5.6～10.4m)相比超出2%，說明理論分析結(jié)果有較好的準(zhǔn)確性。

4.2.3 懸頂系數(shù)確定

懸頂系數(shù)fa的計(jì)算公式[18]為：

式中，LO為工作面控頂距，m；Ls為懸頂距，m。

各巖層運(yùn)動(dòng)參數(shù)見表2。

表2 巖層運(yùn)動(dòng)參數(shù)

4.3 頂板來壓強(qiáng)度分析

頂板來壓強(qiáng)度大小是支架選型的決定因素。因此本文主要對(duì)工作面正常回采期間頂板來壓強(qiáng)度P1[18]進(jìn)行理論分析預(yù)測(cè)。

頂板來壓強(qiáng)度主要包括頂板壓力(工作面來壓前壓力)及周期運(yùn)動(dòng)產(chǎn)生的壓力，計(jì)算式為：

式中，J為頂板巖重分配參數(shù)，取J=3。

由于理論計(jì)算中忽略了傾角對(duì)頂板壓力的影響，因此為保障工作面生產(chǎn)安全，取P1=0.77+0.77×0.3=1.0MPa。

4.4 頂板來壓現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析

該工作面為大傾角俯偽斜工作面，由于頂板圍巖的非對(duì)稱性，在工作面上中下區(qū)域的來壓步距也存在一些差異。為進(jìn)一步分析頂板周期斷裂規(guī)律，分別從工作面上部、中部、下部取4個(gè)具有代表性支架(20#、40#、60#、80#)的KJ345-F2礦用本安型壓力表的讀數(shù)進(jìn)行分析。

觀測(cè)期間共經(jīng)歷了6～7次周期來壓，且上風(fēng)巷退尺為500.5～550.8m，下機(jī)巷退尺為453～496.9m。工作面頂板來壓特征見表3。由表3可知，整個(gè)俯偽斜工作面初采時(shí)期支架工作阻力及初撐力較小，隨著工作面的推進(jìn)支架工作阻力周期變化，即基本頂?shù)闹芷趤韷翰骄嗥骄鶠?.44m、8.44m、8.91m、9.54m。大傾角俯偽斜工作面上中下區(qū)域頂板周期來壓步距全部位于5.6～10.4m范圍內(nèi)，進(jìn)一步佐證了理論計(jì)算的準(zhǔn)確性。

根據(jù)表3可反映出工作面回采受到上采空區(qū)應(yīng)力集中影響較大，引起頂板破碎滑移，支架工作阻力增大。具體表現(xiàn)出工作面80#支架工作阻力最大，20#支架工作阻力最小，這是由于俯偽斜工作面中上部位于采空區(qū)煤柱下，應(yīng)力集中程度較大，而下部位于采空區(qū)卸壓區(qū)內(nèi)引起。這與前述支承壓力的理論分析相一致。

表3 工作面頂板來壓特征

4.5 工作面頂板壓力控制措施

上述分析了采空區(qū)下煤層回采支承壓力分布情況以及頂板運(yùn)移規(guī)律，得到俯偽斜頂板破碎嚴(yán)重以及頂板來壓為1.0MPa。為控制俯偽斜工作面頂板破碎、采空區(qū)煤柱支承壓力、頂板壓力以及充分發(fā)揮周期來壓階段支架的阻力問題，選取ZZ7200-22/45綜采液壓支架(支架可支撐頂板來壓1.2MPa)，并配套使用MG500/1130-WD采煤機(jī)、SGZ800/1050刮板輸送機(jī)，對(duì)頂板采用鋪設(shè)金屬網(wǎng)、增設(shè)單體液壓支柱等技術(shù)措施以加強(qiáng)應(yīng)力集中區(qū)和頂板破碎問題。直至俯偽斜回采完成，沒有發(fā)生頂板冒落等事故，取得了較好的經(jīng)濟(jì)效益。

5 結(jié) 論

1)上煤層回采后，建立了不同回采階段工作面支承壓力分布模型，并根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)及理論分析得到下煤層俯偽斜回采不同區(qū)域的應(yīng)力集中系數(shù)。

2)為分析上采空區(qū)及煤柱作用下工作面煤壁前方支承壓力影響，通過理論分析得到工作面回采中支承壓力對(duì)煤壁的作用呈現(xiàn)出第二階段大于第一階段的特點(diǎn)，同時(shí)呈現(xiàn)“馬鞍型”特征；數(shù)值模擬顯示，受到采空區(qū)的影響，整個(gè)4煤應(yīng)力場(chǎng)呈現(xiàn)“鞍型”特征，同時(shí)工作面中上部位于采空區(qū)煤柱下，應(yīng)力集中程度較大，應(yīng)力峰值較高，而下部位于采空區(qū)卸壓區(qū)內(nèi)，應(yīng)力峰值較低，但隨著俯偽斜開采，中上部將逐漸進(jìn)入采空區(qū)卸壓區(qū)內(nèi)，應(yīng)力峰值逐漸降低。

3)通過理論計(jì)算及現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)分析得到，工作面周期來壓步距及頂板來壓強(qiáng)度；同時(shí)分析現(xiàn)場(chǎng)數(shù)據(jù)得到，工作面自下而上支架工作阻力逐漸增大，這與上述支承壓力分析結(jié)果一致。工作面自下而上來壓步距為7.44～9.58m；循環(huán)末最大工作阻力為6876kN，為額定工作阻力的95.5%；動(dòng)載系數(shù)1.22～1.38。

4)通過選用合理的三機(jī)配套設(shè)備、頂板鋪設(shè)金屬網(wǎng)、在應(yīng)力集中區(qū)增設(shè)單體液壓支柱等技術(shù)措施，提高了頂板整體穩(wěn)定性，保證了俯偽斜工作面的安全回采。