雙向漸厚綜放工作面超前支承壓力研究

崔 晚，楊 柳，許成富

(1.河南焦煤能源有限公司九里山礦，河南 焦作 450046；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；3.放頂煤開采煤炭行業(yè)工程研究中心，北京 100083)

我國煤炭賦存條件多種多樣，如今厚煤層是我國煤炭采掘的主體，然而有些礦區(qū)由于煤層自然地質(zhì)賦存條件和通風(fēng)、設(shè)備等開采技術(shù)條件限制，仍使用分層開采作為厚煤層開采的方法。在一些經(jīng)過論證后可以采用一次采全厚的礦井，需要加強安全技術(shù)管理，并對采取新工藝的首采煤層進(jìn)行必要的動態(tài)監(jiān)測，其中工作面的支承壓力分布規(guī)律是了解礦壓規(guī)律的基礎(chǔ)內(nèi)容，其對工作面的支護(hù)方式、沿空掘巷、無煤柱護(hù)巷、確定相鄰巷道的時空關(guān)系、預(yù)計地表沉降范圍和及時預(yù)防煤礦動力災(zāi)害事故(如煤與瓦斯突出、沖擊地壓、頂?shù)装逋凰岸嘞喽鄨鲴詈蠟?zāi)變)，具有十分重要的工程應(yīng)用價值[1-2]。

支承壓力與覆巖運動息息相關(guān)，學(xué)者們經(jīng)過研究總結(jié)形成了多種標(biāo)志性理論體系。在借鑒國外預(yù)成裂隙與鉸接巖塊假說的基礎(chǔ)上，錢鳴高等[1]提出了“砌體梁”力學(xué)模型，以及“巖層控制的關(guān)鍵層理論”。宋振騏等[4]提出“傳遞巖梁”假說，認(rèn)為斷裂巖塊之間相互咬合，能向煤壁前方及采空區(qū)矸石上傳遞作用力。謝廣祥[3]提出采場圍巖“應(yīng)力殼”理論，認(rèn)為“應(yīng)力殼”是由高應(yīng)力束形成的動態(tài)應(yīng)力拱，是采場最主要的承載力系，將采場的巖體應(yīng)力場、裂隙場、瓦斯?jié)B流場等多場耦合下的復(fù)雜影響簡化統(tǒng)一為“應(yīng)力殼”作用。

在這些經(jīng)典理論指導(dǎo)下，我國學(xué)者進(jìn)行了大量不同條件下的理論模型構(gòu)建與推導(dǎo)[4-7]、多種數(shù)值模擬[8-9]、室內(nèi)試驗[10-11]、現(xiàn)場監(jiān)測[11-12]、回歸統(tǒng)計[13-14]等工作，取得了實質(zhì)性的進(jìn)展。根據(jù)學(xué)者們的研究成果，可大致確定綜放工作面支承壓力主要影響因素為原巖應(yīng)力、煤巖物理力學(xué)參數(shù)、煤層開采厚度[15]，由于礦井的自然地質(zhì)條件，前兩者條件既定(也可加強與弱化煤巖)，但煤厚在推進(jìn)時會發(fā)生變化從而導(dǎo)致支承壓力具有“采厚效應(yīng)”[16]。以往的研究將煤厚做單一控制變量，關(guān)于在連續(xù)推進(jìn)時煤厚變化對支承壓力的影響研究較少，更未涉及在同一賦存條件下工作面傾向從中部逐漸向兩端變厚，在工作面走向逐漸變厚的雙向漸厚煤層。筆者利用FLAC3D5.0軟件中編制的Fish函數(shù)，構(gòu)建了九里山礦二1煤層15081工作面的模型，研究該礦連續(xù)推進(jìn)時雙向漸厚煤層煤壁前方的超前支承壓力范圍、峰值點強度、位置與煤厚變化的關(guān)系，并發(fā)現(xiàn)煤壁前方一定范圍內(nèi)的煤厚變化率或是影響支承壓力的主要原因。

1 工程概況

二1煤層整體為單斜構(gòu)造，埋深約422 m，平均走向長度265 m，傾斜長度為150～172 m，煤層為較穩(wěn)定煤層，煤層2.0～7.0 m，平均煤厚4.5 m，該工作面采用走向長壁放頂煤開采方法，機采高度約2.7 m，放煤高度1.8～4.0 m。根據(jù)煤厚等高線，該煤層具有中間厚兩邊薄的特點，且隨著走向煤層愈厚到7 m，中間煤厚的范圍在推進(jìn)過程中也在向兩邊擴展。煤層厚度變化示意如圖1所示。

2 理論計算

采場支承壓力的理論計算的重點是范圍與峰值，筆者討論的支承壓力范圍是對巷道超前支護(hù)有影響的一段距離，根據(jù)現(xiàn)場經(jīng)驗，取峰值距離的2～3倍，并不是彈性區(qū)范圍。峰值是指峰值強度與峰值位置。綜放工作面由于開挖卸荷作用，頂煤的水平約束消失，煤體內(nèi)主應(yīng)力由前及近至煤壁處降低為零。在卸荷力學(xué)條件下，綜放面的峰值點距離計算公式[17]見式(1)。

(1)

式中：K為擬合常數(shù)，0.1；σhi初始水平地應(yīng)力，9 MPa；Nφ為常數(shù)1/3；σv i為初始豎直地應(yīng)力，10 MPa；σc為煤體單軸抗壓強度，4.2 MPa。

代入計算結(jié)果得該面的峰值距離距離工作面約10.1 m，支承壓力范圍為超前工作面25.25 m。峰值強度計算一般采用估算式，見式(2)。

σVmax=KγH(1

(2)

式中：K為支承壓力峰值系數(shù)，取2.2；γ為上覆巖層的平均體積應(yīng)力，27 kN/m3；H煤層距離地表的深度，422 m。計算得結(jié)果σVmax=25.07 MPa，峰值強度約為25.07 MPa。

3 數(shù)值模擬方案

根據(jù)九里山礦的地質(zhì)資料與研究內(nèi)容需要，對模型進(jìn)行適當(dāng)調(diào)整，煤層所在的覆巖及底板環(huán)境建模如圖2所示。模型長255 m(走向)，寬165 m(傾向)，高71.22 m(巖層厚度)，煤層平均埋深422 m，運算平衡后煤層所在原巖應(yīng)力為10.7 MPa，共780 300空間數(shù)目，831 744個節(jié)點。煤層所在網(wǎng)格進(jìn)行加密處理。巖層力學(xué)參數(shù)見表1。

圖1 15081工作面煤厚變化Fig.1 Change of coal thickness in 15081 working face

圖2 15081工作面煤層建模Fig.2 Coal seam modeling of 15081 working face

表1 煤巖力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanics parameters of coal and rock

4 數(shù)值模擬結(jié)果分析

根據(jù)綜放面之前支承壓力的相關(guān)研究，支承壓力具有采厚效應(yīng)，頂煤厚度對于支承壓力影響微小，關(guān)鍵參數(shù)是一次開采煤層厚度。由于空間上煤厚在連續(xù)變化，支承壓力是否仍然符合采厚效應(yīng)，對模擬結(jié)果的數(shù)據(jù)與圖像分析如下所述。

4.1 支承壓力范圍與一次采厚

取一次采厚分別為3 m、4 m、5 m、6 m、7 m的支承壓力，由于不同采厚的應(yīng)力峰值范圍云圖渲染不同，支承壓力范圍的判定以云圖由疏變密(支承壓力起坡點)為依據(jù)，如圖3所示。由圖3可知，隨著工作面一次采厚從3 m增加到7 m，支承壓力范圍不斷增加，由26 m增加到57 m，符合采厚效應(yīng)中的一次采厚增加，支承壓力影響范圍增大的規(guī)律。圖3中支承壓力范圍與一次采厚并不是線性增加關(guān)系，可能是受煤壁前方煤厚不均勻變化導(dǎo)致的。這說明隨著15081工作面的推進(jìn)，由于走向煤厚增加，巷道超前支護(hù)的距離應(yīng)當(dāng)相應(yīng)增加，加強支護(hù)措施與安全管理。

4.2 支承壓力峰值強度與一次采厚

支承壓力的峰值強度和煤與瓦斯突出密切相關(guān)，對于支承壓力峰值強度與一次采厚的關(guān)系部分?jǐn)?shù)據(jù)分析如圖4所示。由圖4可知，隨著一次采厚的增加(2.3～7 m)，支承壓力峰值強度呈現(xiàn)減小(27～17 MPa)的趨勢，可見一次采厚與峰值壓力之間是反比關(guān)系。但存在大量數(shù)據(jù)在曲線上下，這可能是由于煤厚在支承壓力范圍內(nèi)不是同一厚度，并不能達(dá)到理想狀態(tài)下的一次采厚與待采厚度相同，由于煤厚的不同導(dǎo)致上覆頂板運動的破斷偏轉(zhuǎn)角度不同，從而影響到煤體內(nèi)圍壓大小。

4.3 支承壓力峰值位置與一次采厚

不同一次采厚的支承壓力峰值位置如圖5所示。由圖5可知，當(dāng)一次采厚為2.3 m(最小采厚)時，超前支承壓力峰值位置距離為4.5 m；當(dāng)一次采厚為7 m(最大采厚)時，超前支承壓力峰值位置距離為17.5 m；隨著一次采厚的增加，超前支承壓力的峰值位置距煤壁的距離逐漸升高，擬合曲線為一元二次函數(shù)見式(3)。

y=-2.84+3.69x-0.11x2

(2

(3)

該函數(shù)可以近似指導(dǎo)該采區(qū)周圍工作面的超前支承壓力位置。由圖5可知，同一采厚會對應(yīng)不同的峰值位置，這與峰值區(qū)域內(nèi)煤厚的變化是相關(guān)的。

圖3 不同一次采厚的支承壓力云圖Fig.3 Abutment pressure nephogram ofdifferent mining thickness

圖4 不同一次采厚的支承壓力峰值強度Fig.4 Peak strength of abutment pressure withdifferent mining thickness

圖5 不同一次采厚的支承壓力峰值位置Fig.5 Peak position of abutment pressure withdifferent mining thickness

4.4 差異性機理分析

一次采厚影響了支承壓力的范圍、峰值強度、位置，以工作面推進(jìn)至105 m處為例，排除側(cè)向支承壓力的影響，取工作面傾向30～140 m，可以直觀定性地看出煤厚變化所帶來的影響，如圖6所示。

根據(jù)上述分析，一次采厚是支承壓力的關(guān)鍵性因素之一，但在采厚一樣的情況下出現(xiàn)的超前距離與峰值強度不一致，可能是由于雙向漸厚煤層自身煤厚起伏變化導(dǎo)致。在實際情況下影響超前支承壓力的關(guān)鍵性因素，還應(yīng)當(dāng)考慮煤壁前方一定范圍內(nèi)煤厚變化，這對現(xiàn)場根據(jù)煤厚變化直接預(yù)測超前支承壓力的位置與峰值，安全煤柱留設(shè)，超前支護(hù)設(shè)計參考都具有實際意義，煤壁前方煤厚的影響將是下一步進(jìn)行深入研究的重點。

圖6 煤厚變化對應(yīng)支承壓力變化Fig.6 Changes of coal thickness corresponding to change of abutment pressure

5 現(xiàn)場實測

采用思科賽德公司的GZY60H礦用本安型鉆孔應(yīng)力傳感器，在回風(fēng)巷對現(xiàn)場的煤壁前方支承壓力進(jìn)行持續(xù)監(jiān)測，鉆孔應(yīng)力枕所在煤厚約4 m，得到鉆孔應(yīng)力計示數(shù)與距煤壁距離與之間的壓力關(guān)系(圖7)。 由圖7可知，應(yīng)力計示數(shù)峰值位置距離煤壁12～13 m，即支承壓力峰值位置距離煤壁12～13 m，影響范圍距離煤壁26～31 m。

圖7 鉆孔應(yīng)力計示數(shù)Fig.7 Borehole stress meter indication

6 結(jié) 論

1) 理論計算、數(shù)值模擬、現(xiàn)場監(jiān)測三者的結(jié)果，較為接近。

2) 根據(jù)超前支承壓力范圍，巷道超前支護(hù)支架布置超前31 m范圍內(nèi)較為合理。隨著走向煤厚的增加，超前支架數(shù)目也相應(yīng)增加。

3) 在工作面傾向上頂煤厚度對超前支承壓力的影響較小，在九里山礦中煤厚變化是影響超前支承壓力變化的主要原因，其根本原因在于超前煤體處于三向受壓狀態(tài)，而頂煤的卸荷導(dǎo)致峰值點與綜采相比前移，支承壓力分布范圍更大，峰值強度與煤巖體自身的物理力學(xué)參數(shù)有關(guān)，影響最大時的抗壓強度。

4) 由于煤厚變薄會讓支承壓力峰值位置前移，而推進(jìn)過程會讓支承壓力峰值位置后移，所以在某一推進(jìn)強度下，存在一個煤厚斜率使得支承壓力峰值點的距離會在一定時間內(nèi)持續(xù)不變的情況。