馮 烜
(山西省地質(zhì)礦產(chǎn)研究院,山西 太原 030001)
近年來,隨著采煤技術(shù)的不斷發(fā)展,傳統(tǒng)留煤柱開采逐漸被無煤柱開采工藝所取代,切頂卸壓無煤柱自成巷開采技術(shù)應(yīng)運而生[1-4]。該技術(shù)在應(yīng)用中,由于采取沿空留巷方式,為保障巷道圍巖的穩(wěn)定性,需對巷道礦壓顯現(xiàn)特征進行深入分析[5-6]。特別對于堅硬頂板條件,不同于復(fù)合頂板工作面沿空留巷礦壓規(guī)律,受工作面上覆巖層分層垮落的擾動影響,堅硬頂板沿空留巷頂板壓力大,巷道圍巖變形量大,圍巖控制難度大大增加,通過研究其礦壓顯現(xiàn)特征,可為現(xiàn)場留巷支護提供支撐[7-8]。本文以某煤礦切頂卸壓無煤柱開采為工程背景,系統(tǒng)研究了該技術(shù)應(yīng)用中礦壓的顯現(xiàn)特征,為礦山沿空留巷巷道施工與支護設(shè)計提供了指導(dǎo)。
某礦XV1306工作面為主采工作面,標(biāo)高978~964 m,工作面傾向長460 m,走向長230 m。煤層均厚2.3 m,傾角3~8°,巷道斷面尺寸5.0 m×2.8 m,采用長壁式采煤方法,全部垮落法管理頂板。工作面間位置關(guān)系見圖1。
圖1 XV1306工作面及XV1213巷位置示意
該礦巷道頂板采用金屬錨桿+錨索聯(lián)合支護,兩幫采用玻璃鋼錨桿+塑料網(wǎng)聯(lián)合支護。頂錨桿為左旋螺紋鋼高強錨桿,間排距1.5 m×1.8 m;幫錨桿為玻璃鋼錨桿,間排距0.9 m×1.8 m;錨索采用D15.24 mm×5 400 mm鋼絞線錨索,鋼板規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm,頂錨索排距5.4 m,一字型居巷中布置,支護形式,見圖2。
圖2 巷道支護方式(mm)
通過對巷道頂板一定范圍進行鉆孔觀測,得到頂板主要結(jié)構(gòu)分區(qū)情況,見圖3??梢钥闯?,井下標(biāo)尺0~50 m,巷道頂板灰?guī)r約9 m;井下標(biāo)尺100~200 m,巷道頂板灰?guī)r厚度達到11~12 m;井下標(biāo)尺250~450 m,巷道頂板灰?guī)r厚度8~10 m?;?guī)r在5 m處存在明顯的原生節(jié)理,節(jié)理由石英礦物充填膠結(jié)。
圖3 巷道頂板結(jié)構(gòu)分區(qū)
對于沿空留巷危險性可分為:0~80 m為初次來壓沖擊危險區(qū),80~250 m為礦壓顯現(xiàn)強烈危險區(qū),250~450 m為一般危險區(qū)。對于礦壓顯現(xiàn)強烈危險區(qū),可能出現(xiàn)大面積懸頂情況,需對該區(qū)域采區(qū)頂板進行弱化及加強支護。
對于切頂卸壓巷道變形分析,需掌握不同階段覆巖破斷對沿空巷的影響機制,進而準(zhǔn)確了解圍巖變形特性。煤層頂板存在多個關(guān)鍵層,工作面回采過程中,直接頂先斷裂,此時沿空留巷初次來壓;推進到一定程度后,次級關(guān)鍵層發(fā)生斷裂,發(fā)生二次來壓。不同階段的來壓步距與覆巖的垮落高度及巷道支撐作用密切相關(guān)。對于切頂卸壓沿空留巷方式,巷道變形發(fā)展呈現(xiàn)不同特征,主要分為掘進變形、采前變形、掘巷漸次變形與變形穩(wěn)定4個時期(圖4)。
圖4 沿空留巷圍巖變形過程
受開挖擾動影響,巷道開掘過程中破壞了初始原巖應(yīng)力,巷道內(nèi)部應(yīng)力集中顯現(xiàn),這是引起巷道變形的主要原因,隨著應(yīng)力完成重新分布,巷道變形發(fā)展趨于穩(wěn)定,這一過程持續(xù)時間較短,位移變化不大,屬于掘進變形期。受超前擾動影響,作業(yè)面前端支撐壓力持續(xù)加大,圍巖塑性區(qū)不斷發(fā)展,變形速率增加,這一過程屬于采前變形期。隨著頂板多個關(guān)鍵層周期性破斷,在滯后工作面一段距離內(nèi),巷道變形速率加劇,主要受巷內(nèi)支護體承載能力的影響,隨著與工作面距離的加大,擾動程度逐漸下降,變形速率漸次減小,受頂板巖層漸次破斷的影響,這一時期頂板巖層破斷離層加劇,對支護體造成較大沖擊,易導(dǎo)致圍巖失穩(wěn)破壞,這一過程屬于掘巷漸次變形期。隨著主關(guān)鍵層的破斷,頂板變形發(fā)展基本結(jié)束,沿空留巷的擾動應(yīng)力源消散,巷道變形逐漸穩(wěn)定,這一過程屬于變形穩(wěn)定期。
為研究該礦工作面礦壓特征,在適當(dāng)位置設(shè)置14個支架壓力監(jiān)測站,根據(jù)支架壓力的變化不同,將采場劃分為卸壓區(qū)與未卸壓區(qū)兩個區(qū)段進行分析,監(jiān)測站布置情況見圖5。4~14號支架位于卸壓區(qū),24~124號支架位于未卸壓區(qū)。
圖5 監(jiān)測點布置
根據(jù)監(jiān)測結(jié)果,各支架最大壓力及平均壓力分布情況見圖6,支架三維載荷變化見圖7。
圖7 支架壓力變化三維圖
隨著回采工作面推進,直接頂初次來壓步距約為35 m,周期來壓步距約為15 m。對于卸壓區(qū),工作面最大壓力約為30 MPa,平均壓力約為17 MPa;未卸壓區(qū),對于工作面中間部位,支架壓力較大,最大達37 MPa,平均壓力達26 MPa,主要作用于24~94號支架之間。從切縫位置到工作面末端,支架平均壓力呈“凸”型變化,中間受力突出,兩端受力較小。
結(jié)果表明,切頂卸壓影響主要作用于4~14號支架之間,隨著直接頂?shù)臄嗔眩迓漤肥涮羁諈^(qū),在碎脹作用下,減小了空區(qū)側(cè)頂板變形發(fā)展速率,縮短了頂板與矸石的接觸時間,使沿空留巷段壓力降低,保障了巷道的穩(wěn)定。同時,切頂卸壓可以有效切斷頂板的應(yīng)力傳播路徑,使應(yīng)力集中向支架遠端的實體煤層中傳導(dǎo),提高了支架的支撐效果,切頂卸壓效果顯著。
為進一步分析隨著工作面推進對礦壓變化情況的影響,模擬推進距離為160 m,切頂角度為20°,切頂高度為10 m。這里僅給出工作面推進后方20 m、60 m、100 m、120 m及160 m時的數(shù)值分析結(jié)果。工作面后方20 m處,巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力最大值約為32 MPa,頂板累計沉降值達245 mm,此時頂板巖梁破斷且運動劇烈,見圖8。
圖8 工作面后方20 m
工作面后60 m處,巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加10 MPa,最高達42 MPa;頂板累計沉降值達300 mm,工作面基本頂巖梁仍然處于劇烈運動階段,見圖9。
圖9 工作面后方60 m
工作面后方100 m處,巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加14 MPa,最高達46 MPa;頂板下沉量約為26 mm,累計沉降值達326 mm,基本頂巖梁運動程度有所降低,見圖10。
圖10 工作面后方100 m
工作面后120 m處,巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加2 MPa,最高達48 MPa;頂板下沉量約為4 mm,累計沉降值達330 mm,該階段基本頂巖梁運動逐漸平穩(wěn),見圖11。
圖11 工作面后方120 m
工作面后160 m處,巷道煤壁側(cè)垂直應(yīng)力增加0.5 MPa,最高達48.5 MPa;頂板下沉量約為3 mm,累計沉降值達333 mm,垂直位移增幅顯著降低,煤壁側(cè)應(yīng)力集中區(qū)逐漸向深部巖層發(fā)展,此階段工作面基本頂巖梁垮落穩(wěn)定,頂板上方巖梁運動主要受礦壓影響,見圖12。
圖12 工作面后方160 m
煤壁側(cè)最大應(yīng)力及頂板累計沉降變化情況見圖13。主要分為兩個變化階段:工作面滯后40~100 m范圍內(nèi),煤壁側(cè)應(yīng)力與頂板累計沉降值顯著增加,此階段頂板巖梁運動劇烈,需要加強支護;滯后工作面100~160 m范圍內(nèi),應(yīng)力與累計沉降值變化趨于平穩(wěn),此階段頂板巖梁運動逐漸穩(wěn)定,所發(fā)生的輕微變形主要受高應(yīng)力作用影響。
圖13 煤壁側(cè)最大應(yīng)力與頂板累計沉降變化
1) 通過鉆孔窺視,沿空留巷可分為初次來壓沖擊危險區(qū)、礦壓顯現(xiàn)強烈危險區(qū)及一般危險區(qū),對于礦壓顯現(xiàn)強烈危險區(qū),可能出現(xiàn)大面積懸頂情況,需進行采區(qū)頂板弱化及巷道加強支護。
2) 切頂卸壓巷道變形發(fā)展呈現(xiàn)不同特征,主要分為掘進變形、采前變形、掘巷漸次變形與變形穩(wěn)定4個時期,其中掘巷漸次變形階段對巷道變形及支護影響最為嚴(yán)重,需要注意這一特征的發(fā)展。
3) 通過對工作面礦壓進行現(xiàn)場監(jiān)測,切頂卸壓可以減小空區(qū)側(cè)頂板變形發(fā)展速率,使應(yīng)力集中向支架遠端的實體煤層中傳導(dǎo),提高支架的支撐效果,保障巷道的穩(wěn)定。
4) 通過數(shù)值分析隨工作面推進礦壓顯現(xiàn)特征,工作面滯后40~100 m范圍內(nèi),煤壁側(cè)應(yīng)力與頂板累計沉降值顯著增加,此階段頂板巖梁運動劇烈,需要加強支護;滯后工作面100~160 m范圍內(nèi),巖梁運動趨于穩(wěn)定,對巷道穩(wěn)定性影響較小。