煤礦開采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及巷道支護(hù)技術(shù)

張建超

(陜西能源職業(yè)技術(shù)學(xué)院，陜西 咸陽 712000)

煤炭資源緊張逐漸加劇和開采深度加深已成為煤炭行業(yè)現(xiàn)狀。隨著支護(hù)材料和采煤設(shè)備的不斷發(fā)展，礦壓的防治技術(shù)也越來越成熟。然而，常用的分段保護(hù)煤柱工作面布置技術(shù)從根本上制約了礦區(qū)煤炭回收率的進(jìn)一步提高，需要優(yōu)化傳統(tǒng)的長壁開采工作面布置技術(shù)。沿空留巷技術(shù)作為一種無煤柱開采方法，可以消除工作面開采過程中斷面煤柱的設(shè)置，在確保安全礦壓的前提下，供鄰近工作面連續(xù)使用[1]。此外，與工作面開采進(jìn)度相比，留巷實施往往滯后，這嚴(yán)重制約了開采效率的提高。采用力學(xué)分析和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，研究了復(fù)合頂板下礦井壓力釋放時的礦壓顯現(xiàn)問題，并以常見工程實例為例，進(jìn)一步驗證了本文的研究結(jié)論。研究結(jié)果可以作為頂板切割卸壓采空區(qū)沿空留巷支護(hù)技術(shù)進(jìn)一步推廣和優(yōu)化的參考，提升煤炭生產(chǎn)的效率和安全性。

1 工程研究背景

1.1 頂板切割卸壓采空區(qū)沿空留巷支護(hù)技術(shù)

頂板切割卸壓采空區(qū)沿空留巷支護(hù)技術(shù)的核心是沿工作面前進(jìn)方向采用雙向集中張拉的支護(hù)技術(shù)，通過切斷采空區(qū)頂板與巷道頂板之間的水平應(yīng)力傳遞，逐步抵抗礦井圍巖壓力。在回采巷道頂板網(wǎng)格支架的加固支護(hù)下，工作面開采后頂板切縫的兩側(cè)之間將形成應(yīng)力差。通過工程經(jīng)驗可知，保留巷道的頂板變形可以使得整體工作面振動得到控制，而采空區(qū)頂板會及時沿頂板切縫塌陷，采空區(qū)頂板塌陷產(chǎn)生的煤矸石可以有效地支撐上覆巖層，防止產(chǎn)生綜采工作面的冒頂片幫[2]。工程現(xiàn)場冒頂片幫如圖 1 所示。

圖1 工作面片幫現(xiàn)場監(jiān)測示意Fig.1 Schematic diagram of on-site monitoring of working face slices

1.2 復(fù)合頂板的礦壓顯現(xiàn)的特點

復(fù)合頂板，又稱分離頂板，是煤礦常見的頂板結(jié)構(gòu)之一，它通常由1層以上的軟或硬巖層組成。在不同的結(jié)構(gòu)條件下，頂板特征是不同的，復(fù)合頂板支護(hù)是目前國內(nèi)外巷道支護(hù)領(lǐng)域的難題之一。 該類頂板所顯現(xiàn)出的礦壓特性也具有一定的復(fù)雜性。

復(fù)合頂板通常具有軟、弱、薄3大特點[3]。頂板中弱夾層的高度直接影響整體力學(xué)性能。根據(jù)復(fù)合頂板的結(jié)構(gòu)特點，可將其分為3種類型:上軟下硬型、中硬組合型、上硬下軟型[4]。在傳統(tǒng)的長壁開采巷道布置中，上軟、下硬頂板在工作面開采后和采空區(qū)冒頂前沒有明顯的超壓報警，頂板冒落速度較快，冒落面積和冒落強(qiáng)度也較大，對工作面液壓支架支護(hù)強(qiáng)度和巷道超前支護(hù)要求較高。

上硬、下軟頂易發(fā)生冒頂事故。此外，在工作面正常開采前進(jìn)的情況下，在這種頂板條件下，采空區(qū)容易發(fā)生工作面開采后頂板首次垮落，但首次垮落產(chǎn)生的矸石難以充填采空區(qū)。也就是說，礦壓顯現(xiàn)規(guī)律表明上部堅硬地層將在煤層內(nèi)大面積懸浮，隨后的頂板壓力仍將處于一個較高的峰值。中、軟組合式頂板同時具有上述2種頂板類型的特點，其第1次垮落強(qiáng)度略弱于上軟下硬頂板，但頂板來壓仍具有突然性和周期性[5]。分析結(jié)果表明，不同強(qiáng)度的頂板復(fù)合結(jié)構(gòu)所顯示出的礦壓規(guī)律是完全不同的。上硬下軟和上軟下硬頂板的礦壓規(guī)律可由地層應(yīng)變形態(tài)表示。 不同頂板組合的礦壓規(guī)律曲線如圖2所示。

圖2 不同頂板組合的礦壓規(guī)律曲線示意Fig.2 Schematic diagram of the rock pressure law curve of different roof combinations

2 巷道頂板結(jié)構(gòu)以及切割效果

2.1 巷道頂板結(jié)構(gòu)應(yīng)力分析

巷道頂板的載荷壓力為工作面最大的地方，可以以頂板為對象對巷道的礦壓規(guī)律進(jìn)行分析。由于長壁開采工作面通常較長，研究分析的重點是工作面傾向方向，基于工作面具有抗拉能力差的巖體力學(xué)性質(zhì)，可以忽略工作面走向?qū)敯鍛?yīng)力分析的影響，將頂板應(yīng)力分析簡化為二維平面問題[6]。

根據(jù)力學(xué)相關(guān)公式計算，在一定的其他條件下，頂板各層厚度和彈性模量對其力學(xué)性能影響最大。由于復(fù)合頂板軟弱夾層厚度較小，強(qiáng)度較低，在頂板變形過程中，軟弱夾層的應(yīng)力較大，容易形成應(yīng)力集中。同時，在薄層厚度較小的情況下，單層的周期斷裂步長也較小，同時也表明薄弱夾層的單層承載力較弱[7]。

綜上所述，在復(fù)合頂板條件下，由于薄弱夾層在外力作用下強(qiáng)度較小，集中應(yīng)力較大，因而更容易發(fā)生彎曲和拉伸破壞。軟弱夾層破壞后，其他硬巖層也會發(fā)生彎曲變形，隨后的巖石壓力主要取決于硬巖層的力學(xué)性質(zhì)?？梢姡锏赖V壓規(guī)律在對頂板的載荷壓力研究中得到了驗證。

2.2 復(fù)合頂板的礦壓作用下的切割效應(yīng)

在分析復(fù)合頂板礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的基礎(chǔ)上，初步推導(dǎo)了復(fù)合頂板在頂板切削壓力釋放條件下的地層壓力特性。頂板切割卸壓采空區(qū)沿空留巷支護(hù)技術(shù)原理如圖3所示，為了使煤矸石從頂板開采范圍內(nèi)坍塌，能夠有效地填充相鄰的采空區(qū)，采空區(qū)開采高度通常根據(jù)采空區(qū)頂板膨脹系數(shù)的1.2～1.5計算[8]。

圖3 頂板切割卸壓采空區(qū)沿空留巷支護(hù)技術(shù)原理Fig.3 Technical principle of gob-side entry retaining supporting in roof cutting and pressure relief goaf

以典型的軟弱夾層復(fù)合頂板為例，分析軟弱夾層分別位于頂板切削范圍的上、中、下3個部位，以此全面分析工作面的礦壓顯現(xiàn)特征。

具體分析如下:采空區(qū)頂板與巷道頂板之間的水平連接被傾斜方向的頂板割縫切斷，采空區(qū)頂板與巷道頂板之間的應(yīng)力傳遞只能通過采空區(qū)頂板間接傳遞，同時開采振動發(fā)生在頂板切割范圍以上的地層。當(dāng)薄弱夾層位于頂板開采區(qū)頂部時，由于薄弱夾層抗拉能力較差，頂板開采區(qū)坍塌對上部地層的拉力較小。同時，頂板冒落的煤矸石可以有效地填充鄰近留巷的采空區(qū)，在此條件下留巷最為穩(wěn)定，即留巷的支護(hù)強(qiáng)度要求較低。通過常見礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析，當(dāng)軟弱夾層位于頂板開挖范圍的中部時，下部穩(wěn)定地層容易坍塌，不會對上部地層產(chǎn)生過大的拉力。但是，頂板開采范圍內(nèi)的上部穩(wěn)定地層由于厚度較薄，在礦壓作用下難以順利自然塌陷，可能對上部地層產(chǎn)生較大的拉力[9]。因此，在這種情況下，對空采巷的支護(hù)強(qiáng)度要求較高。當(dāng)軟弱夾層位于頂板開采范圍的底部時，雖然開采范圍內(nèi)的上穩(wěn)定層與開采范圍以上的地層之間存在一定的黏結(jié)力，但由于上穩(wěn)定層厚度較大，在自重作用下也能順利塌陷[10]。因此，在這種情況下，礦壓顯現(xiàn)數(shù)值較小，空采巷的支護(hù)強(qiáng)度要求是中等的。如果使用Q1、Q2和Q3來表示上述3種屋面類型、下保留巷道的支撐強(qiáng)度要求，那么Q2>Q3>Q1。由此可以再次對支護(hù)方案進(jìn)行優(yōu)化，符合礦壓顯現(xiàn)的規(guī)律。

3 復(fù)合頂板礦壓作用下應(yīng)力分析

根據(jù)頂板切割卸壓采空區(qū)沿空留巷支護(hù)技術(shù)中頂板切割高度的設(shè)計原則，認(rèn)為頂板切割范圍內(nèi)崩落的煤矸石在工作面開采時，提前發(fā)生了破碎、膨脹，可以有效地填充留巷附近的采空區(qū)。因此，在這種技術(shù)下，頂板開挖范圍以上的巖層結(jié)構(gòu)對留巷周圍的地層壓力行為影響不大。 為了進(jìn)一步研究切頂復(fù)合頂板的應(yīng)力分布規(guī)律，設(shè)計出適宜的支護(hù)方案，該部分仍以典型的薄夾層復(fù)合頂板巷道為例，采用數(shù)值模擬方法分析巷道的應(yīng)力分布。

3.1 數(shù)值模型的建立

研究以陜西某煤礦工作面地質(zhì)條件為參考，采用FLAC三維軟件進(jìn)行數(shù)值模擬，為后續(xù)現(xiàn)場有效驗證模擬結(jié)論提供方便。數(shù)值模型如圖4所示。

圖4 數(shù)值模擬模型示意Fig.4 Schematic diagram of the numerical simulation model

建模尺寸為200 m×170 m×50 m，包括厚30 m和厚17 m的底板。在數(shù)值計算模型中，工作面走向長度為200 m，工作面傾角長度為130 m，開采高度為3 m，巷寬為5 m，開采進(jìn)尺為100 m，頂板切削高度為8 m，頂板切削角度為15°(從垂直方向到采空區(qū))。軟弱夾層巖性以泥巖為主，厚度為1 m，穩(wěn)定層巖性以細(xì)砂巖為主。根據(jù)現(xiàn)場實際情況，確定厚17 m底板為細(xì)砂巖(0～9 m)、粉砂巖(9～13 m)和泥巖(13～17 m)。頂板切割范圍以上厚22 m的頂板為中砂巖(28～31 m)、泥巖(31～33 m)、中砂巖(33～35 m)、細(xì)砂巖(35～36 m)和粉砂巖(36～50 m)。整體模型如圖4所示，其薄弱夾層位于工作面頂板上方0～1 m處。

3.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

模擬計算了弱夾層的數(shù)值計算模型，截取了巷道圍巖的垂直應(yīng)力分布。當(dāng)薄弱夾層位于頂板開采范圍的下部和上部時，煤壁應(yīng)力集中強(qiáng)度較低，應(yīng)力集中范圍較小的采空區(qū)側(cè)頂更容易坍塌。然而，當(dāng)薄弱夾層位于頂板開挖范圍的中部時，情況卻相反，這與前一節(jié)的分析結(jié)果相互印證。為了進(jìn)一步分析留巷周圍的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律與薄弱夾層高度之間的關(guān)系，為支護(hù)的設(shè)計提供理論指導(dǎo)，利用模擬后處理TEC-PLOT軟件從模擬結(jié)果中提取了應(yīng)力集中峰值。對不同頂板條件下圍巖的峰值壓力進(jìn)行了總結(jié)和擬合。數(shù)值模擬結(jié)果表明，在開挖范圍內(nèi)，隨著軟弱夾層高度的增加，圍巖應(yīng)力集中峰值先減小后增大，然后再減小。變化趨勢可以用Matlab軟件對仿真得出的數(shù)據(jù)進(jìn)行三次方程的曲線擬合。擬合方程為y=-0.000 4x3+0.003 9x2-0.010 2x+10.88，擬合曲線與模擬值吻合較好。擬合結(jié)果表明，當(dāng)弱夾層位于頂板2.9～5.9 m以上時，礦壓顯現(xiàn)出煤壁應(yīng)力集中峰值較高。當(dāng)弱夾層高度從頂板切割范圍的底部上升時，軟弱夾層以下的頂板部分容易塌陷，上述穩(wěn)定層在自重作用下也能順利塌陷，因此煤壁的應(yīng)力集中強(qiáng)度呈下降趨勢；當(dāng)軟弱夾層高度繼續(xù)上升時，穩(wěn)定層在自重作用下塌陷的難度增加，與頂板切割范圍以上地層的黏結(jié)力也增加，因此煤壁的應(yīng)力集中強(qiáng)度呈上升趨勢；當(dāng)軟弱夾層高度繼續(xù)上升時，頂板切割范圍內(nèi)大部分巖石都能順利塌陷，實現(xiàn)采空區(qū)的有效充填，煤壁的應(yīng)力集中強(qiáng)度呈急劇下降趨勢。

總之，在開采頂板的地質(zhì)條件下，當(dāng)薄弱夾層位于開采范圍的中部2.9～5.9 m時，應(yīng)加強(qiáng)留巷支護(hù)；當(dāng)頂板有多個薄弱夾層時，應(yīng)分別考慮各薄弱夾層的頂板切割效應(yīng)，綜合設(shè)計巷道的加固支護(hù)措施。

4 礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析

開采機(jī)械在綜采工作面的開采步距的不同，對礦壓顯現(xiàn)的規(guī)律也會造成影響，本文對1、2、4、5、10 m不同的開采步距進(jìn)行數(shù)值模擬分析，得到上述5個不同開采步距與綜采工作面的應(yīng)力及位移的關(guān)系(圖5)。

圖5 不同開采步距的巷道水平應(yīng)力Fig.5 Horizontal stress of roadway with different mining steps

由圖5分析可知，不同的開采速度對巷道應(yīng)力大小影響程度有限。5個圖形的應(yīng)力云圖分布規(guī)律大致相同，應(yīng)力最大值及最小值出現(xiàn)的部位也趨于一致。由此可以得出以下的結(jié)論：1、2、4、5、10 m不同開采步距所造成的巷道最大應(yīng)力值分別為10.89、10.82、10.77、10.74、10.68 MPa。從整體來看，開采速度與最大應(yīng)力值呈反比，出現(xiàn)該情況的原因是巷道頂板在經(jīng)歷了開采后失去了支護(hù)作用，從而開始產(chǎn)生較小的形變。長時間過后，就會出現(xiàn)開采區(qū)在較大的開采步距作業(yè)下，應(yīng)力會逐漸減小。

不同開采步距的巷道垂直應(yīng)力如圖6所示。由圖6分析可知，在不同開采步距的情況下，工作面附近的應(yīng)力分布基本趨于相同。但是不同開采步距支承壓力的分布范圍的影響較小，隨著開挖速度的增加，壓力值為40～60 kPa的區(qū)域范圍有所縮減，這一現(xiàn)象的出現(xiàn)與卸載后的穩(wěn)定時間有關(guān)，較長的穩(wěn)定時間導(dǎo)致采空區(qū)頂板較長的形變時間，而與采空區(qū)頂板相連的未垮落區(qū)范圍內(nèi)的巖層將同樣受到較長時間的影響，從而導(dǎo)致了支承壓力范圍的變化。

圖6 不同開采步距的巷道垂直應(yīng)力Fig.6 Vertical stress of roadway with different mining steps

5 支護(hù)設(shè)計與優(yōu)化分析

5.1 支護(hù)方案

根據(jù)模擬以及工程概況，巷道段為矩形截面，錨桿、網(wǎng)格、纜索支承，截面尺寸5.0 m×3.1 m，具體方案為：頂板采用錨網(wǎng)索+鋼筋托梁支護(hù)，幫部采用錨網(wǎng)支護(hù)[11]。①頂板錨桿為φ22 mm×2 400 mm的高強(qiáng)樹脂錨桿，配套150 mm×150 mm×8 mm蝶形托盤，排距800 mm，以中部為中心先均勻布置6根間距為0.8 m的錨桿，頂板兩端的角錨桿距離鄰近錨桿0.7 m，頂板每排8根錨桿，總體呈矩形布置，每根錨桿使用Z2360、K2335錨固劑各1支進(jìn)行錨固，抗拔力不小于100 kN，扭矩不小于100 N·m。②巷道幫部采用φ22 mm×2 400 mm的全金屬錨桿，配套150 mm×150 mm×8 mm蝶形托盤，間排距800 mm×800 mm，每排5根，每根錨桿使用1支Z2360錨固劑進(jìn)行錨固，抗拔力不小于70 kN，扭矩不小于100 N·m。③頂板及幫部網(wǎng)片為φ6 mm圓鋼加工而成，網(wǎng)幅2.0 m×1.0 m，網(wǎng)格100 mm×100 mm。④錨索采用φ17.8 mm×8 000 mm，間排距1.6 m×1.6 m，MX鎖具，托板為300 mm×300 mm×16 mm鋼板托盤，每排3根，每根錨索使用1支K2335和2支Z2360錨固劑進(jìn)行錨固，錨索布置在錨桿排中間。⑤托梁規(guī)格：采用φ16 mm的圓鋼焊制，孔距為800 mm，長度為5 000 mm，寬度為80 mm，頂部錨桿每排加托梁支護(hù)，排距為800 mm。

5.2 數(shù)值模擬分析

(1)巷道圍巖垂直應(yīng)力分析。優(yōu)化后巷道圍巖垂直應(yīng)力如圖7所示。由圖7可知，優(yōu)化后的支護(hù)方案對于圍巖垂直方向的支撐更加的均勻，分散了頂板上側(cè)的應(yīng)力狀態(tài)，使得頂板的中部與兩側(cè)的應(yīng)力數(shù)值相差不大，中部與兩側(cè)的應(yīng)力偏差率為4.52%。同時也兼顧了巷道兩側(cè)的應(yīng)力分布，將頂部與兩側(cè)的礦壓分散至更為堅固的底板位置。巷道整體的應(yīng)力分布呈現(xiàn)一個類似橢圓形的狀態(tài)，達(dá)到了在垂直方向上應(yīng)力均勻改善的目的。

圖7 優(yōu)化后巷道圍巖垂直應(yīng)力Fig.7 Vertical stress of the surrounding rock of the roadway after optimization

(2)巷道圍巖水平應(yīng)力分析。優(yōu)化改巷道圍巖水平應(yīng)力如圖8所示。由圖8可以看出，優(yōu)化后支護(hù)方案下，巷道周圍的水平應(yīng)力分布差異化較小，支護(hù)的水平應(yīng)力整體較均勻，特別是距離巷道一定距離后，應(yīng)力分布等級基本相同，但在巷道周圍還存在一定差異。根據(jù)前述分析可知，優(yōu)化后方案增加了1根錨桿，由水平應(yīng)力圖可知，優(yōu)化后方案距離頂板較近處應(yīng)力集中程度較均勻，水平方向應(yīng)力數(shù)據(jù)偏差率為5.77%，達(dá)到了優(yōu)化目的。

圖8 優(yōu)化后巷道圍巖水平應(yīng)力Fig.8 Horizontal stress of roadway surrounding rock after optimization

(3)巷道圍巖塑性區(qū)分布分析。優(yōu)化后巷道圍巖塑性區(qū)分布如圖9所示。由圖9可知，距離工作面越近的塑性區(qū)域所展示出的塑性變形狀態(tài)更加一致，表明了優(yōu)化后的支護(hù)方案通過錨桿的插入，使得圍巖發(fā)生破壞的概率減小。優(yōu)化后的錨桿長度數(shù)據(jù)更加適應(yīng)開采的工作條件，防止了剪切破壞的發(fā)生。當(dāng)工作面的斷面不斷增大，優(yōu)化后的支護(hù)方案同時也增加了錨桿和錨索的數(shù)量，更加有利于對工作面的整體控制，將發(fā)生塑性變形和拉壓破壞的煤層區(qū)域控制在了距工作面更遠(yuǎn)的區(qū)域，高塑形區(qū)域占整體發(fā)生塑性變形總面積的10.14%，位置全部遠(yuǎn)離了工作面的側(cè)壁。

圖9 優(yōu)化后的巷道圍巖塑性區(qū)分布Fig.9 Distribution of plastic zone in surrounding rock of roadway after optimization

(4)巷道水平位移分析。根據(jù)礦井開采時機(jī)械設(shè)備工作面的轉(zhuǎn)換，對兩側(cè)采取插入不同長度的錨桿進(jìn)行支護(hù)，一側(cè)為2 m，另一側(cè)為2.4 m。雖然兩側(cè)均出現(xiàn)了一定程度的位移差異，但是有效地改善了冒頂片幫和兩側(cè)突出的現(xiàn)象。兩側(cè)的錨桿對工作面形成了抵抗擠壓作用，隨著工作面向縱深推進(jìn)，所采用的錨桿長度也越長，有效控制了工作面的位移量，如圖10所示。

圖10 優(yōu)化后巷道水平位移分布Fig.10 Distribution of horizontal displacement of roadway after optimization

綜上分析，優(yōu)化后方案在整個巷道平面上的塑性區(qū)域、位移、應(yīng)力分布等平均值方差下降明顯，在距離巷道頂板較近的位置，表明距離頂板較近位置的礦壓不會對圍巖產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象，在更遠(yuǎn)處圍巖區(qū)域，這種控制作用更加明顯。此外，從頂板垂直應(yīng)力的控制而言，優(yōu)化后支護(hù)效果要明顯優(yōu)于原始支護(hù)方案?？梢姡ㄟ^巷道礦壓顯現(xiàn)的規(guī)律分析，得出優(yōu)化后的支護(hù)方案效果更加優(yōu)異。

6 結(jié)語

通過對礦井巷道復(fù)合頂板層合結(jié)構(gòu)的推導(dǎo)，得出了綜采工作面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，發(fā)現(xiàn)在復(fù)合頂板條件下，薄弱夾層的承載能力較差，在外力作用下容易產(chǎn)生應(yīng)力集中和拉伸變形或破壞。在傾斜剖面上推導(dǎo)和分析了不同弱夾層高度條件下的頂板切削壓力釋放效應(yīng)和礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，得出如下定性結(jié)論:當(dāng)弱夾層位于頂板切削區(qū)頂部時，留巷支護(hù)強(qiáng)度要求最低；當(dāng)弱夾層位于頂板切削區(qū)中部時，留巷支護(hù)強(qiáng)度要求最高；當(dāng)弱夾層位于頂板切削區(qū)底部時，留巷支護(hù)強(qiáng)度要求中等。采用數(shù)值模擬方法，定量研究了薄弱煤層高度與頂板開采壓力釋放效果之間的關(guān)系。結(jié)果表明，峰值在頂板開采范圍內(nèi)，煤壁側(cè)應(yīng)力集中值隨著薄弱煤層高度變化先減小、后增大、再減小。采用數(shù)值模擬技術(shù)得出了上述結(jié)論，在此基礎(chǔ)上提出了巷道開采支護(hù)技術(shù)的設(shè)計思路，為煤礦巷道支護(hù)技術(shù)的優(yōu)化提供了依據(jù)。