沖溝地貌近距下位煤層綜放面進出煤柱期間頂板結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性研究

石花軍

(國家能源投資集團國源公司 上榆泉煤礦，山西 河曲 036500)

我國近距離煤層分布范圍廣泛，多個礦區(qū)都有開采實踐，隨著開采規(guī)劃進展的不斷推進，許多礦井上煤層回采工作已經(jīng)結(jié)束，工作面移至下煤層開采[1，2]。在下煤層開采過程中，煤柱受到超前支承力與應(yīng)力集中影響，在進出煤柱期間常會出現(xiàn)冒頂、片幫及壓架事故，對安全開采造成困難[3，4]。

關(guān)于沖溝地貌下煤層進出煤柱期間頂板活動情況及應(yīng)力分布規(guī)律，已有學(xué)者進行了研究。鞠金峰[5，6]針對工作面過煤柱時的動載礦壓問題，以煤柱上方關(guān)鍵塊體的穩(wěn)定性為切入點，研究得出煤柱上方兩關(guān)鍵塊體形成的不穩(wěn)定三鉸式結(jié)構(gòu)的相對旋轉(zhuǎn)運動是動載礦壓發(fā)生的根本原因。朱衛(wèi)兵、許家林、王旭鋒等[7，8]通過物理模擬與數(shù)值模擬研究了下煤層采動影響下上覆煤柱的超前失穩(wěn)回轉(zhuǎn)破斷過程，并從關(guān)鍵塊體相對運動角度揭示了工作面壓架機理。楊俊哲、李浩蕩、許猛堂等[9-11]以石圪臺礦為背景，通過分析關(guān)鍵層中關(guān)鍵巖塊的回轉(zhuǎn)破斷過程，得出了下煤層工作面過煤柱期間頂板破斷規(guī)律，并針對壓架問題提出爆破集中煤柱、縮短工作面長度等防治方法。王旭鋒、封金權(quán)等[12-15]采用物理相似模擬探究了沖溝地貌影響下分層開采的可行性與覆巖破斷規(guī)律。上述成果多集中在過煤柱期間頂板致災(zāi)機理與動壓問題，在分析時未結(jié)合地貌影響，對沖溝條件下進出煤柱期間頂板的應(yīng)力演化規(guī)律及穩(wěn)定性的研究較少[16]。

采用數(shù)值模擬及理論分析方法，結(jié)合地表沖溝地貌影響，分析工作面頂板垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力變化規(guī)律，對頂板穩(wěn)定性進行定量計算判定，并針對頂板巖塊失穩(wěn)形式提出進出煤柱期間頂板災(zāi)害防治。

1 地質(zhì)概況及生產(chǎn)條件

1.1 地質(zhì)概況

上榆泉煤礦I031002綜放工作面以石炭紀(jì)10#煤層為主采煤層，開采深度152m，煤層傾角1°～4°，煤層平均厚度11.45m。煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含有6層夾矸，夾矸平均厚度0.57m，煤層瓦斯涌出量較低，不會對開采工作造成影響。10#煤層煤體抗壓強度為12.35MPa，抗拉強度為0.69MPa；粉砂巖抗壓強度57.44MPa，抗拉強度2.75MPa；泥巖抗壓強度30.66MPa，抗拉強度1.79MPa。煤層柱狀如圖1所示。

圖1 煤層柱狀

1.2 工作面生產(chǎn)條件

I031002綜放工作面位于三采區(qū)，I031002工作面上方為I010906采空區(qū)和I010904采空區(qū)，中部留設(shè)寬為20m的區(qū)段保護煤柱，其距I031002運輸巷道138m、材料巷道76m，工作面推進初期將在邊界保護煤柱下回采，切眼距I010904工作面切眼100m，距I010902工作面切眼-55m，推進末期將在大巷保護煤柱下回采，終采線距I010904工作面終采線62m，距I010902工作面終采線127m。綜放工作面布置情況如圖2所示。

圖2 I031002綜放工作面布置情況

2 9#煤層遺留煤柱下應(yīng)力分布特征

基于上榆泉煤礦三采區(qū)9#和10#煤層地質(zhì)條件與區(qū)域地貌，利用CAD軟件從地形圖中提取目標(biāo)區(qū)域地表等高線進行三維繪圖并輸出為ANSYS命令流文件，在ANSYS中執(zhí)行SFANS命令并借助Surfer空間插值功能，建立FLAC3D模型并進行網(wǎng)格劃分，最終導(dǎo)入至FLAC3D中進行模擬計算。為細(xì)化研究沖溝參數(shù)對頂板應(yīng)力演化影響，根據(jù)上榆泉煤礦三采區(qū)地表沖溝統(tǒng)計分析結(jié)果，建立沖溝切割系數(shù)k=0.5，沖溝坡角α=30°沖溝條件FLAC計算模型。模型走向長度、傾向?qū)挾燃案叨染O(shè)置為600m、450m、230m，并在模型頂界面施加荷載以對上覆巖層的壓力進行模擬，采用摩爾-庫倫準(zhǔn)則進行模擬計算。

9#煤區(qū)段保護煤柱雙側(cè)采空條件下底板20m范圍內(nèi)應(yīng)力分布情況如圖3所示，由圖3可知，受采動影響煤層底板在區(qū)段保護煤柱附近出現(xiàn)應(yīng)力集中，水平應(yīng)力與垂直應(yīng)力在其兩側(cè)均出現(xiàn)峰值，并隨著距底板距離的增加逐漸減小，垂直應(yīng)力最大值為距底板2m處的9.81MPa，水平應(yīng)力最大值為距底板2m處的3.21MPa。由于10#煤與9#煤間隔距離9m，當(dāng)下煤層開采時，區(qū)段煤柱附近煤體與頂板均受到上層開采擾動影響。

圖3 9#煤煤柱雙側(cè)采空底板應(yīng)力分布

3 下煤層進出煤柱期間頂板應(yīng)力動態(tài)演化

3.1 工作面進煤柱期間頂板應(yīng)力動態(tài)演化

工作面進煤柱前后頂板應(yīng)力變化如圖4所示，由圖可知，工作面進大巷保護煤柱前，頂板水平應(yīng)力受上煤層開采集中應(yīng)力和下煤層采動應(yīng)力影響，峰值維持在區(qū)段保護煤柱兩側(cè)，分別為5.48MPa和6.68MPa，I010904采空區(qū)范圍內(nèi)垂直應(yīng)力穩(wěn)定在原巖應(yīng)力附近。區(qū)段保護煤柱下方頂板垂直應(yīng)力恒為最大值，其左側(cè)30m范圍恒為應(yīng)力增高區(qū)。工作面推過煤柱后，I010906工作面采空區(qū)下方頂板垂直應(yīng)力則逐漸降低，最終接近零。工作面位于煤柱下時，I010904采空區(qū)下頂板水平應(yīng)力逐步降低，區(qū)段煤柱右側(cè)應(yīng)力峰值逐漸消失，同時隨著工作面接近I010906終采線，采空區(qū)下頂板水平應(yīng)力大幅下降。推過大巷保護煤柱后，區(qū)段煤柱下方頂板垂直應(yīng)力減小5%～7%，I010904采空區(qū)下頂板垂直應(yīng)力受采動影響迅速降低，I010906工作面采空區(qū)下頂板垂直應(yīng)力由于超前應(yīng)力影響增大8%～12%。

圖4 10#煤層綜放工作面進煤柱前后應(yīng)力曲線

3.2 工作面出煤柱期間頂板應(yīng)力動態(tài)演化

工作面出煤柱期間頂板應(yīng)力演化如圖5所示，由圖5可知，工作面出邊界保護煤柱前，采動影響與區(qū)段保護煤柱應(yīng)力集中的疊加效應(yīng)，使工作面頂板水平與垂直應(yīng)力均隨工作面推進而增高，其中垂直應(yīng)力增量逐漸減小，水平應(yīng)力增量不斷加大，在推出煤柱20m范圍內(nèi)，水平應(yīng)力增幅尤為明顯，最多達(dá)45%。工作面位于煤柱下時，頂板水平應(yīng)力達(dá)到最大值，垂直應(yīng)力出現(xiàn)減弱。工作面推出煤柱后，兩側(cè)采空區(qū)下頂板水平應(yīng)力迅速降低，區(qū)段保護煤柱兩側(cè)由于應(yīng)力集中，水平應(yīng)力與垂直應(yīng)力則出現(xiàn)增高區(qū)，峰值分別為5.43MPa和13.46MPa，采空區(qū)下頂板垂直應(yīng)力則迅速降低至1MPa。

圖5 10#煤層綜放工作面出煤柱前后應(yīng)力曲線

圖6 沖溝地貌下綜放工作面進出煤柱前后應(yīng)力曲線

3.3 工作面進出煤柱期間頂板應(yīng)力動態(tài)演化影響

極端沖溝條件下工作面進出煤柱期間頂板垂直應(yīng)力演化過程如圖6所示，由圖6可知，其變化趨勢與上述分析結(jié)果基本保持一致。隨著沖溝坡角α與沖溝切割系數(shù)k增大，工作面出煤柱時，頂板垂直應(yīng)力峰值為普通沖溝地貌的1.2～1.4倍，區(qū)段保護煤柱應(yīng)力峰值為13.5MPa，較普通沖溝影響增加8%；工作面進煤柱時，兩側(cè)采空區(qū)下頂板垂直應(yīng)力約為11.6MPa，是普通沖溝影響下的1.48倍，該影響持續(xù)至工作面推進煤柱后，較普通沖溝條件增大30%～45%。

由上述分析可知，出煤柱期間由于工作面先后經(jīng)過未開采原巖應(yīng)力區(qū)、采區(qū)邊界應(yīng)力增高區(qū)和采空區(qū)應(yīng)力降低區(qū)，故垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力總體呈現(xiàn)先增大后減小的趨勢，但兩者應(yīng)力峰值出現(xiàn)位置不同，垂直應(yīng)力一般出現(xiàn)于出煤柱之前，水平應(yīng)力則出現(xiàn)于出煤柱之后。進煤柱期間工作面經(jīng)過順序相反，垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力總體呈現(xiàn)持續(xù)減小趨勢，且在進煤柱后減小量迅速增大。同時，沖溝地貌對于進出煤柱期間頂板應(yīng)力峰值有降低效果，對空區(qū)部分應(yīng)力有增高作用。

4 綜放面進出煤柱時頂板結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性

由上述分析可知，綜放工作面進出煤柱期間頂板應(yīng)力變化明顯，應(yīng)力峰值持續(xù)時間長，針對期間頂板關(guān)鍵巖塊運動狀態(tài)進行力學(xué)分析，判斷頂板失穩(wěn)形式及其穩(wěn)定性，為頂板災(zāi)害防治提供理論指導(dǎo)。根據(jù)關(guān)鍵層定義與變形特征判斷式，可確定第29層為頂板巖層中的關(guān)鍵層，其厚度h=5.2m，巖層破斷距l(xiāng)=24.6m。

4.1 頂板巖塊受力情況分析

頂板巖層砌體梁結(jié)構(gòu)中塊體的穩(wěn)定性決定了整個頂板結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性，其失穩(wěn)可分為滑落失穩(wěn)與回轉(zhuǎn)變形失穩(wěn)兩種[17]，根據(jù)塊體運動受力與幾何關(guān)系，對其進行定量計算，對關(guān)鍵塊體穩(wěn)定性進行判別，塊體運動受力及幾何關(guān)系如圖7所示。

圖7 塊體運動受力及幾何關(guān)系

巖塊下沉量W1與直接頂總厚度∑h，采高M及巖層破斷后的碎脹系數(shù)Kp有關(guān)，即：

W1=M-∑h(Kp-1)

(1)

鑒于塊與塊之間的接觸是塑性鉸接關(guān)系，因此水平推力T作用點可取a/2處。由于巖塊長度取決于其受力條件，而巖層形成周期性斷裂條件與其所受荷載相關(guān)，因此，沖溝地貌條件下工作面進出煤柱期間巖層斷裂長度可假設(shè)為l1=kl2(k<1)，結(jié)合巖塊回轉(zhuǎn)后的接觸幾何關(guān)系，則：

根據(jù)對全砌體梁結(jié)構(gòu)的計算可得R2=1.03P2，因此近似認(rèn)為R2=P2。由巖塊回轉(zhuǎn)后的接觸幾何關(guān)系2a=h-w1=h-l1sinθ1與巖塊下沉量與長度之間幾何關(guān)系w1=l1sinθ1，w2=l1sinθ1+l2sinθ2，以及斷裂度表達(dá)式i=h/l，可將上述兩表達(dá)式化簡為：

根據(jù)全結(jié)構(gòu)計算位移規(guī)律θ2≈θ1/4，并將兩巖塊所受荷載假設(shè)為P1=cP2(c<1)，可表達(dá)式進一步簡化為：

最后由QA+QB=P1得出QA表達(dá)式為：

4.2 巖塊滑落失穩(wěn)判定

當(dāng)鉸接巖塊發(fā)生相對滑動運動時，作用于巖塊上水平推力T不斷增大，最終導(dǎo)致鉸接處巖塊滑動失穩(wěn)，因此，判斷頂板關(guān)鍵塊體結(jié)構(gòu)滑落失穩(wěn)需保證結(jié)構(gòu)滿足：

Ttanφ≥QA

(9)

式中，tanφ為巖塊間的摩擦系數(shù)，取0.3。將其帶入式(9)可得：

由此可知，結(jié)構(gòu)是否發(fā)生滑落失穩(wěn)與斷裂度i和回轉(zhuǎn)角θ有著直接關(guān)系，且由于0°<θ<90°，因此sinθ>0，而一般情況下k取1.2～1.3，故當(dāng)斷裂度i>0.1875時必會發(fā)生滑落失穩(wěn)。將相關(guān)數(shù)據(jù)帶入后可求得斷裂度i為：

頂板關(guān)鍵巖塊斷裂度i滿足滑落失穩(wěn)條件，將發(fā)生滑落失穩(wěn)。

4.3 巖塊回轉(zhuǎn)失穩(wěn)判定

當(dāng)鉸接處兩巖塊發(fā)生逆向運動時，水平推力T不斷增大，最終致使轉(zhuǎn)角處巖塊擠壓破碎失穩(wěn)，因此，判斷關(guān)鍵塊體是否發(fā)生回轉(zhuǎn)破斷需保證結(jié)構(gòu)滿足：

T≤αησc

(11)

式中，T/α表示接觸面上得平均擠壓應(yīng)力，MPa；ησc表示巖塊在角端處的擠壓強度，MPa。將P1=ρg(h+h1)l與相關(guān)數(shù)據(jù)代入可得：

由此可知，關(guān)鍵層與荷載層總厚度h+h1隨θ增加而減小，即隨θ的增加，回轉(zhuǎn)變形失穩(wěn)的可能性增加。而巖塊回轉(zhuǎn)角θ主要與煤層采高M、關(guān)鍵層破斷距有關(guān)l以及關(guān)鍵層與煤層之間巖層總厚度決定，即：

將相關(guān)參數(shù)帶入后計算可得頂板內(nèi)關(guān)鍵巖塊回轉(zhuǎn)角度的余弦值為：

結(jié)合前述斷裂度i計算結(jié)果可知，頂板關(guān)鍵巖層上方總荷載層厚度h+h1<0，故關(guān)鍵巖塊必發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)。

5 進出煤柱期間壓架災(zāi)害防治措施

5.1 煤柱下掘工藝巷

為降低進出煤柱期間10#煤層頂板滑落失穩(wěn)危害，可在煤柱下掘進工藝巷對煤層進行卸壓處理，實現(xiàn)頂板巖塊人為分段破斷，減小跨落步距[18]。具體為可從10#煤層回采巷道內(nèi)向上掘一條布置于上層終采煤柱內(nèi)專用于對大巷保護煤柱進行卸壓的巷道，距9#煤層I010906工作面終采線35m，距I010904工作面終采線90m，距10#煤層終采線22m，巷道內(nèi)采用鉆孔卸壓并以注水軟化處理作為輔助，以減小工作面進出煤柱期間的應(yīng)力集中影響，降低煤柱下支架支承壓力與壓架災(zāi)害發(fā)生幾率，其中鉆孔深度35m，直徑150mm，間距8m，布置方式如圖8所示。

圖8 上層終采煤柱內(nèi)掘工藝巷

5.2 減小采厚

工作面進出煤柱期間適當(dāng)減小采厚，可減小工作面頂板關(guān)鍵巖塊的回轉(zhuǎn)空間從而降低工作面支架壓力[19]，減小動載沖擊，但采厚減小同時也會降低煤炭回采率，減小支架活柱伸縮空間，因此需根據(jù)煤層賦存情況與覆巖特性確定合理采厚[20]。

為確定上榆泉煤礦沖溝地貌下進出煤柱期間工作面合理采厚，在上述基礎(chǔ)上調(diào)整工作面開采厚度進行模擬，回轉(zhuǎn)角與垂直應(yīng)力隨采厚的變化曲線如圖9所示。由圖可知，煤柱下方工作面頂板垂直應(yīng)力峰值和回轉(zhuǎn)角均隨采厚增加而增大，減小幅度則均呈現(xiàn)先減后增趨勢。當(dāng)采厚減小時，10#煤層傳遞給支架的荷載也將增大，因此結(jié)合礦井實際情況，可將工作面采厚控制在3.4～3.6m范圍內(nèi)，使得頂板回轉(zhuǎn)角由1.43°減小為1.08°，減少25%左右，頂板內(nèi)垂直應(yīng)力峰值由8.53MPa減小為7.7MPa，減小10%左右，在保證支架阻力增高量在可控范圍的同時，可減小壓架災(zāi)害發(fā)生可能。

圖9 回轉(zhuǎn)角與垂直應(yīng)力隨采厚變化曲線

6 結(jié) 論

1)出煤柱期間頂板垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力總體呈現(xiàn)先增后減趨勢，但兩者應(yīng)力峰值出現(xiàn)位置不同；進煤柱期間垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力總體呈現(xiàn)持續(xù)減小趨勢，且在進煤柱后減小量迅速增大。同時，沖溝地貌參數(shù)沖溝坡角α與沖溝切割系數(shù)k對于進出煤柱期間頂板應(yīng)力峰值有降低效果，對采空區(qū)部分應(yīng)力有增高作用。

2)根據(jù)塊體運動受力情況與幾何關(guān)系，定量計算得出研究區(qū)域上方關(guān)鍵塊體發(fā)生滑落失穩(wěn)的條件為i≥0.1875，發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)的條件為h+h1<0，計算可知頂板巖塊將同時發(fā)生滑落失穩(wěn)與回轉(zhuǎn)失穩(wěn)。

3)依據(jù)頂板關(guān)鍵塊體破斷形式與機理提出煤柱下掘進工藝巷和減小采厚兩種壓架防治措施并驗證其有效性。結(jié)果表明，工作面合理減小采厚后，頂板巖塊回轉(zhuǎn)角25%左右，頂板內(nèi)垂直應(yīng)力峰值減小10%左右。