遲國銘,周海豐,李 剛,石占山,王 巍
(1.國能神東煤炭集團有限責任公司 大柳塔煤礦,陜西 神木 719315;2.遼寧工程技術大學 礦業(yè)學院,遼寧 阜新 123000;3.國能神東煤炭集團有限責任公司 神東煤炭技術研究院,陜西 神木 719315)
大柳塔煤礦52605工作面為該采區(qū)第一個沿空留巷工作面,回采階段,留巷側部分區(qū)域圍巖變形破壞嚴重,且留巷側破壞整體表現(xiàn)規(guī)律為開切眼側弱,而終采線側強,對照鉆孔柱狀圖,開切眼側煤層埋深小,終采線側埋深大,因此開展了埋深對沿空留巷圍巖非均勻破壞規(guī)律的研究,獲取埋深對巖層垮落結構及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律的影響進而確定沿空留巷側巷道非均勻破壞機制。
采用相似材料模擬實驗獲取巖層垮落結構特征礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,國內(nèi)學者展開了大量研究[1-5]。王俊明[6]等對采區(qū)首采面及后續(xù)工作面開采覆巖整體移動帶、堅硬火成巖巖床初次破斷及周期破斷距進行了模擬研究。白國良[7]等分析了地表新增荷載對地基穩(wěn)定性影響及其移動變形規(guī)律,采用采空區(qū)浸水軟化試驗,分析了地下水動態(tài)變化對上覆巖層影響及其變形規(guī)律。梁冰[8]等對水平應力與頂板斷裂線位置的相關性進行研究,得到了水平應力與頂板垮落角大小的關系。依據(jù)巖梁極限破斷模型,對水平應力作用下的巖梁破斷距進行討論。劉輝[9]等對留礦法開采過程進行了研究,模擬了礦柱經(jīng)歷了應力釋放繼而逐步承受上部壓力最終達到平衡的受力過程,應力集中和變形主要集中在礦柱的下部,在回采靠近底板分層時變化最明顯,隨著回采高度的增加,礦柱和頂板的變形量逐漸增大。姜曉磊[10]等探討了相似材料模擬實驗的觀測方法與原理。林海飛[11]等得到了覆巖采動裂隙演化形態(tài)與特征,提出了“采動裂隙圓角矩形梯臺帶”工程簡化模型。李純[12]、任啟寒[13]等開展了綜放采場上覆巖層變形規(guī)律、支承壓力沿走向和傾向分布規(guī)律、支承壓力在底板巖層中的傳播規(guī)律研究。李勝[14]等針對綜放沿空留巷頂板下沉控制困難問題,揭示了綜放沿空留巷頂板下沉規(guī)律,建立了頂板下沉力學模型,結合損傷力學和能量守恒理論,推導出了頂板下沉量的理論公式,提出了綜放沿空留巷頂板下沉控制對策。張寶君[15]、段計偉[16]采用數(shù)值模擬方法,研究了沿空留巷巷旁充填及加固技術條件不同時,對巷道受力變形的影響規(guī)律。安雷[17]以大陽煤礦3405工作面沿空留巷為工程背景,采用數(shù)值模擬的方法分析了巷道在沿空留巷過程中的應力演化規(guī)律及塑性區(qū)分布情況。
前人采用相似材料模擬實驗方法對礦壓顯現(xiàn)規(guī)律、裂隙演化規(guī)律及巖層運移規(guī)律進行了大量研究,并在分析具體工程問題中進行了應用,但研究中未涉及埋深對沿空留巷巷道非均勻破壞的影響作用,本文依據(jù)實際煤層賦存條件,采用相似材料模擬實驗的方法對埋深影響下巷道圍巖的載荷分布規(guī)律及巖層垮落結構特征開展物理模擬工作,進而獲取沿空留巷非均勻破壞的機制。
52605工作面為第一個留巷工作面,該工作面在留巷后,留巷部分區(qū)域發(fā)生頂板臺階下沉及煤柱側片幫問題如圖1所示?,F(xiàn)場觀測表明,在工作面走向推進方向上,留巷側破壞分布呈現(xiàn)非均勻性,在開切眼側巷道完整性較好,在終采線側留巷破壞明顯。為確保相鄰的52606工作面留巷的穩(wěn)定性,特開展52606工作面回采相似材料模擬實驗,獲取巖層垮落結構演化及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,為沿空留巷的支護設計提供理論依據(jù),52605工作面與52606工作面的位置關系如圖2所示。52606工作面與52605工作面地質條件類似,沿工作面走向推進方向埋深逐漸增加,開切眼側埋深102.09 m,終采線側埋深210.5 m。工作面采高4.3 m,一次采全高。沿空留巷巷道寬度5.4 m,混凝土墻留設寬度1.2 m。

圖1 沿空留巷部分區(qū)段巷道圍巖變形情況Fig.1 Deformation of the surrounding rock of the roadway in some sections of gob-side entry retaining

圖2 52605工作面與52606工作面相對位置Fig.2 Relative position of the 52605 working face and the 52606 working face
2.1.1 材料配比
依據(jù)當前實驗臺尺寸,設計模型幾何相似比1∶100,時間相似比1∶10,容重相似比1∶1.6。模擬材料采用沙子、石灰、石膏,膠結材料為石灰和石膏。參照實驗室建立的不同試塊強度配比表,將原型煤巖力學參數(shù)換算成對應模型材料力學參數(shù),并選取配比號,得到配比見表1。

表1 相似材料模型配比表Table 1 Ratio of similar material model
2.1.2 模型制作
相似材料模擬實驗臺長寬高為300 cm×30 cm×200 cm,煤巖層沿著工作面走向分層鋪設,底板巖層厚11 cm,5-2煤層厚4.3 cm。靠近開切眼側整體模型高度為100 cm,靠近開切眼側整體模型高度為140 cm,如圖3所示。

圖3 相似材料模型Fig.3 Similar material model
2.1.3 測點布置
在模型正面繪制水平橫線和鉛垂豎線,橫豎線間距均為10 cm,兩線交點設定非編碼點,利用XJTUDP三維光學攝影測量系統(tǒng)觀測覆巖非編碼點位移變化,編碼點位置如圖3所示的十字網(wǎng)格交叉點位置。在開采的5-2煤頂板布置應力測線,觀測隨著工作面推進工作面前方支承壓力隨著埋深的演化規(guī)律,應力測點布置如圖4所示。

圖4 監(jiān)測點布置位置(m)Fig.4 Location of monitoring points
實驗開采方法為一次采全高,5-2煤層工作面的模擬采高為4.3 cm。開采方向為從右向左,開切眼側留煤柱為50 cm,終采線側為獲取更多數(shù)據(jù),最終留煤柱10 cm。開采過程中監(jiān)測并收集覆巖位移、應力和裂隙演化數(shù)據(jù)。
工作面初次來壓如圖5所示,當工作面推進到50 cm時,52606工作面基本頂懸露達到極限跨距,在工作面上方發(fā)生破斷,形成基本頂?shù)某醮蝸韷?,垮落高? cm,垮落寬度50 cm。冒落的直接頂整體性好、垮落面積大,具有一定的突然性。

圖5 工作面初次來壓Fig.5 First weighting of the working face
工作面繼續(xù)推進,推進至58 cm時,第一次周期來壓,垮落高度4 cm,垮落寬度50 cm。之后隨著工作面的推進,周期步距在8 cm左右。當工作面推進100 m時,發(fā)生周期來壓,工作面推進至110 m時發(fā)生第二次周期來壓,此時工作面開挖至整個模型的中部,對應的周期來壓步距由8 cm增加至10 cm,按相似比換算周期來壓步距由8 m增加至10 m,如圖6所示。

圖6 工作面推進至中部周期來壓Fig.6 Periodic weighting when the working face is advanced to the middle
如圖7所示,隨著工作面進一步推進,工作面由135 cm推進至155 cm階段發(fā)生一次周期來壓,模型預計開挖總長度為200 cm,此時模型開采已超過中部,埋深進一步增加,對應的周期來壓步距逐步增加值20 cm,按相似比換算為20 m。

圖7 工作面推進至終采線附近周期來壓Fig.7 Periodic weighting when the working face is close to the terminal line
如圖8所示,最終工作面停止開采時,對應的終采線側煤柱為10 cm,工作面共計開挖了240 cm,后期隨著埋深進一步增加,周期來壓步距在20 cm左右。同時由于埋深的不同,對應的開采后的開切眼及終采線側的垮落角存在明顯的差異,如圖6所示。開切眼淺埋深區(qū)域垮落角為43°,終采線大埋深區(qū)域垮落角為34°。

圖8 工作面開采結束后垮落結構Fig.8 Collapse structure after mining at the working face
3.2.1 初次來壓現(xiàn)場觀測
52605工作面于2021年3月22日夜班開始回采,初采期間受煤壁堅硬無片幫、采煤機電控影響,推進速度慢,截止2121年4月3日夜班,機頭推進58.9 m,機尾推進73.8 m(調斜切眼,切眼位置機尾滯后機頭13.3 m)。
1)直接頂垮落情況。3月24日零點班,機頭推進6.4 m,機尾推進17.9 m,采空區(qū)直接頂開始逐步垮落;至26日零點班,機頭推進13.6 m,機尾推進33.7 m,采空區(qū)直接頂全部垮落。
2)基本頂初次來壓及周期來壓情況。3月31日夜班,當工作面機頭推進至31.3 m,機尾推進至50.2 m,30#—160#架位置來壓,液壓支架的工作阻力集中在31~41 MPa,靠機尾段產(chǎn)生颶風2次,工作面壓力顯現(xiàn)不明顯,煤壁無片幫,支架安全閥無開啟,來壓期間無明顯立柱下沉。4月1日夜班,當工作面機頭推進至40.9 m,機尾推進至56.4 m,工作面第二次周期來壓,壓力集中在65#—140#架,液壓支架的工作阻力集中在42~49.3 MPa,工作面壓力顯現(xiàn)不明顯,煤壁無片幫,支架安全閥部分開啟,開啟率小于10%。4月2日四點班,當工作面機頭推進至51.2 m,機尾推進至66.9 m,工作面第三次周期來壓,壓力集中在45#—110#架,液壓支架的工作阻力集中在42~48.6 MPa,工作面壓力顯現(xiàn)明顯,煤壁出現(xiàn)片幫,片幫深度200~300 mm,主要集中在煤壁上部;支架安全閥部分開啟,開啟率小于10%。
3)初次來壓步距計算。根據(jù)來壓情況可知:52605工作面的初次來壓步距為機頭段31.3+8.5=39.8 m(含切眼),機尾段50.2+8.5=58.7 m(含切眼),平均49.25 m,如圖9所示。

圖9 礦壓熱力分布Fig.9 Mine pressure heat diagram
3.2.2 周期來壓現(xiàn)場觀測
對52605工作面開展周期來壓統(tǒng)計分析,分別記錄了21年4月—22年1月周期來壓過程,并對其回采位置及平均來壓步距進行了記錄,見表2。

表2 實測來壓步距記錄Table 2 Records of measured weighting interval
由上述統(tǒng)計數(shù)據(jù)可知,工作面推進過程中,初采階段周期來壓步距為9.2 m??拷┎啥?,周期來壓步距變?yōu)?5 m,依據(jù)礦井埋深分布可知,靠近末采階段埋深逐漸增加,上述變化規(guī)律與煤層埋深具有一定關聯(lián)性。
為獲取工作面推進過程中走向應力演化規(guī)律,對隨著工作面推進前方應力演化數(shù)據(jù)開展分析,得到工作面前方測點①—⑥應力演化數(shù)據(jù)如圖10所示。

圖10 工作面走向推進應力演化規(guī)律Fig.10 Stress evolution of the working face advancing along the strike
進一步依據(jù)圖10所示的支承壓力曲線,對支承壓力不同特征段的特征數(shù)據(jù)進行提取,得到隨埋深變化的支承壓力演化規(guī)律數(shù)據(jù)見表3。

表3 支承壓力隨埋深演化規(guī)律Table 3 Evolution of abutment pressure with burial depth
依據(jù)表3數(shù)據(jù),工作面前方23 m以外的范圍為未受采動影響區(qū),工作面前方1.5 m至23 m的范圍內(nèi)為應力增高區(qū),超前支撐壓力峰值出現(xiàn)在工作面前方5.3 m處,峰值集中系數(shù)平均為1.1。應力降低區(qū)為工作面前方1.5 m處至工作面后方12.3 m處。重新壓實區(qū)在工作面后方12.3 m以外。
工作面由埋深小到埋深大區(qū)域發(fā)展過程中,應力升高區(qū)范圍增加,峰值距離工作面距離減小,同時應力集中系數(shù)增加。
如圖11所示,對開挖結束后,工作面上方垂直應力測點開展分析,9號測點重新壓實,上方的10—12號測點均處于卸壓狀態(tài)。

圖11 工作面垂直方向應力分布Fig.11 Stress distribution in the vertical direction of the working face
由圖12可知,當工作面推進初期,工作面由74 m推進至137 m過程中,裂隙主要以離層裂隙發(fā)育為主,之后隨著工作面進一步推進,如圖12(c)所示,工作面推進186 m覆巖垮落后,形成貫穿裂隙。隨著埋深的增加,垮落角在埋深大位置較小,低于埋深小位置,同時在埋深大的區(qū)域形成的裂隙密度較埋深大區(qū)域更大。

圖12 覆巖裂隙發(fā)育特征Fig.12 Development characteristics of overburden fractures
對上述區(qū)域的裂隙進行定量識別,分別得到(a)裂隙比為0.04%,(b)裂隙比為0.72%,(c)裂隙比為2.48%,(d)裂隙比為3.25%,(e)裂隙比為5.98%,(f)裂隙比為6.44%。建立工作面推進距離與裂隙比的關系曲線,如圖13所示。關系曲線表明隨著工作面推進距離增加,工作面埋深增加,裂隙比呈現(xiàn)指數(shù)關系增加,裂隙比指數(shù)增加,表明后期形成的垮落裂隙數(shù)量非均勻變化,靠近終采線側、采深較大側裂隙發(fā)育密度較埋深淺側大。

圖13 裂隙發(fā)育演化規(guī)律Fig.13 Fracture development and evolution
結合前述隨埋深增加裂隙及垮落角演化規(guī)律,如圖14所示,靠近終采線側的埋深較大區(qū)域,懸臂區(qū)垮落角減小,懸臂長度增加。支撐區(qū)垮落巖石破碎,支撐能力減弱。長懸臂弱支撐導致留巷側巷道頂板載荷較淺部區(qū)增加,而在整個留巷中采用相同支護方式,極易在埋深較大區(qū)域發(fā)生巷道的大變形。

圖14 沿空留巷載荷分析及支護方案(mm)Fig.14 Schematic of load analysis for gob-side entry retaining
1)依據(jù)大柳塔52606工作面地質條件,建立了物理模擬實驗模型,對工作面沿走向開采,埋深逐漸增加過程的巖層移動變形規(guī)律、應力演化規(guī)律及裂隙演化規(guī)律進行了分析。
2)52606工作面在走向推進過程中,埋深影響其周期來壓步距、頂板應力演化、覆巖裂隙演化及垮落角。開采初期淺部開采區(qū)域周期來壓步距8 m,開采至中部周期來壓步距增加值10 m,達到終采線開采最深位置來壓步距達到20 m,埋深增加對應的周期來壓步距增加;應力演化與埋深同樣相關,工作面由埋深小到埋深大區(qū)域發(fā)展過程中,應力升高區(qū)范圍增加,峰值距離工作面距離減小,同時應力集中系數(shù)增加。裂隙演化方面隨著埋深增加裂隙數(shù)量呈指數(shù)增加,靠近終采線埋深較大位置裂隙密度較大,終采線側垮落角較小,頂板懸梁結構較大,不利于巷道穩(wěn)定。
3)52606工作面沿空留巷在整個工作面走向范圍內(nèi)呈現(xiàn)非均勻變形破壞與埋深密切相關,埋深增加使得周期來壓步距增加,對應工作面前方支承壓力增加,對留巷的二次擾動增加。同時埋深增加對應的頂板垮落結構較破碎,對留巷的支撐保護作用減弱,垮落角減小懸臂梁結構增大,使得留巷載荷增加,不利于一次采動后留巷的穩(wěn)定性?,F(xiàn)場觀測情況與實驗結論一致,在終采線側留巷在一二次采動后變形破壞明顯。