大采高淺埋煤層工作面礦壓顯現特征模擬及試驗分析

楊登峰, 張擁軍, 徐文協, 王觀群, 高祥壯

(1.青島理工大學理學院,青島 266033；2. 青島理工大學土木工程學院,青島 266033；3.青島北洋建筑設計有限公司,青島 266071)

在中國西北的甘肅、寧夏及內蒙等地富含大量淺埋煤層,其埋深通常在150 m以內,煤層賦存具有淺埋深、薄基巖和上覆厚松散砂層等典型特征[1]。隨著煤炭開采機械化程度的不斷提高,煤層一次采出厚度也大幅增加,大采高容易造成覆巖破壞范圍的加大,頂板來壓難以形成穩(wěn)定的“砌體梁”式結構,容易出現直至地表的全厚式切落,造成大范圍切頂壓架事故,礦壓顯現更加劇烈也更加復雜,給礦山企業(yè)的安全生產帶來諸多隱患。

中國眾多學者針對綜采工作面大采高條件下的礦壓顯現規(guī)律進行了深入研究。王兆會等[2]通過數值模擬及理論分析指出淺埋煤層工作面采高增大基本頂破斷塊體長度長度較小,難以形成穩(wěn)定結構,是基本頂結構容易發(fā)生切落的主要原因；唐輝[3]提出了淺埋煤層大采高工作面出現了大小周期來壓的現象；張宏偉等[4]通過指出隨著采高的增大工作面超前支承壓力的范圍也不斷增大,關鍵層的破斷對礦壓顯現具有控制作用；張立輝等[5]通過研究首個8 m大采高工作面礦壓顯現規(guī)律,指出隨采高增大煤壁片幫嚴重,頂板來壓出現“大-小”不規(guī)則來壓趨勢,來壓步距較小,礦壓顯現劇烈；金向陽等[6]指出大采高堅硬頂板來壓顯現劇烈,極易出現片幫冒頂事故；朱恒中等[7]通過現場實測指出淺埋煤層采場過沖溝發(fā)育區(qū)時來壓步距減小且來壓較頻繁,通過后來壓恢復正常,支承壓力出現“下降-穩(wěn)定-上升”分布特征,來壓時支架過載率高,容易造成壓架災害；曾泰[8]指出淺埋煤層大采高綜采面支架末阻力隨初撐力呈線性增長,沿工作面方向中部大、上部和下部??；孫占國[9]指出隨著淺埋煤層采高的增加上覆巖層離層量隨之增加且頂板斷裂線向前移動；李國華等[10]針對淺埋煤層厚松散層特征,研究了工作面的大小周期來壓現象,為煤層開采提供了借鑒；王創(chuàng)業(yè)等[11]探討了大采高條件下基本頂的破斷特征,指出基本頂破斷步距除與本身巖體特征有關外,還與采空區(qū)矸石及支架支承作用力相關；肖江等[12]指出8.5 m厚煤層綜采時直接頂的來壓步距比中厚煤層有所減小,基本頂的來壓步距出現大小交替式的變化特征；黃慶享等[13]構建了煤層群下煤層開采初次來壓的支架載荷計算模型,揭示了工作面頂板動壓作用機理；劉洋等[14]隨著采高增大,采場超前支承壓力峰值增大且影響范圍增大,礦壓顯現比之前更加劇烈；孔祥義等[15]綜合采用多種方法研究了大采高煤壁片幫問題,并對片幫危險區(qū)進行了分類；楊勝利等[16]指出大采高初次及周期來壓期間頂板形成了類似“靜定三鉸拱”結構,結構失穩(wěn)引起了回采工作面頂板的動載沖擊現象。

以上研究成果對于揭示工作面開采高度增大時的礦壓顯現規(guī)律具有重要的意義。在現在的高強度開采條件下,中國神東礦區(qū)綜采工作面采高不斷增大,例如神東上灣煤礦完成了世界上首個8.8 m大采高綜采工作面的圈面工作。在如此大采高條件下會對工作面的礦壓顯現產生怎樣的影響,支承壓力變化規(guī)律、支架工作阻力變化特征等是仍然需要研究的問題。因此選取實際工程案例,通過數值模擬及物理試驗方法,針對大采高條件下淺埋煤層頂板礦壓顯現特征進行分析,以達到指導實際淺埋煤層開采的目的。

1 數值模型

1.1 工程地質條件

神東礦區(qū)的大柳塔1203工作面開采煤層為1-2煤層傾角3°,淺埋煤層開采厚度平均為6 m,煤層埋深在50～65 m,工作面長150 m,采高4 m,基巖上覆厚度為15～30 m的厚松散層。當回采工作面推進到23.6 m時,支承壓力迅速增大,頂板沿煤壁中部切落,長度達到了90 m,造成地面塌陷?；謴蜕a后地面凹陷范圍不斷增大,裂縫最寬處達到0.7 m,地表下沉量達到了2.34 m。采用通用離散單元法程序(universal distinct element code,UDEC)數值模擬軟件構建分析模型,模型的屈服準則可以表示為[17]

fs=(σ1-σ3)-2ccosφ-(σ1+σ3)sinφ(1)

式(1)中：σ1為最大主應力；σ3為最小主應力；c為土的黏聚力；φ為土的內摩擦角。fs<0條件下巖體產生剪切破壞。

工作面具體煤巖體物理力學參數如表1[18]表示。

表1 煤巖體物理力學參數[18]Table 1 Physical mechanics parameters of coal rocks[18]

1.2 模型設計

數值模型走向設置為200 m,垂直高度設置為60 m,模型量測留50 m長的煤柱以消除邊界效應帶來的影響,將模型上邊界設置為自由邊界,底邊界和兩側邊界設置為固定邊界。將監(jiān)測線設置在距離煤層上部1、4、9 m處,監(jiān)測頂板支承壓力及位移變化。力學模型如圖1所示。

圖1 數值分析模型簡圖Fig.1 Schematic diagram of a numerical analysis model

2 數值分析

2.1 不同采高頂板破斷及位移特征

2.1.1 頂板破斷特征

工作面推進速度一定時(10 m/d),針對采高3～7 m這5種條件下的數值分析結果,對比研究頂板的初次和周期來壓步距及礦壓特征。

對比分析圖2(a)～圖2(e)模擬結果可知,不同釆高會導致頂板初次破斷及周期性破斷步距的不同,在采高3～7 m變化時,頂板的初次來壓步距由40 m增大到50 m,周期來壓步距由40 m增大到60 m,整體呈增大的趨勢。來壓過程中頂板的裂隙發(fā)育高度也隨之增大,直接頂垮落充分,基本頂出現了離層現象,工作面礦壓顯現也就越劇烈；上覆巖層破斷回轉運動空間增大,來壓過程中,頂板破斷回轉角度也不斷增大。破斷頂板之間難以形成穩(wěn)定的鉸接結構,隨著下位巖層垮落到采空區(qū),破壞區(qū)域不斷向上位巖層移動,由于大采高及淺埋煤層薄基巖厚松散層特征,頂板垮落過程中出現了整體式臺階下沉現象[圖2(c)、圖2(d)中初次來壓過程中]。不同采高條件下均出現了較大的地面沉降,地表沉降表現出隨采高增大而不斷增大的趨勢,模擬結果顯示采高7 m時的沉降最大,最大超過了4.5 m,比采高3 m時的沉降增大了3.5 m,使巖層控制的難度加大。

Lc為初次來壓步距； Lz為周期來壓步距圖2 每步推進10 m不同采高條件下頂板的來壓特征Fig.2 Pressure characteristics of roof under different height conditions of 10 m per step

2.1.2 頂板位移變化特征

結合數值模擬中設置的測線監(jiān)測結果,研究采高增大頂板的豎向位移變化特征。

分析圖3曲線變化規(guī)律可以得到,位移峰值曲線隨著采高增大逐漸增大,采高在3～7 m時位移由2.16 m增大到3.58 m。主要原因是由于采高增大,卸荷作用造成頂板采動損傷區(qū)域不斷向上擴展,增大了破壞范圍,上覆巖層破壞垮落到采空區(qū),頂板的回轉變形量增大造成了位移增大。

圖3 頂板采動豎向位移峰值對比曲線Fig.3 Comparison curve of vertical displacement peak in top plate mining

2.2 頂板支承壓力變化特征

在數值模擬分析的基礎上,針對采高3～7 m區(qū)間的頂板周期來壓支承壓力變化規(guī)律進行分析。

分析圖4中曲線變化趨勢可知,隨著采高的增大,在一定采高范圍內支承壓力表現出隨采高增大而迅速增大的趨勢,在采高為3～5 m范圍內,頂板支承壓力值增長迅速,由8.663 MPa,增大到了10.53 MPa,總共增大了1.867 MPa,動載系數也隨之增大,達到了1.75。隨著采高的繼續(xù)增大支承壓力值出現下降趨勢,當采高為6 m時,支承壓力降低到8.815 MPa,在采高6～7 m區(qū)間內支承壓力降幅放緩,采高7 m時基本達到穩(wěn)定,此時的支承壓力值為8.53 MPa。并且隨著采高增大，支承壓力峰值出現距離煤壁越來越遠，不斷向煤壁前方推移,采高3 m時應力峰值位于煤壁前方30 m,采高7 m時應力峰值位于煤壁前方90 m,比采高3 m時前移了10 m,同時也呈現出不斷增大的趨勢。

圖4 不同采高支承壓力變化曲線Fig.4 Different height support pressure change curve

通過模擬分析可以說明工作面采高增大其支承壓力值并非一直增大,而是增幅達到一定值之后逐漸趨于穩(wěn)定甚至出現降低趨勢。支承壓力峰值隨采高增大距離煤壁越來越遠,影響范圍也不斷增大。

結合圖4、圖5中曲線變化趨勢分析可知,隨著工作面開采高度的增加,支承壓力表現出先增大后減小并逐漸趨于穩(wěn)定的變化規(guī)律,推進速度10 m/d,采高為5 m時,達到了最大支承壓力10.53 MPa。支承壓力先增大后減小的變化規(guī)律說明一定區(qū)間內增大采高不利于頂板穩(wěn)定。主要原因是采高增大,開采卸荷作用造成的損傷區(qū)域也不斷向上擴展,造成上覆巖層的損傷區(qū)域擴大、離層及垮落,采高加大頂板回轉變形量加大,也不利于形成鉸接式“砌體梁”結構,容易造成頂板的臺階式下沉,引起切頂壓架事故。隨著采高的持續(xù)增大,上覆巖層垮落時受到卸荷作用影響作用減小,高位巖層損傷區(qū)域較小,破斷垮落的回轉空間較小,垮落過程中逐漸形成了“應力拱”結構。因此在圖4中支承壓力趨于回落和逐漸穩(wěn)定。

圖5 采高3～7 m頂板支承壓力峰值變化情況Fig.5 Peak change of support pressure at height 3～7 m

2.3 頂板臺階下沉現象

工作面推進過程中,淺埋煤層頂板出現臺階下沉現象,造成頂板切落的災害事故。圖6所示為采高為3～7 m,推進速度10 m/d條件下,各采高頂板出現的破斷切落。

圖6 采高3～7 m時頂板的臺階下沉Fig.6 The steps of the roof sink at height 3～7 m

對比圖6數值分析結果可知,采高越低,切頂發(fā)生時需要的掘進步長Lq也就越大,例如采高3、4 m時步長為110 m[圖6(a)],當采高達到5 m時,切頂步長減小為90 m[圖6(c)],采高6 m掘進步長減小為70 m[圖6(d)],采高7 m時掘進步長減小為60 m[圖6(e)]。表現為隨著采高的增大,切頂發(fā)生的步長越短,越容易造成頂板的臺階切落。頂板切落同時造成了直達地表的大規(guī)模的沉陷,且沉陷量隨采高增大而增大[圖6(e)],在切頂過程中由于下位頂板難以形成鉸接的“砌體梁”結構而出現的“懸臂梁”結構特征[圖6(d)]。上位關鍵層垮落形成了“砌體梁”結構,且隨著采高增大,“砌體梁”結構特征越明顯[圖6(c)～圖6(e)],由此“砌體梁”破斷失穩(wěn)及“懸臂梁”破斷失穩(wěn)形成了大采高來壓的大小周期來壓現象。當砌體梁結構垮落時帶來的工作面的劇烈礦壓顯現以及動載現象。

綜合數值模擬結果可知,相同推進速度條件下工作面采高不同,頂板的初次來壓和周期來壓也會不同,一定范圍內增大采高頂板的初次來壓步距和周期來壓步距隨之減小,越容易誘發(fā)切頂災害,礦壓顯現也就越劇烈,支承壓力越大,大采高形成了下位巖層的“懸臂梁”和上位巖層的“砌體梁”結構,形成了大小周期來壓現象,尤其是上位“砌體梁”結構來壓造成了來壓加劇及動載現象。因此為保持工作面穩(wěn)定減小切頂壓架災害需要結合具體工程地質情況選取合理的采高。

3 大采高頂板來壓試驗分析

3.1 工程地質條件

祁連塔煤礦32206綜采工作面位于2-2煤二盤區(qū),礦區(qū)松散層厚度為40 m,基巖厚約為50 m,工作面長度為301 m,煤層平均厚度為5.96 m,傾角為1°～3°,設計采高5.5 m。結合祁連塔煤礦32206工作面2-2煤的工程地質條件,模型采高設計為5.5 m,每刀推進5 m,針對各巖層具體情況進行一般化調整,以分析工作面大采高條件下的來壓規(guī)律。

3.2 試驗結果分析

3.2.1 頂板來壓過程

分析圖7中來壓過程可知,大采高情況下,工作面來壓步距減小,且來壓劇烈,出現了切頂壓架災害。工作面推進20 m時直接頂發(fā)生初次垮落,且出現了沿煤壁切落的現象[圖7(a)]。隨著開挖的繼續(xù),當工作面推進到30 m時,頂板再次出現垮落,并伴隨有離層現象[圖7(b)],工作面繼續(xù)推進,采空區(qū)面積增大,大采高造成了頂板損傷區(qū)擴展、貫通,造成了上覆巖層整體臺階式切落[圖7(c)],造成了支架的變形和工作阻力的迅速上升,以及采空區(qū)的動荷載作用。當工作面推進到35 m時發(fā)生第一次周期來壓現象,周期來壓步距約為12.5 m。大采高條件下頂板破斷垮落明顯,且破壞區(qū)域不斷向上移動。

圖7 第一次周期來壓Fig.7 First cycle of roof pressure

第一次周期來壓發(fā)生以后,工作面繼續(xù)往前推進,大采高使工作面破斷頂板難以形成鉸接“砌體梁”結構,直接垮落到采空區(qū),未垮落部分形成了“懸臂梁”結構形式[圖8(a)],這與模擬結果相類似。隨著工作面的推進,“懸臂梁”的懸空長度不斷增大,巖體損傷區(qū)開始發(fā)育并回轉變形,當工作面掘進到47.5 m時,頂板巖體損傷區(qū)裂縫貫通,形成支架上覆的“懸臂梁”頂板切落,支架的壓縮變形量超過了圖7(c)[圖8(b)],之后垮落的巖體向著采空區(qū)傾覆,形成對采空區(qū)的動載破壞作用。

圖8 第二次周期來壓Fig.8 Second cycle of roof pressure

3.2.2 支架工作阻力變化特征

通過自制支護裝置來模擬液壓支架,通過監(jiān)測數據近似計算支架荷載變化。圖9所示為隨工作面推進支架工作阻力變化曲線,由曲線變化規(guī)律可知,從開切眼到直接頂初次垮落期間支架工作阻力逐步提升,但提升幅度較小,當工作面推進到22.5 m時,頂板發(fā)生初次來壓,支架工作阻力出現了大幅提升,達到了7 383 kN,大采高造成了頂板垮落高度增大,工作阻力較普通采高有了較大的提升,來壓劇烈。第一次來壓后支架工作阻力有所回落,工作面推進到34 m時,頂板第一次周期來壓,支架工作阻力達到了8 050 kN,并伴有頂板的裂縫、離層等現象[圖7(c)],等到頂板第二次周期來壓時,出現了頂板的范圍切落現象,支架阻力提高幅度較大,達到了9 614 kN[圖8(b)],沿煤壁發(fā)生切頂時,支架工作阻力相較于周期來壓時出現了較大的增幅,達到了16.1%。頂板的來壓過程呈現出波浪式變化特征。大采高條件下,頂板的來壓更加劇烈,且伴隨有頂板的裂縫、離層以及大范圍架前切落現象[圖7(c)、圖8(b)],給工作面礦壓造成較大的影響。支架最大工作阻力發(fā)生在工作面推進到76 m時,達到了13 547 kN,試驗模擬得到的支承壓力超過了工作面額定支架工作阻力12 000 kN。

圖9 支架工作阻力來壓變化Fig.9 Stent working resistance to pressure change

與常規(guī)采高相比,大采高條件下頂板的初次來壓步距及周期來壓步距都出現了較大減少,支架工作阻力有較大提高且出現了大范圍頂板切落現象。試驗分析與數值模擬結果基本一致。因此選擇合理的采高對于維持頂板穩(wěn)定保障工作面安全回采具有重要作用。

4 大采高頂板來壓現場監(jiān)測

為與數值模擬對比研究大采高頂板初次和周期來壓特征,統計大柳塔、石圪臺、保德礦等多個礦山工作面的監(jiān)測數據,得到隨采高增大,支架工作阻力及來壓步距變化特征[19]。

分析圖10中工作面初次來壓和周期來壓步距變化特征可知,隨采高增大來壓步距整體呈現出增大趨勢,其中初次來壓步距增幅明顯,從采高4 m時的35.4 m,增大到采高7 m時的58 m；周期來壓步距增幅相對較小,從采高4 m時的11.1 m,增大到采高7 m時的16 m,支架支護阻力隨采高增大整體呈現出不斷增大的趨勢,由采高4 m時的5 283 kN增大到采高7 m時的10 918 kN，如圖11所示?，F場監(jiān)測數據反應出來的變化規(guī)律與數值模擬結果基本一致,證明了研究結論的可靠性。

圖10 采高4～7 m來壓步距變化曲線Fig.10 Variation curve of press step of 4～7 m hoist

圖11 采高4～7 m支架支護阻力變化曲線Fig.11 Variation curve of working resistance of 4～7 m hoist

5 結論

結合數值模擬及相似材料模擬試驗方法,研究了不同的采高條件下頂板的礦壓變化特征，得出如下結論。

(1) 隨采高的增大,頂板破斷過程中損傷區(qū)發(fā)育高度不斷增大,上覆巖層垮落時的回轉空間不斷增大,頂板出現了明顯的臺階下沉現象,造成頂板的初次來壓和周期來壓步距呈增大趨勢,地表沉降不斷增大。同時煤壁支承壓力也出現了不同幅度的增大,在采高5 m時達到最大值10.53 MPa,動載系數達到了1.75,之后不斷回落趨于平穩(wěn),表明支承壓力并非隨采高增大而持續(xù)增大。大采高垮落巖體無法有效充填采空區(qū),來壓過程形成了“懸臂梁-砌體梁”結構造成了工作面周期來壓過程中礦壓的劇烈顯現。

(2) 物理模擬結果表明頂板的卸荷損傷區(qū)域隨采高增大不斷往上擴展,使上覆巖層裂隙充分發(fā)育,誘發(fā)頂板的大范圍切落,使來壓造成的破壞范圍不斷增大。切頂發(fā)生時支架工作阻力迅速增加,比周期來壓時提高了16.1%,達到9 614 kN,來壓劇烈,最大支護阻力達到了13 547 kN,超過了額定工作阻力,物理試驗得到的結論有效指導了工作面開采。因此,工作面選取合理的采高對于保證采空區(qū)穩(wěn)定、減少頂板災害事故至關重要。通過現場實測數據驗證了分析的可靠性。