黄陵二矿无煤柱自成巷矿压显现规律研究

高文博

(陕西黄陵二号煤矿有限公司,陕西 延安 727307)

0 引言

煤矿传统回采方式,通常需要掘进2条巷道并留设保护煤柱,该方法煤炭回采效率低,巷道掘进率过高[1-3]。近些年,随着煤矿支护技术的逐渐提升,沿空留巷技术逐渐发展[4-5],其中,何满潮、朱珍等[6-7]提出无煤柱自成巷技术,利用顶板切缝、恒阻大变形锚索(NPR)支护技术等对沿空巷道进行设计。华心祝等[8]建立煤体与锚索支护作用下沿空巷道力学模型,对支护机理进行了系统研究。康红普、张镇等[9-10]采用数值模拟方法对围岩变形规律和控制技术进行研究,提出了沿空留巷支护原则。陈勇、柏建彪等[11-12]对巷旁支护体承载特性进行了研究,得到巷旁支护体作用机制。以上学者多为针对沿空巷道的理论研究,针对无煤柱自成巷技术现场矿压分析研究尚不充分。为此,以黄陵二矿北二巷工作面为例,分析巷道围岩与支护系统的结构关系,探究巷道围岩与顶板的矿压显现规律。

1 无煤柱自成巷围岩—支护系统模型

无煤柱自成巷技术在使用的过程中,巷道围岩、支护结构以及上覆岩层将会形成支护系统,其中包括:巷道围岩自身的力学承载机制、恒阻大变形锚索(NPR)的支护强度、巷道内部其余支护体的支护强度(切顶护帮支架)、采空区矸石堆与顶板的力学结构。因此,上覆岩层的运动状态和巷道围岩的变形特征受制于巷道围岩的力学性质,巷道支护结构的支护阻力,以及采空区矸石堆与顶板的结构力学特性。根据无煤柱自成巷的结构特点,建立无煤柱自成巷技术下巷道围岩—支护系统力学模型,如图1所示。其中力学单元模型包括:由基本顶、直接顶、煤体和底板组成的损伤破裂体;恒阻大变形锚索(NPR)和其余支护结构组成的圣维南体;采空区矸石堆和顶板组成的开尔文体。

图1 无煤柱自成巷技术下巷道围岩—支护系统力学模型Fig.1 Mechanical model of roadway surrounding rock-support system under self-formed roadway technology without coal pillar

对于由基本顶、直接顶、煤体和底板组成的损伤破裂体可以理解为包含损伤在内的弹塑性力学模型,其变形特征为弹性段与塑性段的相加,可以很好地表征煤岩结构的力学特性。对于由恒阻大变形锚索(NPR)和其余支护结构(切顶护帮支架)组成的圣维南体可理解为理想的弹塑性模型,其中弹性阶段表明了巷道围岩的前期弹性变形,塑性阶段表征了在恒定受力情况下,巷道支护单元承受大变形而不发生失稳的能力,对于恒阻大变形锚索的描述较为准确。对于由采空区矸石堆和顶板组成的开尔文体,表示为随着应力在时间长度上不发生变化,但变形量会逐渐增加,可以很好地阐释顶板逐渐压实在采空区矸石堆上的变形过程,其具体的变形过程由开尔文元件中的粘性单元控制。不同元件模型代表不同区域围岩与支护系统的变形特性,其中深部煤体表现为弹性变形特性,对巷道围岩无直接影响。巷道与支护系统表现为理想弹塑性变形特性,容易发生顶板的破断与垮落变形。采空区与上方顶板表现为粘弹性变形特性,代表顶板垮落后逐渐压实在矸石堆的变化过程。

2 无煤柱自成巷围岩变形规律

无煤柱自成巷技术应用过程中,随着顶板切落的动态变化,巷道变形共分为3个阶段。第1个阶段为工作面进行回采对巷道顶板产生扰动应力影响,由于采空区上方顶板尚未断裂,因此,表现为采动的支承压力压缩煤体和巷道自护系统,覆岩发生大量变形;第2阶段为顶板弯矩与挠度达到极限,满足顶板破断的阈值点,此时巷道顶板发生破断与垮落,因为顶板的垮落过程与覆岩结构密切相关,所以在垮落的过程中会受到岩块之间的水平挤压力以及剪切摩擦力,覆岩结构如图2所示。

图2 围岩变形第2阶段覆岩结构Fig.2 Overburden structure of the 2nd stage of surrounding rock deformation

巷道变形的第2阶段,顶板沿切顶线发生垮落,根据砌体梁结构理论对铰接点的力学状态进行分析。巷道上方顶板岩块A与采空区上方顶板岩块B的接触面抗滑力fk见式(1)。

fk=(Tcosθ-Rsinθ)tanφ

(1)

式中,θ为切缝角度,(°);T为水平挤压力,MPa;R为接触面剪切力,MPa;φ为摩擦角,(°)。

当岩块之间的铰接结构发生失稳,采空区上方顶板发生回转变形,需要满足岩块B向下滑动力fh>fk,其中岩块B向下滑动力fh见式(2)。

fh=Rcosθ+Tsinθ

(2)

根据极限平衡状态分析,即fh=fk,可推导式(3)

(3)

综上分析,采空区上方顶板岩块在垮落过程中,需要克服下滑的摩擦力,下滑的摩擦力与岩块的厚度、切缝角度等参数有关,岩块越厚挤压力面积越大,所受摩擦力也随之增加,切缝角度同时决定了摩擦角度的大小。为使巷道顶板所受动压最小,要保证切缝参数的合理设计,以及保障巷道内部的支护系统具有有效的自护能力,其中,恒阻大变形锚索可以在此阶段起到主要的支护作用,可以充分适应顶板的冲击来压以及持续大变形。

第3个变形阶段为顶板破断以后,逐渐压实在垮落矸石堆上的持续变形过程,巷道围岩的主要变形状态为巷道上方顶板受采空区上方顶板发生旋转下沉或者整体发生沉降的过程。此时沿空巷道的结构已经趋于稳定,承载力主要由采空区矸石以及上覆岩层提供,巷道与围岩的结构模型如图3所示。

图3 围岩变形第3阶段覆岩结构Fig.3 Overburden structure of the 3rd stage of surrounding rock deformation

在巷道稳定阶段,可推导直接顶垮落高度计算式见式(4)。

(4)

式中,MS为直接顶垮落高度,m;H为煤层厚度,m;KA为碎胀系数;SS为基本顶下沉高度,m。

根据公式分析可知,矸石的碎胀系数与基本顶垮落高度有直接关系,基本顶的下沉高度与直接顶的高度和矸石的碎胀系数有密切联系。通过设计切顶高度可对顶板的垮落形态进行控制。根据关键块结构与巷道宽度,可得关键块下沉量与巷道顶板下沉量关系见式(5)。

LS/l=SS/S

(5)

式中,LS为关键块长度,m;l为巷道长度,m;S为巷道顶板下沉量,m。

根据关键块与基本顶碎胀关系可推导巷道顶板旋转下沉量见式(6)。

(6)

对公式进行分析,分析不同参数对于巷道顶板旋转下沉量的作用关系。当煤层厚度增加时,巷道控顶高度将会增加,顶板下沉量将会增加;当顶板垮落高度增加时,垮落的矸石堆将会更高,对于采空区上方顶板的支撑效果更好,顶板下沉量将会降低;当岩石碎胀系数增加时,矸石堆对于采空区上方顶板的支撑效果更好,顶板下沉量将会降低。当关键块的长度越小时,采空区上方顶板的悬臂长度将会越小,顶板的下沉量将会降低。

3 巷道矿山压力工程监测

以黄陵二矿北二巷无煤柱自成巷工作面为例,进行矿压显现规律的监测,用以部分验证巷道3阶段变形规律。北二巷工作面主采4号煤层,工作面煤层平均倾角5°,煤层赋存状态较稳定,平均厚度4.5 m,顶板以粉砂岩、细砂岩为主,底板以泥岩、粉砂岩为主。在工作面开切眼方向布置2个监测测站,分别距离开切眼20 m和40 m。对巷道顶板变形量以及切顶护帮支架压力进行监测。

巷道顶底板移近量与工作面推进距离关系如图4所示。

图4 巷道顶底板移近量与工作面推进距离关系Fig.4 Relations of roadway roof and floor movement and advancing distance of working face

1号测站与2号测站顶底板移近量的演化趋势近似相同,但数值略有差异,其中1号测站顶板的最大移近量约为46 mm,2号测站的顶底板最大移近量约为115 mm。总体而言,顶底板的移近量共表现出3阶段的演化趋势,其中第1阶段为工作面推进距离测点0～30 m,即监测的第0～15 d,此时巷道顶底板移近量无明显变化,移近量较小,顶底板与围岩的完整程度较高,属于初始稳定阶段。随着工作面的逐渐推进,由30 m推进至150 m附近时,即监测的第15～60 d,巷道的动压异常明显,顶板发生动态破坏,由采空区上方顶板断裂岩块的回转下沉作用导致巷道顶底板移近量迅速增加,在工程现场,实体煤壁侧发生一定的片帮,当切缝效果较好时,片帮层度较低。此阶段可称为剧烈变形阶段。当工作面继续推进,推进至150 m,即工作面推进的第60～150 d后,顶板的动态运动基本停止,移近量处于缓慢增加的过程,即采空区上方顶板断裂岩块逐渐压实在采空区矸石堆上,并逐渐达到受力平衡状态,此阶段可称为稳定压实阶段。

在黄陵二矿无煤柱自成巷留巷期间对支架支护强度进行监测,绘制切顶护帮支架支护强度与工作面推进距离关系如图5所示。

图5 切顶护帮支架支护强度与工作面推进距离关系Fig.5 Relationship between support strength of roof cutting and advancing distance of working face

根据支架的监测数据可知,两支架的演化趋势大体相同,2号测站支架的最大支护强度为37 MPa,高于1号测站支架的最大支护强度29 MPa。在工作面推进的0～30 m,即监测的第0～15 d过程中,支架的支护强度无明显变化,基本保持在初始支撑力,进一步验证了此时顶板在此阶段数据稳定阶段。当工作面继续推进,推进至30～150 m,即监测的第15～60 d时,支架的支护强度开始快速攀升,即表明采空区上方顶板岩块发生动态失稳破断,在铰接点传递力学的作用下,巷道上方顶板受到剧烈影响,进入快速变形与支承压力升高阶段,直至破断岩块逐渐接触并压实到采空区矸石堆上。随之进入稳定压实阶段,即工作面推进到150 m,工作面推进的第60～150 d后,此时支架的支护强度已经发生明显的降低,矸石堆被逐渐压实,顶板受到矸石堆的支撑力也逐渐增加,当矸石堆、顶板岩层、巷道围岩、支护系统形成稳定整体以后,无煤柱自成巷达到相对稳定状态,巷道围岩无明显的大变形,支护系统的工作阻力也逐渐区域稳定。综上所述,通过对顶底板移近量以及切顶护帮支架的支护强度进行监测,验证了无煤柱自成巷技术实施过程中,巷道围岩存在3个变形阶段,分别为初始稳定阶段、剧烈变形阶段以及稳定压实阶段。

4 结论

(1)无煤柱自成巷技术在使用过程中,巷道围岩、支护结构以及上覆岩层将会形成支护系统,其中包括:巷道围岩自身的力学承载机制、恒阻大变形锚索(NPR)的支护强度、巷道内部其余支护体的支护强度、采空区矸石堆与顶板的力学结构。力学结构中基本顶、直接顶、煤体和底板组成的损伤破裂体。恒阻大变形锚索(NPR)和其余支护结构组成的圣维南体。采空区矸石堆和顶板组成的开尔文体。

(2)顶板切落的动态变化,巷道变形共分为3个阶段。第1阶段为工作面回采对巷道顶板产生扰动应力影响,第2阶段为顶板破断垮落的动态变化阶段,第3阶段为顶板压实在采空区的稳定过程。当煤层厚度较低、顶板垮落高度较高、岩石碎胀系数较高、关键块长度越小时,顶板的下沉量将会降低。

(3)通过对黄陵二矿的矿压规律进行监测,验证了巷道存在3阶段变形特征,其中工作面推进0～30 m为第1阶段,30～150 m为第2阶段,150 m之后为第3阶段,归结为初始稳定阶段、剧烈变形阶段以及稳定压实阶段。