综放工作面超前范围巷道围岩变形特征研究

高腾龙

(晋能控股煤业集团 同发东周窑煤业有限公司,山西 大同 037000)

回采巷道超前支护段受工作面采动影响,围岩裂隙相对发育,巷道变形加剧,表现出较为强烈的矿压显现,易造成冒顶、片帮,甚至引发冲击地压事故。因此,对回采巷道采取及时有效的超前支护形式,能够在很大程度上降低甚至排除事故风险,提高巷道支护质量和巷道围岩稳定性,有利于井下煤炭资源安全高效开采。

关于超前范围巷道围岩变形特征的问题,我国众多学者已经进行了大量的研究。史泽坡等[1]通过数值模拟分析厚煤层坚硬顶板工作面开采过程中超前支承压力分布特征,发现其影响范围可达40 m以上,且应力集中程度普遍处于较高状态。李学华等[2]从巷道围岩应力转移的角度提出底板松动爆破加注浆、巷道底板掘巷、巷道顶板掘巷等技术,为解决高应力巷道维护提供了理论依据和技术支持。王国法等[3]采用数值模拟和现场监测相结合的研究方法分析了采动应力分布规律与影响范围,提出了“低初撑、高工阻”非等强耦合支护理念和超前支护设计原理。这些研究成果为巷道支护设计提供了有力的理论与技术支撑,尤其是超前巷道应力分布规律及围岩变形特征作为支护设计的落脚点,决定了超前支护长度和支护强度。针对采动影响的回采巷道超前支护难题,本文利用理论分析研究超前支护段围岩应力分布及变形特征,为掌握工作面四周支承压力分布规律及确定超前支护强度、支护距离提供理论参考。

1 工程概况

同发东周窑煤矿8107工作面位于石炭系太原组5号层一盘区,东北侧为C5号层8105工作面采空区,西北侧为盘区大巷和8106工作面采空区,南侧为未采实体,东侧为未采实体煤和井田边界。工作面推进长度1 533 m,宽度253 m.煤层平均厚度5.85 m,开采深度平均约519 m.

2 采动影响下巷道围岩变形特征

2.1 垂直应力

沿走向方向,在本工作面煤体内,距离运输巷右帮部10 m处取一测线,得到本工作面侧帮部超前支承压力分布,见图1.由图可知,应力峰值出现在工作面前方7 m处,峰值强度为21.8 MPa,应力集中系数2.7,支承压力影响范围大致在工作面前方35 m内。

图1 工作面侧帮部距运输巷右帮表面10 m

2.2 垂直位移

超前工作面40 m范围内,顶板最大下沉量见图2.通过对比发现,受本工作面采动影响,运输巷顶板下沉加剧,顶板最大下沉量达到140 mm.越远离工作面,随着超前支承压力减小,巷道顶板受支承压力影响程度降低,顶板最大下沉量逐渐减小。

图2 超前工作面40 m范围内运输巷顶板最大下沉量

3 超前支护距离及强度确定方法

3.1 回采工作面超前支承压力分布规律

工作面自切眼开始回采后,上覆岩层发生离层、破断甚至冒落,而悬露岩层的重量将会传递至采场周围的煤体,形成支承压力。老顶极限破断距越大,意味着悬顶面积越大,传递到煤体上的支承压力则越大。覆岩结构及其稳定性随工作面推进而变化,引起支承压力分布具有明显的区域性,因此支承压力的分布规律实质上是覆岩结构系统变化的直接反映。总体上看,采场周围支承压力分布随工作面推进、采高、采深等因素的变化而变化。

1) 超前支承压力分布规律。工作面初采阶段,工作面前方煤体基本上处于弹性阶段,煤壁侧即为支承压力峰值处。随着工作面的推进,稳定顶板悬露面积增大,出现弯曲下沉,运动趋势明显,所以应力峰值也相应增加。当煤壁处超前支承压力大于煤体的抗压强度,该区域的煤体就发生塑性破坏而卸压,应力峰值则向煤体深部转移。当老顶岩梁达到极限跨距,端部发生断裂而向采空区回转直至触矸平衡。悬臂梁断裂也是一个卸压过程,导致断裂处一定范围内的支承压力减小。换言之,当破断的岩块所形成的结构在其上部岩层重量影响下逐渐失稳,最终触碰冒落的矸石,对采空区进行压实,使其能承受一定程度的支承压力影响。另外,靠近煤壁处的支承压力范围也逐渐缩小,应力水平显著下降。老顶断裂处往内的支承压力分布规律主要由上覆岩层自重及岩层传递的力决定,因而此区域内的支承压力峰值更大,影响范围更广,见图3.

图3 工作面前方支承压力变化情况

老顶随着工作面的推进而发生周期性破坏,超前支承压力分布范围及强度也相继发生变化而达到稳定状态,从支承压力在层面分布情况上看,工作面中部超前支承压力最大(该处破断岩块先触矸),影响范围更远,靠近回采巷道两侧支承压力相对小些。但辅运巷道受超前支承压力及侧向支承压力的共同作用,应力峰值增大并向煤壁更深处转移,因而该巷道的超前支护段及端头需要特别严格的支护形式来克服强烈动压的影响。

2) 采空区侧向支承压力分布规律。随工作面不断向前推进,老顶岩层发生“O—X”破断,并伴随其周期性破断,破断后的岩块沿工作面走向方向形成“砌体梁”大结构,而沿倾向方向在工作面端头形成弧形三角块(图4)。

图4 采空区覆岩破断后结构示意

煤层刚被回采时,只增加了老顶岩层的悬露面积,造成其并不显著的弯曲下沉,此时采空区一侧煤体处于弹性状态,而支承压力强度在不断累积,煤体塑性区逐渐发展,此时支承压力呈现单峰状态。直至岩层破断形成岩块失稳时,侧向支承压力在断裂处释放,并向一侧更远处转移,而呈现双峰状态。最终失稳的岩块触矸而趋于稳定,一段时间后,采空区倾向支承压力分布达到稳定状态[4](图5)。但当邻近工作面回采巷道掘进及回采时,会对上覆形成的稳定结构造成扰动,再次引起围岩应力的重新分布,而形成复杂的叠加应力场,此时采空区一侧煤体塑性破坏强烈,巷道变形明显。

图5 采空区侧向支承压力变化情况

3.2 超前支护距离确定方法

采场支承压力分布的一般规律可循,但在多样的开采参数、复杂的赋存情况、煤岩层特性等具体条件影响下,支承压力应力峰值、峰值距离及支承压力影响范围存在明显的区别。通过可靠的理论和测试技术确定支承压力峰值位置以及支承压力影响范围,为实际生产敲定回采巷道超前支护距离提供依据。本小节采用极限平衡理论对回采巷道超前支承压力影响范围进行理论计算。

为简化计算,做出以下假设:煤体视为均匀连续介质;取整个处于极限强度范围内煤体为研究对象,模型为平面应变情况;煤层界面是煤体相对顶底板岩层运动的滑移面,沿此面发生剪切破坏,满足摩尔-库伦准则;极限平衡区与弹性区交界处有平衡方程:

式中:K为应力集中系数;γ为覆岩容重,kN/m;H为煤层埋深,m;λ为侧压系数.

根据极限平衡理论,建立如图6的力学模型。

图6 煤壁前方支承压力计算力学模型

根据建立的力学模型,不计体积力,列出极限平衡区的应力平衡方程为:

式中:C0为煤层与顶底板界面的内聚力,MPa;φ0为煤层顶底板界面处摩擦角,°.

计算求得支承压力影响范围为:

3.3 超前支护强度确定方法

回采巷道超前支护强度应当根据回采期间超前支承压力峰值或侧向支承压力与超前支承压力叠加形成的应力峰值确定,分别对应了回采巷道运输巷、辅运巷的最大超前支护强度。通常来说,工作面超前支承压力峰值距煤壁约4～8 m,影响范围为40～60 m,应力增高系数一般为2.5～3;倾斜方向固定支承压力峰值深入煤壁15～20 m,影响范围一般为15～30 m,应力增高系数为2～3.而上区段残余固定支承压力与本区段超前支承压力叠加,在辅运巷端头及前方一定范围内形成很高的叠加支承压力,应力增高系数可达4～7.

初次来压后,支承压力迅速发展,直至充分采动后,支承压力峰值基本稳定。煤层厚度对支承压力峰值、应力集中系数影响较大,具体表现为同等条件下煤层越厚,支承压力峰值、支承压力集中系数越小。支承压力峰值还与工作面宽度、煤层埋深等有关。当煤层埋藏越深,支承压力峰值愈大,但支承压力集中系数愈小;当工作面宽度越大,相应的支承压力峰值及应力集中系数都会增大。国内虽有不少学者依据不同理论对支承压力峰值分布规律进行了较为深刻的研究,但各模型的适用性有限,且目前确定支承压力峰值的主要方法仍是数值计算、相似模拟和现场实测等。理论计算所得的峰值大小能够为超前支护强度设计提供依据,但也必须考虑采高、工作面宽度等开采参数以及赋存条件对超前支护强度进行修正。特别地,对位于采空区侧的沿空巷道而言,煤柱的尺寸决定了巷道所处侧向支承压力的影响程度,关乎着巷道顶底板和帮部的稳定性,因此回采期间沿空巷道超前支护设计要考虑煤柱尺寸影响下的支承压力分布情况。

经研究表明,应力集中系数可用下述经验公式[6]进行计算:

K=-0.841+3.275×10-3H+0.455M+0.013L+0.084D-0.02α

式中:H为煤层埋深,m;M为煤厚,m;L为工作面宽度,m;D为顶板岩层与煤层的弹性模量之比;α为煤层倾角,°.

考虑原岩应力对支承压力峰值影响,超前支承压力峰值可用如下公式[7]计算:

σzmax=σ0+ξσi

则支承压力峰值系数可表达为:

式中:γ为煤层覆岩容重,kN/m3;H为煤层埋深,m.

4 结 语

1) 采动影响使得运输巷垂直应力集中于本工作面实体煤处,使顶板下沉最大增加140 mm,塑性区较发育,超前支承压力峰值出现在工作面前方7 m处,峰值强度为21.8 MPa,应力集中系数2.7,支承压力影响范围大致在工作面前方35 m.

2) 超前工作面40 m范围内,受工作面采动影响,运输巷顶板下沉加剧,最大下沉量达到140 mm.越远离工作面,随着超前支承压力减小,巷道顶板受支承压力影响程度越低,顶板最大下沉量逐渐减小。