随着中国煤炭开采向深部发展,巷道围岩变形控制一直是深部岩体力学工程领域的重点难点
[1]。当前,支护技术的发展使矿井顶板下沉和两帮移近量的控制问题得到了有效解决
[2],但巷道底鼓控制仍然是制约深部矿井高产高效的关键问题之一
[3]。底鼓会导致巷道断面缩小,阻碍运输和行人。尤其是沿空巷道受采空区影响应力环境复杂,加之开采速度快、开采强度大,深部大型矿井临空巷道底鼓控制亟须高效解决。
中外专家学者对底鼓机理和控制技术进行了大量研究,获得了丰硕成果。康红普等
[4]、程利兴等
[5]研究了深井高应力软岩巷道围岩变形机制,通过支护-改性-卸压协同控制、锚架充协同控制等方法治理了深井高应力软岩巷道底鼓等问题。李建敦等
[6]利用数值模拟分析了隧道初支变形及大变形原因,提出合理的变形控制措施。陈志敏等
[7]通过对3种代表性岩样崩解试验研究,揭示了软岩、膨胀岩软化崩解规律。谢卫红等
[8]建立了挠曲褶皱性巷道底板模型,提出了判别巷道底板失稳的充要力学条件。柏建彪等
[9]提出了采动巷道底鼓“两点三区”的变形特征。初明祥等
[10]研究得出上覆压力经两帮煤体挤压底板是采空侧巷道底鼓的形成机制,采用中空锚杆注浆与高强锚杆锚注联合支护技术有效治理了采空侧巷道的底鼓。王志强等
[11]结合朗肯土压力理论研究了非对称底鼓力学机理,并应用错层位巷道布置技术有效防控底鼓。Ivan等
[12]通过实验、数值模拟方法研究了含水率对巷道底鼓的影响,并且采用注浆加固的方式有效治理了巷道底鼓。范子儀等
[13]研究了采动影响下弱胶结软岩巷道非对称变形特征与控制对策,改进的支护方案有效地控制了巷道非均匀变形并减少了巷道底鼓量。朱俊福等
[14]提出采用深部软弱夹层巷道围岩局部非对称加强支护方式治理巷道底鼓,工业性应用效果良好。刘泉声等
[15]研究了深井软岩破碎巷道底鼓原因及处置技术,有效加强了巷道围岩稳定性。刘光饶等
[16]揭示了强采动巷道变形破坏原因及围岩大变形机理,设计辅运顺槽预裂断顶结合补强加固方案,有效抑制了底鼓量。郑朋强等
[17]开展了软岩大变形巷道底鼓破坏机制与支护技术研究,通过数值模拟方法验证了合理性。邓卓越等
[18]研究了膨胀性软岩大断面斜井巷道底鼓机理与防治措施。郑西贵等
[19]研究了深井巷道挠曲褶皱性底鼓机理与控制技术,现场应用证明了可行性与实用性。杨辉等
[20]进行了岩溶隧道道床上浮机制及底鼓特征数值分析,认为隧道道床黏结失效诱发了道床上浮底鼓。Yang等
[21]利用不同厚度岩状材料层状试样研究了隧道底板的破坏行为,认为岩层屈曲并向上断裂是底鼓的主要原因,现场应用隔墙有效减少了底鼓量。刘彤彤等
[22]对隧道基底围岩膨胀引起的仰拱底鼓特征进行了分析,明确了基底膨胀作用下隧道两侧围岩失稳机制。Fang等
[23]采用数值模拟和现场实测手段研究了穿层巷道围岩破坏及底鼓问题,在现场治理过程中有效减少了底鼓量,维护了巷道围岩稳定。
中外学者围绕底鼓的发生机理及其影响因素开展了系统研究,并在防治技术方面取得了显著进展。然而,现有研究多集中于特定矿井或单一工况,往往忽略了同一矿井内部地质条件及工作面布置差异所带来的影响。因此,现依托某深部矿井地质与开采条件,综合运用理论分析、数值模拟与工程实践手段,构建工作面底鼓差异性显现力学模型,阐明煤层厚度与煤柱集中应力在底鼓形成过程中的耦合作用机理;揭示不同工况下底鼓的差异化显现机制,突破了以往单一工况研究的局限;提出基于高应力路径传递的卸压调控方法,现场应用实现底鼓显现的显著削弱。研究成果不仅深化对深部沿空巷道在不同工况下底鼓差异性机制的认识,同时也为该矿井及类似地质条件矿井的底鼓防治提供理论支撑与技术参考。
1 工程地质概况
内蒙古自治区ME矿区深部矿井埋深为560 m,由于开采布置和独特的地质条件,同一盘区形成了3种不同工况条件下的工作面开采情况,且3种工况条件下沿空巷道底鼓呈现严重差异性。3种工况均单翼采空,平行于最大水平主应力布置。根据现场调研,受采空区影响,临空巷道局部区域存在明显的底鼓、帮鼓等矿压显现现象,严重影响了矿井正常生产。通过现场勘察,工况Ⅰ所在的区域为小采高、小煤柱工作面,沿空巷道底鼓量最大,底板位移量大部分介于400~500 mm,最大达到608 mm。工况Ⅱ所在区域为大采高、小煤柱工作面,底鼓量相对最低,底板位移量大部分介于150~255 mm,最大达到352 mm。工况Ⅲ所在区域为大采高、大煤柱工作面,底鼓量居中,底板位移量大部分介于250~386 mm,最大达到457 mm。其中小采高工作面煤层厚度为2.62~3.94 m,开采厚度为3.0 m,大采高工作面煤层厚度为4.7~6.3 m,开采厚度为6.0 m。小煤柱宽度6 m,大煤柱宽度25 m。不同工况条件工作面分布如
图1所示,工况Ⅰ条件工作面沿空巷道底鼓显现如
图2所示。
分别选取不同工况工作面附近钻孔柱状图,顶底板以砂质泥岩、粉砂岩为主,条件相似,煤层开采厚度及区段煤柱宽度为主要问题。
2 深部开采沿空巷道数值模拟分析
2.1 不同工况条件下工作面开采数值模型建立
为深入分析工作面沿空巷道底鼓机理,研究不同工况应力对巷道底鼓的影响,使用Flac
3D数值模拟软件模拟不同工况条件下煤层开采过程,建立如
图3所示的数值模型,模型尺寸为660 m×800 m×130 m, 其中包含四条回采巷道(宽6 m、高4 m),模型两翼以及工作面外侧留有约150 m的实体煤边界,工作面布置与开采条件一致。根据3种工况的地应力测试结果在模型顶部施加垂直均布载荷模拟模型上方岩层重力,侧压系数取1.2。数值模型采用Mohr-Coulomb准则,采空区采用煤柱支撑法处理,工作面采用一次开挖的形式开采,煤层顶底板以及各参数详情如
表1所示。
2.2 不同工况条件下沿空巷道围岩应力分布特征
提取沿走向方向及倾向方向的应力峰值剖面,如
图4所示。随着模型开采,沿倾向方向,煤体应力在实体煤一侧超前10 m附近位置达到峰值,随后逐渐降低,在超前50 m附近趋于稳定。工况Ⅰ实体煤一侧应力逐步升高形成高应力集中区,应力峰值为27.5 MPa,距离煤壁6.48 m;工况Ⅱ较工况Ⅰ采高由3 m变为6 m,应力峰值与煤壁距离缩短为5.91 m,峰值为26.9 MPa;工况Ⅲ较工况Ⅱ煤柱宽度由6 m变为25 m,宽煤柱始终承受高应力影响,且实体煤一侧应力峰值为23.4 MPa,应力峰值距离煤壁5.64 m。
通过对比3种工况多条巷道应力监测设备数据,发现在超前工作面50 m之外,应力变化小,其平均值为5.89 MPa;在超前工作面0~50 m,应力明显上升,应力平均值为9.37 MPa;工作面超前15 m附近,应力急剧上升,且工况Ⅰ、工况Ⅱ、工况Ⅲ所在工作面应力最大值分别为25.14、19.78、17.22 MPa,与模拟结果具有相似性。综上所述,实体煤一侧的应力峰值区域距离煤壁最远,应力集中区域更贴近底板,造成底板破坏深度更大,是造成工况Ⅰ底鼓量最大的原因;实体煤一侧应力与宽煤柱应力在巷道底板区域叠加,是工况Ⅲ底鼓量大于工况Ⅱ的原因。由此可以得出结论,开采厚度和煤柱宽度是造成巷道底鼓差异性的原因。
3 深部沿空巷道底鼓差异性显现机制
3.1 深部沿空巷道底鼓显现机理
煤层开采使工作面超前区域底板积聚大量弹性能
[24-25],由于实体煤下底板处于封闭状态,能量通过沿空巷道底板自由面释放,使沿空巷道发生底鼓,如
图5所示。根据底板滑移理论
[26],受侧向支承压力影响,工作面超前区域底板主动受力区
AOB破碎挤压过渡区
BOC,同时挤压应力使过渡区破碎,进而向被动区
COD传递应力,应力按照滑移路径转移,最终导致沿空巷道底板自由面
OD发生位移。
3.2 开采厚度对底鼓影响机制
煤层厚度对工作面支承压力分布具有重大影响,一般规律而言
[27-28],相同直径的岩石试件高度越大,单轴抗压强度越低,应变量越大;对于工程而言,煤层厚度越大,变形量越大,围岩的变形会起到一定的让压效果,如
图6所示。6 m、3 m采高超前支承压力分别为
Fa、
Fc,煤体让压变形损耗分别为
Fb和
Fd;正常情况下
Fa>
Fc,但考虑到厚煤层变形让压量比中厚煤层大,即
Fb>
Fd,造成最终传递到底板的力(
Fa-
Fb)<(
Fc-
Fd),即3 m采高煤层底板应力反而比6 m采高煤层底板应力大。为验证不同采高煤体应力传递规律,提取不同开采厚度工作面推采500 m靠近底板位置煤体应力数据(
图6),随着开采进行,3 m采高煤体应力曲线增幅明显,应力最大值达到29 MPa,6 m采高煤体应力曲线整体较为平缓,最大为11.92 MPa。整个开采过程中,3 m采高煤体应力高于6 m采高煤体应力部分占63.2%,持平或低于部分占36.8%。因此,在该矿地质条件下,相较于较厚煤层,中厚煤层底板应力更大,沿空巷道发育塑性区范围更广,发生底鼓的可能性越大,也是3 m采高底板变形量大于6 m采高底鼓量的原因。
综上,煤层厚度低造成底板集中应力
F、塑性区发育深度
L、塑性区发育范围
H全部大于厚煤层(
F1>
F2、
L1>
L2、
H1>
H2),综合造成3 m煤层沿空巷道底鼓量大于6 m煤层沿空巷道底鼓量,同时也是煤层厚度造成底鼓差异性显现机制。小煤柱护巷工艺底鼓力学机理为:实体煤侧高应力集中使底板发育塑性区,主动区Ⅰ挤压过渡区Ⅱ使被动区Ⅲ向上位移,形成底鼓现象,如
图7中红色应力路线。
3.3 煤柱留设宽度对底鼓影响机制
留设宽煤柱
[29-30]造成煤柱中部形成高应力集中区,也造成沿空巷道两侧均形成高应力集中区。调取工作面应力实测应力云图,如
图8所示,宽煤柱工作面沿空巷道两侧均形成应力集中。因此,留设宽煤柱沿空巷道底鼓力学机理为:巷道两侧受高应力集中影响,底板同时发育塑性区,并在巷道底部形成应力叠加,造成沿空巷道底鼓量加剧。煤柱集中应力造成宽煤柱沿空巷道底鼓量大于小煤柱沿空巷道底鼓量,是不同煤柱宽度沿空巷道底鼓差异性显现机制。
综上所述,煤层开采厚度和煤柱集中应力是不同工况条件下沿空巷道底鼓差异性显现机制。因此,需要在采用小煤柱护巷的基础上,增加顶板爆破措施,削弱高应力传递路径。
4 深部沿空巷道底鼓卸压调控方法
4.1 深部沿空巷道卸压优化方案
通过工况Ⅱ和工况Ⅲ底鼓机制对比,降低沿空巷道护巷煤柱宽度是降低底鼓量的有效方法;通过工况Ⅰ和工况Ⅱ底鼓机制对比,实体煤侧支承压力分布是底鼓量产生差异性的原因,也是底鼓量较大的原因。因此,为了降低巷道围岩应力集中,防止底鼓影响正常生产,在原有临空侧爆破孔的基础上,增加实体煤侧顶板爆破孔代替多遍卸压钻孔,如
图9所示。
通过现场实测,实体煤侧高应力传递路径为8.0~10.0 m,但考虑到爆破卸压后应力转移依旧有使巷道底鼓的风险,因此,根据高应力传递路径,考虑保护长度z为巷道宽度(4 m)。根据现场设备及施工情况,设计爆破孔长度35 m,倾角55°,装药长度14 m,走向方向上往切眼方向偏转45°,通过爆破作用切断顶板高应力传递路径,减轻巷道围岩应力集中程度。
4.2 深部沿空巷道超前支护优化方案及防治效果
根据现场监测和数值模拟结果,沿空巷道超前支承压力影响范围在0~150 m,受超前支承压力影响底鼓响应剧烈距离为10~50 m。因此,调整工作面超前支护方式,在超前工作面0~50 m使用高工作阻力垛式支架替换单元架支护,将超前50~150 m单元架间距由2 m调整为1.5 m,通过加强、加密支护控制沿空巷道超前段底鼓位移量。
经过优化爆破卸压方案和超前支护优化布置,工况Ⅰ条件沿空巷道在超前55 m达到底鼓位移最大值130 mm;工况Ⅲ条件沿空巷道全部转化为工况Ⅱ条件沿空巷道,工况Ⅱ条件沿空巷道在超前65 m达到底鼓位移最大值76 mm。两种工况条件下沿空巷道全部在垛式支架和单元架交界处呈现出最大底鼓量。且沿空巷道超前基本为对称底鼓,无底板掀起现象,仅表现底鼓裂隙,如
图10、
图11所示。深部沿空巷道卸压调控优化方案极大地降低了底鼓量,对工作面超前支架搬移和工作面正常生产基本无影响。
5 结论
以某深部矿井由于开采布置和独特的地质条件形成的3种不同煤层开采工况为背景,采用现场调研、理论分析和数值模拟等方法,构建了工作面底鼓差异性显现力学模型,阐明了煤层厚度与煤柱集中应力在底鼓形成过程中的耦合作用机理,揭示了不同工况下底鼓的差异化显现机制,提出了基于高应力路径传递的卸压调控方法,得到以下结论。
(1)实体煤一侧的应力峰值区域距离煤壁最远,应力集中区域更贴近底板,造成底板破坏深度更大,是造成工况Ⅰ底鼓量最大的原因;实体煤一侧应力与宽煤柱应力在巷道底板区域叠加,是工况Ⅲ底鼓量大于工况Ⅱ的原因。
(2)围岩应力分布规律的数值模拟结果与现场实测结果相似,开采厚度和煤柱留设宽度(煤柱集中应力)是不同工况条件下沿空巷道底鼓差异性显现的主要因素。
(3)根据深部沿空巷道不同工况底鼓差异性显现机制,提出了针对性的卸压调控方法:在采用小煤柱护巷工艺的基础上,增加实体煤侧顶板爆破孔并优化沿空巷道超前支护参数,切断顶板高应力传递路径。
(4)经过优化爆破卸压方案和超前支护优化布置,降低巷道围岩应力集中程度,削弱底鼓显现。工况Ⅰ和工况Ⅱ沿空巷道超前0~50 m巷道底板实测位移量最大值分别从608 mm和352 mm降低为130 mm和76 mm,平均值分别从450 mm和202 mm降低为73 mm和51 mm。
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