顶板事故对煤矿安全生产有巨大威胁,约占煤矿事故总数的53.9%[1-3],顶板稳定性一直是煤炭开采研究的重要方向。在深部沿空留巷过程中,顶板在实体煤和充填体2种介质支撑下会向采空区侧回转下沉,顶板变形从掘进阶段的对称至留巷时期的偏态,留巷阶段基本顶的运动对围岩稳定有重要影响[4-6]。因此,顶板变形演化规律是研究深部留巷围岩稳定的关键。
关于沿空留巷的研究主要集中在巷旁充填体支护阻力选择上[7-12],巷旁支护阻力主要由基本顶运动造成,因此,众多学者在对充填体支护阻力设计选择时,关于顶板运动规律形成了以下观点[13-16]:①留巷期间顶板运动可分为初期、过渡期和后期,初期来压强度较低,巷旁支护主要是平衡上覆直接顶及悬顶的重量,过渡期基本顶破断并向采空侧回转下沉,对留巷围岩扰动大,是支护困难时期,后期顶板在覆岩载荷作用下整体下沉;②采空侧悬顶最终能触矸,且留巷围岩受上方回转下沉关键块影响较大;③充填体在基本顶回转下沉过程中,属给定变形,需要具有一定的可缩量,充填体后期需提供平衡覆岩的载荷。目前已有研究成果对顶板运动研究多集中在留巷阶段,未系统研究深部沿空留巷顶板从掘进到二次采动结束的顶板运动演化规律,对留巷阶段顶板所呈现的偏态特征分析不够透彻。笔者分析了掘进阶段、一次采动超前影响阶段、留巷稳定阶段及二次采动影响阶段基本顶运动规律,并基于顾桥煤矿1115工作面轨道巷的工程条件,利用FLAC3D对各阶段顶板变形规律进行研究,针对性提出了顶板防控关键原则并进行了工程验证。
深部沿空留巷顶板从掘进到二次采动结束过程中应力环境和支承介质不断变化,造成基本顶运动方式变化[17-21]。基本顶在各阶段运动如图1所示。
从掘进开始,巷道围岩开始卸压,围岩集聚的弹性能释放,浅部围岩发生破坏,在自重应力作用下易与上覆坚硬岩层离层,而基本顶承受覆岩作用,原先完整顶板在极限平衡区位置产生压剪裂隙,这是由于基本顶两端固支,发生变形破坏前在端部破断,此时基本顶弹性变形较小,顶板变形呈对称特征(图1a)。
工作面回采中,工作面超前支承压力使前方煤体受压变形,尤其是工作面侧浅部煤体。在一次采动超前影响阶段,工作面侧煤帮应力支承压力峰值向深部转移,表明浅部煤帮在顶板加载下进一步卸压,此时基本顶在极限平衡区位置的压剪裂隙继续发育,最终形成剪切面并发生剪切破坏。由于沿空侧支承压力大于实体煤帮侧,工作面侧煤帮变形大于实体煤帮,基本顶在变形过程中存在向工作面侧倾斜的非对称现象,基本顶回转角度为α1(图1b)。
留巷过程中,在工作面后方0~20 m由于角效应,悬顶不会发生破断[11],但随着工作面逐步推进,基本顶周期来压,采空区侧上方基本顶在原有裂隙带的基础上破断。同时,伴随着侧向基本顶下沉,原有结构失稳,在摩擦力和原有挤压力消失影响下,留巷上方基本顶关键块迅速回转下沉,角度为α2,回转点在实体煤帮原有裂隙带处。由于基本顶和上方软弱岩层的冲击尚未触矸,已有巷旁支护结构难以阻挡变形,属给定变形,此阶段对留巷支护结构破坏最大,为支护关键时期(图1c)。
下个工作面回采中,超前支承压力与上个工作面侧向支承压力叠加,造成基本顶上方承受更大载荷,基本顶在煤帮与充填体支撑下无法保证两支点下沉量相同,继而出现旋转,但以整体平移下沉为主(图1d)。
图1 基本顶各阶段运动示意
Fig.1 Main roof movement diagram during mining period
顾桥煤矿1115工作面回采11-2煤层,工作面标高-765—-656 m、长220 m。巷道断面尺寸5.0 m×3.4 m(宽×高)、断面积17 m2。煤层厚度3.4 m,平均倾角5°。顶板为复合顶板,中间夹有0.57 m煤线,上部有10.02 m厚石英砂岩,为主关键层,该岩层运动对留巷围岩稳定至关重要,顶板处理方式为自然垮落法。
根据地质条件建立了FLAC3D数值方案如图2所示,模型长230 m、宽235 m、高126.35 m。顶部施加等效载荷19.2 MPa,其他边界采用位移约束。煤层附近岩层应用应变软化模型,其余岩层采用摩尔-库仑模型。为提高运算效率,两侧工作面长100 m,充填体宽2.2 m、高3.4 m,滞后工作面20 m进行充填,在巷旁实施原位充填,充填总长度190 m。考虑边界效应,煤层开挖起止点距模型边界预留20 m煤柱,巷道与模型边界预留10 m煤柱。模拟岩层物理力学参数见表1。
模拟方案如下:①开挖巷道,研究掘巷期间巷道围岩变形情况;②回采工作面,同时进行充填,研究一次采动超前影响和留巷阶段顶板变形情况;③回采相邻工作面,研究二次采动超前影响期顶板变形。
图2 数值模拟方案示意
Fig.2 Schematic diagram of numerical simulation
表1 模拟岩层物理力学参数
Table 1 Physical and mechanical parameters of simulated rocks
岩 性厚度/m密度/(kg·m-3)体积模量/GPa剪切模量/GPa黏聚力/MPa内摩擦角/(°)顶部30.02 4005.23.42.235泥岩6.12 4002.11.21.230粉砂岩3.12 5965.23.73.945砂质泥岩6.22 6865.23.42.235细粒砂岩3.22 7306.56.03.042石英砂岩10.02 8007.06.93.543泥岩1.52 4002.11.21.230煤线0.61 4001.50.81.125黏土岩0.91 6001.8091.127炭质泥岩0.61 6001.80.91.12711-2煤3.41 4001.50.81.128黏土岩1.51 6001.80.91.127粉砂岩1.62 5965.23.73.945砂质泥岩6.22 6865.23.42.235细粒砂岩5.32 7306.56.03.042泥岩3.02 4002.11.21.230粉砂岩8.02 5965.23.73.945泥岩5.02 4002.11.21.230底部30.02 4005.23.42.235充填材料3.41 8736.14.42.137
采用FLAC3D软件模拟了沿空留巷在掘进、一次采动超前影响阶段、留巷稳定阶段及二次采动超前影响阶段顶板变形规律,统计各阶段位移、应力规律如图3—图7所示,其中顶板表面中心为坐标原点,中心点左侧横坐标为负、右侧为正,顶板下沉量全部取正值。
图3为掘进工作面后方40 m处断面顶板垂直位移变化曲线。由图3可知,在巷道空间上方顶板下沉量大于煤帮上方顶板,巷道中心点下沉最大达到69.2 mm,煤帮上方顶板下沉量总体较小。顶板浅部下沉量大于顶板深部,随着顶板深度的增加,下沉量逐步降低。在煤帮上方顶板出现浅部下沉量小、深部下沉量增加现象,增加5 mm左右,主要是由于煤帮支撑作用限制了浅部顶板下沉,由于巷道中间顶板变形带动煤帮上方深部顶板移动,从而导致煤帮上方深部顶板垂直位移略高于浅部。在深度1.5~2.0 m,顶板变形趋势逐渐增大并发生了离层现象。通过地质资料可看出,在泥岩下位存在薄层炭质泥岩、黏土岩和煤线,属复合顶板,容易与上覆泥岩和砂质泥岩产生离层。从图3可看出,顶板下沉以巷道为中心对称分布,这是由于掘进期间顶板边界条件和应力条件均呈对称分布。
图3 掘进工作面后方40 m处巷道顶板垂直位移
Fig.3 Vertical deformation of roof behind the virgin head 40 m
从巷道顶板深度10 m范围的位移(图4)可知,巷道中心最大顶板下沉量为137.4 mm,比掘进期间增长了0.99倍。巷道中心左右5 m范围,顶板浅部下沉量大于深部。
图4 工作面前方5 m顶板位移
Fig.4 Roof displacement in front of working face(5 m)
巷道中心5 m至煤体深部,顶板由于受到承载能力较高的煤帮约束,下沉量小于巷道及煤帮浅部顶板,顶板深部受到巷道上方顶板下沉影响,变形量大于浅部受约束的顶板。在巷道及浅部煤帮范围内,深度2~10 m顶板变形量明显小于0~2 m的顶板,且不同水平位置顶板在2~10 m范围变形量变化较小,在1.5 m和2.0 m之间顶板下沉量有突变,表明在顶板上方1.5~2.0 m发生了离层现象。由图4还可以看出,靠近工作面侧顶板下沉量大于实体煤帮侧,顶板变形出现偏态,造成这种现象是由于工作面超前支承压力与掘进侧支承压力叠加使工作面侧顶板所受载荷高于实体煤帮侧(图5),在高应力作用下顶板产生更大下沉。以顶板下沉曲线2交点的斜率作为偏态的定量描述,在一次采动超前影响阶段的斜率为7.25×10-4。
图5 一次采动阶段基本顶垂直应力分布
Fig.5 Vertical stress of main roof during frist mining
巷道中心最大顶板下沉量为250 mm,比一次采动超前影响阶段增长了0.82倍。顶板最右侧测点在10 m范围内的下沉量最大,浅部高于深部(图6),测点往左,其下沉量逐渐降低。巷道中心偏左4 m和8 m范围内由于煤帮的支撑作用,浅部下沉量小于深部。
图6 工作面后方30 m顶板位移
Fig.6 Roof displacement behind working face(30 m)
巷道中心偏右2 m和6 m的数据也呈现类似规律,这是由于在这个范围内有充填体(宽度2.2 m)作用,在顶板下沉过程中,充填体的支撑力阻止了浅部顶板继续下沉,而深部顶板由于回转下沉,变形量更大。通过图6可明显看出,在充填体作用范围内顶板下沉量显著降低,且顶板浅部下沉量小于深部。充填体的回转下沉使顶板下沉量总体呈现在采空区侧的顶板大于实体煤侧顶板,具有显著偏态特征,顶板下沉曲线2交点(充填体左侧边界和煤帮)斜率为5.0×10-3,较一次采动超前影响阶段的斜率增长了6倍,显然,这种偏态现象明显强于一次采动超前影响阶段。
留巷顶板回转下沉,顶板的偏态现象依然明显,从曲线偏态情况来看,二次采动超前影响阶段顶板变形量比留巷阶段明显增加,巷道中心最大顶板下沉量为782 mm,比留巷期间增长了2.13倍,但曲线形态基本相同。二次采动超前影响阶段顶板下沉曲线2交点(充填体左侧边界和煤帮侧)斜率为2.1×10-2,较留巷稳定阶段斜率增长了3.2倍,偏态现象有所加强,但增长倍数小于从一次采动超前影响阶段到留巷阶段的斜率增长倍数(6倍),本阶段基本顶有旋转,但以平移下沉为主。由于充填体作用,充填体作用范围(2.5 m到4.0 m)内,顶板下沉量较小。深度1.5 m到2.0 m层位顶板下沉出现迅速降低,产生离层。从图7可知,浅部顶板变形量总大于深部,在2 m和5 m处出现了明显的相反趋势,说明充填体阻碍顶板下沉,尤其是浅部顶板下沉。
图7 二次回采前方5 m顶板变形
Fig.7 Roof displacement in front of second mining(5 m)
1)保证直接顶的完整性。掘进开始,直接顶和基本顶直接发生离层,基本顶在留巷期间回转下沉容易使下位直接顶破碎、冒落,若在基本顶运动过程中直接顶某一部分冒落,整个直接顶将失稳,因此当直接顶在基本顶运动时保持完整并具有较高强度时,直接顶可充当很好的垫层作用,吸收一部分基本顶运动带来的给定变形,因此在巷道各阶段应保证直接顶完整性。现场实践应注重使用金属网配合高强锚杆(索)支护,锚杆长度选择应充分考虑易离层层位深度,金属网为破碎顶板提供被动支撑力,而高强锚杆(索)为金属网所限制的破碎矸石提供围压,直接顶强度升高。
2)各阶段逐级强化。沿空留巷巷道服务时间长,围岩变形体现出较强的演化特征,即后一阶段围岩在前一阶段围岩变形的基础上继续变形,承受二次工作面采动影响,应力环境逐渐恶化,加上风化、损伤程度增加,围岩强度降低,更易发生大变形,支护难度逐渐增大。从数值模拟结果也可看出,顶板下沉量逐步增加,尤其是在留巷阶段和二次采动超前影响阶段。
3)减弱顶板变形偏态现象。偏态会导致顶板下沉接触充填体时接触面减小,不利于顶板和充填体稳定,而产生偏态的原因除了充填体和煤体2种介质属性不同外,施工中空顶距过大也会造成顶板偏态明显。另外,现有充填体施工中,少见主动接顶,充填区域顶板若在充填之前下沉严重也会导致偏态。因此,应在充填前对充填区域顶板进行加固并主动接顶。
顾桥煤矿1115工作面轨道巷为复合顶板,为保证顶板完整,在掘进之后,采用高强锚索配合钢带、金属网等进行支护,在顶板处采用锚索和桁架加固。一次采动超前影响阶段,超前工作面20 m采用ZT8000/18/35型液压支架进行双排支护,在20~60 m使用铰接顶梁或4.5 m长11号矿用工字钢进行挑棚;留巷时期,随着超前液压支架前移使用ø18 cm×3.0 m圆木打2排点柱,若轨道巷顶板破碎、矿压显现明显,则随超前液压支架前移使用ø18 cm×3.2 m圆木为梁、ø18 cm×3.0 m圆木为腿,1梁3柱架设2排正规走向挑棚。从掘进到留巷阶段的顶板支护强度总体呈逐步增加趋势。充填之前,充填区域使用ø20 mm×2.2 m锚杆支护顶板,进行充填体充填时,每个充填步距都保证待充填区域的充填材料在自流平后能够接顶良好、空顶距较小,从而降低偏态现象。
通过现场实测,顶板在掘进期间、一次采动超前影响阶段和留巷阶段完整性均较好,未出现冒顶及变形过大现象。顶板在一次采动超前影响阶段回转角约5°,留巷后约10°,基本顶回转角度较小,偏态得到较好控制,留巷断面积8.75 m2,满足工程要求。
1)深部沿空留巷顶板变形在掘进阶段呈对称分布,一次采动超前影响阶段顶板变形呈现向工作面侧旋转的偏态特征,薄层复合顶板条件下,顶板下沉曲线交点的斜率7.25×10-4;留巷阶段顶板向采空侧回转下沉,交点斜率增长了6倍,偏态效应显著加强;二次采动超前影响阶段顶板下沉曲线交点斜率较留巷期间增长了3.2倍,偏态效应有所增加,但以平移下沉为主。
2)深部沿空留巷顶板变形量随着留巷进行逐渐增加,薄层复合顶板条件下,掘进期间巷道顶板最大下沉量69.2 mm,此后每阶段分别比前一阶段变形量增长了0.99倍、0.82倍和2.13倍,可见,沿空留巷的顶板变形逐渐剧烈,支护难度显著增加,应统筹对沿空留巷进行支护设计。
3)根据所得的深部沿空留巷顶板变形破坏规律,提出了保证薄层复合顶板直接顶完整、各阶段逐级强化和减弱顶板变形偏态现象的深部沿空留巷顶板控制原则,经工程验证可实现消弱深部沿空留巷顶板剧烈变形。
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