断层破碎区煤岩体失稳机制与协同控制技术研究

2018-03-22吕兆海

中国煤炭 2018年2期

吕兆海

(1.神华宁夏煤业集团有限责任公司，宁夏自治区银川市，750004;2.西安科技大学能源学院，陕西省西安市，710054 )

工作面开采穿越断层期间易发生漏矸和冒顶片帮等灾害，制约矿井安全生产，进行煤岩体稳定性控制研究尤为重要。王兆会、杨敬虎等构建断层构造区高帮煤壁力学模型，得出煤壁片帮的破坏判据。李志华通过FLAC软件分析了工作面推进过程中断层产状对顶板岩体的影响程度。伍永平等研究了长壁工作面覆岩结构与支架稳定性关系，给出了动力学计算方程和判断准则。鞠金峰等对大柳塔煤矿7.0 m工作面端面漏冒进行实测，揭示了端面漏冒的机理并提出控制对策。郑建伟等通过钻孔探测，得出巷道临界失稳范围为2.32 m。注浆加固破碎煤体是防治工作面片帮冒顶的有效手段。杜志龙等采用化学注浆材料加固断层破碎区域巷道围岩。韩继欢等采取双液水泥-水玻璃调配浆液对涌水区域进行超前注浆。韩玉明等采取超前预注浆加固技术，减小巷道围岩受开采扰动破坏程度。综上所述，众多学者针对断层区域煤岩体稳定性控制提出并采用了相关措施，考虑到断层区域煤岩体失稳致灾类型较多及其内在机理的复杂性，有必要开展煤岩体多种控制措施的控制机理研究并将其整合分类，实现断层区域煤岩体稳定性控制措施的针对性制定与实施。

1 工作面开采现状

西部矿区煤层赋存环境复杂，工作面推进频频穿越断层，尤其是开采扰动下断层区域复杂煤岩体失稳与卸荷易诱发工作面煤岩体大范围冒落，严重制约现场安全开采。宁东矿区清水营煤矿主采2#煤层，工作面开采条件复杂，受断层、裂隙、节理等因素影响，煤岩体力学性质与强度劣化；在强载荷作用下，开采区域出现煤岩体结构强度畸变、断层活化失稳、大尺度片帮冒顶，甚至造成工作面溃水溃沙。同时工作面煤层属 Ⅰ 类易自燃煤层(发火期42 d)，由于煤体松散度高、遗煤量大，容易形成良好的蓄氧(热)条件，加之过断层期间工作面推进缓慢，进而造成煤层自然发火、有害气体超限等问题。断层开采扰动区煤岩体结构失稳灾变情况如图1所示。

图1 断层开采扰动区煤岩体结构失稳灾变

工作面与断层全面接触的过程，是断层活化的高发阶段，采动压力与顶板残余静压相互叠加，使得顶板压力急剧增大，导致采场内锚杆失效、片帮冒落、倒架等灾害。断层影响范围风巷揭露51 m、机巷揭露18 m，落差为1.8～4.9 m，断层面沿走向机巷超前风巷27.7 m。工作面过断层区域开采空间方位如图2所示。

图2 清水营煤矿开采扰动区概况

2 煤岩体失稳灾变概率分析

根据地质勘探资料，2#煤层顶底板岩层结构多为互层状，强度低、坚固性差，属软弱类岩层；岩性以砂岩及粉砂岩为主，易风化，抗水浸能力极差。工作面开采范围内断层分布广泛，煤岩体内部裂隙数量多、密度大，错综交织，致使煤岩体力学强度降低，加剧了断层区域工作面及巷道岩层稳定性弱化。断层开采扰动区围岩强度低、裂隙发育度高，在高集中应力作用下，发生冒顶、片帮、煤岩体失稳等动力灾害的几率与严重程度剧增。断层附近煤岩体原本处于极限平衡状态，受采动影响煤岩体内应力发生畸变的可能性加大。一是当工作面推进至断层区时，原本处于完整状态的煤岩转变为相对破碎的散体结构，加上断层区附近应力重新分布，极易在局部形成高应力集中区，从而引起工作面顶板发生大范围垮落运动；二是断层在开采扰动作用下发生滑动，致使断层整体失稳从而发生断层冲击矿压。

3 断层区覆岩结构失稳机制分析

3.1 邻近断层“支架—围岩”结构

开采扰动下工作面覆岩破坏经历沿层理弱面离层、弯曲下沉、逐层折断3个阶段，原岩应力及岩体转动所形成的水平挤压力是破断顶板结构成拱的必要条件。咬合点位置水平挤压力所形成的摩擦力阻碍岩块的滑落，当水平挤压力所形成的摩擦力等于剪切力时，拱结构处于极限平衡状态，拱式平衡结构及受力分析如图3所示。

图3 拱结构力学模型

以Fs与T作用点为原点建立坐标系，Fs作用

在原点位置，力矩为0，在水平推力T的作用下，破断顶板在水平方向保持相对静止，文中仅考虑破断顶板的下沉。在垂直方向上由平衡条件可得：

(1)

式中：P——支架工作阻力，kN；

T——基本顶破断岩块铰接点水平推力，kN；

Fs——基本顶破断岩块铰接点摩擦力，kN；

S——煤壁支撑应力，kN；

q1——基本顶上部岩层载荷，kN；

q2——冒落矸石支承载荷，kN；

l0——基本顶破断岩块长度，m；

l1——冒落矸石对岩块的有效作用长度，m；

l2——支架有效作用载荷到破断点的距离，m；

l3——煤壁支承应力到破断点的距离，m；

h——基本顶厚度，m；

γ——基本顶容重，kN/m3；

Pn——断层对基本顶破断岩块法向约束力，kN；

Pτ——断层对基本顶破断岩块切向约束力，Pτ=Pntanφ，kN；

φ——摩擦角，(°);

θ——岩层断裂角，(°)。

则断层对基本顶破断岩块法向约束力Pn可表示为：

(2)

3.2 断层挤压结构失稳

断层挤压冒顶力学模型见图4。

由图4力学模型可得：

式中：φ——内摩擦角，(°)；

σz——法向应力，MPa；

h0——断层沿走向单元宽度，m；

τ——岩石抗剪强度，MPa；

c0——内聚力，MPa。

将式(4)带入式(3)可得：

(5)

同时，根据摩尔-库伦准则可得：

(6)

对式(6)求微分可得：

(7)

图4 断层挤压冒顶力学模型

将式(5)带入式(7)可得：

(8)

对式(8)积分可得：

(9)

式中：C——积分常数。

根据图4所示断层挤压冒顶力学模型可得其对应的边界条件为：

σx|x=0=0

(10)

则根据边界条件和σx和σz之间的关系，积分常数C可表示为：

(11)

将式(11)带入式(9)可得z方向的法向应力σz可表示为：

(12)

则临界状态下断层所能承受的极限载荷Pc：

(13)

式中：β——断裂面与垂直面所成夹角，(°)。

将式(12)带入式(13)并积分，可得极限载荷Pc：

(14)

断层挤压冒顶的判断条件可表示为：

Pn>Pc。断层对基本顶破断岩块法向约束力Pn大于临界状态下断层所能承受的极限载荷Pc，顶板岩层处于拉应力区，在该区域微裂隙作用加之开采扰动，顶板岩层易发生滑落失稳，需加强该区域防范控制。

4 煤岩体协同控制方法

断层开采扰动区的煤岩体灾变过程是以一定的物质、能量、信息等载体形式反馈，体现了由量变到质变的演化过程，具有“链式效应”。断层区域煤岩体灾变趋势不可逆，但灾变过程可控。针对断层区开采扰动下复杂煤岩体灾变特点，首先必须认识复杂煤岩体灾害链形成内因、表现形态、演变特征，然后建立断链减灾模式，确立断链方式和途径，采取有效、可行的减灾方案。

4.1 断链减灾控灾方法

根据灾变阶段的发育特性、构成破坏力的程度，在灾害链的孕育阶段(形成内因)实施断链减灾最为有效。根据断链防灾控灾思路，提出以煤岩内部控制为主、外部控制为辅的总体控制方法。煤岩内部控制在于提高开采扰动区域内煤岩体承载能力，外部控制在于施加强约束限制开采扰动区域内煤岩体变形。内外控制方法的功能性体现为：

σ=σ内+σ外+Δσ

(15)

式中：σ——正常开采时的应力值，MPa；

σ内——采取内部控制方法后的应力升高值，MPa；

σ外——采取外部控制方法后的应力升高值，MPa；

Δσ——应力偏差值，MPa。

在工作面正常开采时，内外控制方法的效应概化情况如图5所示。煤岩体应力曲线a小幅波动，当遇到断层时，应力曲线如b所示，应力值出现明显的大幅下降，最低点值为σ断，通过内部控制提高σ内值，内部控制实施后煤岩体内部的应力曲线如c所示；通过外部控制提高σ外值，外部控制实施后的应力曲线如d所示，通过内外部控制方法，断层区域的应力曲线经过b→c→d三个阶段，不断提高断层开采扰动区煤岩体的强度，使断层区域煤岩体内部应力逐渐接近正常开采时的σ值，从而保障开采期间煤岩体内部应力的均匀分布，规避断层区域应力突降引发的煤岩体垮落失稳等灾害。

煤岩体内外控制方法实施后应力无法完全恢复到原有应力σ的水平状态，也就是说σ内+σ外与σ存在一定的偏差，偏差值用Δσ表示。内外控制方法功能实现基本判据是：σ内+σ外≥σc。内外控制方法实施后只需保障该区域开采期间的稳定即可，即σ内+σ外能够满足保障该区域煤岩体稳定所允许的最小应力(正常区域煤岩体的粘聚力σc)。

图5 内外控制方法的效应概化

4.2 煤岩体内部耦合调控

煤岩体内部控制方法采取锚杆+注浆共同提高煤岩体承载能力。在锚杆和浆液的协同控制下，锚注加固圈内的围岩结构形成了一个弹性环状承载结构。锚杆施工适用于顶板及煤壁失稳煤岩体，可用金属锚杆将易冒落岩体悬吊在深部稳定的岩层上，控制顶板的下沉和离层；当工作面或巷道煤壁片帮严重，可在煤帮侧打设锚杆，提高锚固体整体强度，减少围岩破碎区、塑性区的进一步发展。注浆可快速充填围岩裂隙、固结松散体，能够改善断层开采扰动区煤岩体力学性能，提高煤岩体结构承载能力。

4.2.1 注浆控制

以煤岩内部控制为主导，其中内部控制又以注浆加固为决定性手段。采用钻机设备施工钻孔，孔径为ø42 mm，孔深3.2 m(渗透半径)，钻孔作业结束后，沿钻孔布置6#注浆管，用注浆材料充填加固工作面顶板及煤帮松散煤岩体。

4.2.2 施工锚杆+锚索控制

锚杆(索)能够很好地加固围岩，提供给断层区破碎煤岩体一定的内部“约束”，锚杆可有效控制浅部松散煤岩的离层和扩散，锚索将破碎煤岩体与深部稳定岩层结构固定为一个承载整体。针对工作面开采扰动区范围，采用屈服强度≥400 MPa的高强度螺纹钢锚杆，强化煤岩弱结构面，形成有效的内承载结构；采用桁架锚索进行补强支护，通过大直径、大长度锚索锚固在深层稳定围岩中，对外承载结构施加较大径向支承力，进而保障外承载结构稳定坚固。

工作面开采扰动区的锚杆、锚索施工如图6所示。支架顶梁上的锚索、锚杆间排距为1.7 m×3 m，间隔布置；支架顶板位置超前施工ø20 mm×2500 mm螺纹钢锚杆，间排距为0.8 m×0.8 m，锚杆锚固力≥50 kN、预紧力距≥150 N·m；同时施工ø15.24 mm×7300 mm钢绞线锚索，间排距为1.7 m×3 m，锚索破断力≥260 kN。煤帮施工ø18 mm×2100 mm圆钢锚杆，间排距为0.8 m×0.8 m，锚杆锚固力≥50 kN、预紧力距≥120 N·m。

图6 煤岩结构内部锚杆+锚索强约束示意图

4.3 煤岩体外部限变与约束控制

工作面回采过程中，前方煤壁位于压力升高区，容易造成片帮，进而诱发顶板下挫式破坏，产生作用于下覆空间的下滑力，在不采取治理措施的情况下将演化为局部(大范围)冒顶；高应力作用下巷帮支承强度弱化，必须施加强约束遏制断层扰动区域内煤岩变形的趋势。煤岩体外部控制策略采取架棚、铰顶、采煤装备的升级等提高结构的整体性，同时进行采煤工艺相关参数的调整，实现断层区域煤岩体的内外兼治。

4.3.1 顶板冒落控制

针对过断层期间工作面两巷顶板维护，施工单体支柱时必须严格按照“先支后回”的原则，严禁提前卸除单体支柱。断层区破碎巷道顶板冒空区架棚、绞顶作业如图7所示，待顶板冒空区绞顶作业完成后，由巷道外侧向里侧方向施工25#U钢支架结构，棚梁间距控制在0.6 m，棚梁之间的链接杆必须安装齐全，并在棚梁、棚腿和肩窝处分别施工锚杆固定(每架4处)；棚梁上方空间用背板和木楔填充，背板间距控制在0.6 m。针对应力集中区域额外施工单体支柱，间排距为0.6 m×1.2 m，支柱初撑力≥6 MPa。

图7 断层顶板冒空区架棚、绞顶加固示意图

4.3.2 工作面片帮与架前冒落控制

工作面架前煤岩体稳定性控制极为重要，现场实测显示，在工作面顶板条件较差时，60%的顶板冒落灾变发生在支架顶梁端面区段内，40%的灾变发生在移架过程中。当遇到煤壁出现严重片帮、顶板大面积悬露时，必须采取措施提前将支架推移到位，进行顶板控制；若遇顶板破碎时，进行带压推移支架作业，确保支架顶梁接顶严密；当遇到大纵深片帮冒顶时，采取穿板梁(钢梁)、绞顶等预控措施。

4.3.3 单体支柱与护帮板约束

支架设计选型时，支架侧护板应加宽，顶梁、掩护梁装配可伸缩侧护机构。增大护帮千斤顶护帮力，利用支架伸缩前探梁及护帮装置，控制煤壁大面积片帮失稳。支架伸缩梁行程与采煤机截割深度协调同步动作，采煤机割煤后及时伸出护帮机构，实现煤帮与顶板的协同控制。工作面设备停止运转后，在刮板输送机机头、机尾空顶区域施工单体支柱进行外部控制约束，待下个班组作业人员就位，再解除外部约束。

4.3.4 支架载荷调控

液压支架选型优先考虑支架的结构及荷载，满足复杂地质条件下的适用性和荷载富余系数。工作面过断层期间，提高液压支架的工作阻力以减少工作面支架端面的应力集中，最大工作阻力不仅要能够平衡直接顶的自重，同时能满足较为强烈的顶板来压时的变形压力；加强工作面支架检修，保证乳化液泵站供液压力达到32～35 MPa，保证支架足够的初撑力。

4.3.5 开采高度限制调控

由煤壁片帮机理分析，工作面采高增加，煤壁片帮失稳概率随之增大。针对断层开采区顶板破碎，将工作面采高由4.2 m调整为3.2 m，过断层期间严格控制割煤高度、采煤机速度及纵向截割深度，以减少开采扰动影响。严格执行带压移动支架、超前推移支架的措施，减少支架立柱收缩行程。

5 内外部协同控灾效果评估

为反映煤岩体内外部协同控制效果，采用围岩松动范围测试和可视化围岩损伤钻孔窥视系统，对实施效果进行评价。

5.1 煤岩体松动范围测试分析及评估

声波在不同介质中传播时速度存在差异性。未采取控制措施前，煤岩体松散破碎，裂隙分布广泛，声波的传播速度较慢。采取煤岩体内部控制方案后，煤岩体应力得到提高，裂隙减少，声波的传播速度较快。根据孔深—波速(l-vp)曲线得出松动圈范围，如图8所示。

由图中可看出，内外部控制方案实施后围岩松动、松弛范围在不同部位变化相对较小，这说明煤岩体较完整，在0～1.2 m范围内出现了较明显的波速降低，调出1.2 m、1.5 m 处的声时图，波形整体平滑连续，没有较大起伏波动，松动范围可确定在1.2 m以下。

5.2 煤岩体内部变形观测及评估

在工作面风巷煤帮施工ø42 mm钻孔，孔深2.8 m，采用钻孔窥视仪观测煤岩体裂隙分布情况，如图 9所示。由图9可以看出，孔深0.7～1.1 m范围出现2处微小裂隙，孔深1.5～2.8 m范围结构较为完整。未采取措施前，断层开采扰动区煤岩体破碎、裂隙孔隙发育，煤岩体抵抗围岩深部变形的能力显著降低；在内外部控制方案实施后，围岩环境达到改善，煤岩体破坏变形趋势得到控制，钻孔窥视反馈结果与围岩松动圈测试结果相一致。