西部鄂尔多斯矿区强矿压显现及顶板运动规律

2020-07-14高学鹏于凤海张远志罗波远

金属矿山 2020年6期

高学鹏于凤海任强张闯张远志罗波远

（1.矿山灾害预防控制省部共建国家重点实验室，山东青岛 266590；2.矿业工程国家级实验教学示范中心，山东青岛 266590；3.鄂尔多斯市昊华红庆梁矿业有限公司，内蒙古鄂尔多斯 014300）

鄂尔多斯盆地是典型弱胶结含煤地层分布地区，盆地内部主要以浅埋深矿井为主［1-3］。随着部分矿井开采深度逐渐增大，开采煤层顶板条件更加复杂，矿压显现也与浅埋深煤层差别较大。当软岩顶板上部存在一层强度较大的岩层时，往往作为主控岩层存在，承担较大上覆岩层压力，其运动容易导致采场出现强矿压显现。诸多学者对采场覆岩结构进行了大量研究，钱鸣高院士等［4-5］提出了关键层理论和砌体梁理论，宋振骐院士等［6］建立了传递岩梁运动理论体系，朱卫兵等［7］对大空间采场远场关键层破断结构进行了探讨，于斌等［8］建立了“三角板”结构力学模型分析了远场关键层对工作面强矿压显现的影响，冯强等［9］基于弹性地基梁分析了坚硬顶板岩梁的变形与内力，霍丙杰等［10］以远场高位结构失稳条件为核心对坚硬顶板厚煤层采场进行来压强度分机预测研究。与东部矿井相比，西部矿井采场覆岩运动也表现出一些不同特征。弱胶结岩石普遍具有胶结性差、强度低、易崩解等特性，矸石冒落形成的块体较小，初始碎胀系数较大［11-12］。黄庆享等［13］将直接顶分为充分充填型和一般充填型两类，孙利辉等［14］通过矸石固结压缩试验得到了弱胶结岩石冒落、充填、压实、固结规律，结果表明冒落充填体变形对覆岩运动及矿压显现具有重要影响。刘建功等［15］研究结果表明，当采空区密实充填率达到一定条件时，顶板不会产生断裂，仅发生弯曲变形，形成连续的曲形梁。

红庆梁煤矿11301首采工作面在前期推采中出现煤壁严重片帮和大面积支架泄液等强矿压显现，严重影响工作面回采进度，其矿压显现规律总结与覆岩结构研究成为必不可少的工作。因此，以工作面地质及开采条件为背景，以综采液压支架压力分析为依据，总结推采过程中工作面矿压显现规律，建立高位砾岩层破断运动模型，为11301首采工作面及周边相似矿井安全高效生产提供指导与借鉴。

1 工程地质概况

红庆梁煤矿3-1煤层属于侏罗纪中下统延安组煤层，埋深458～538 m，厚度为2.96～6.50 m。11301首采工作面走向长度3 873 m，斜长300 m。巷道为双巷布置，本工作面顺槽与临近顺槽间隔20 m煤柱。切眼位置附近顶板岩层分布情况如图1所示，工作面煤层顶板为典型弱胶结软岩，主要由泥岩、砂质泥岩和砾岩层组成。弱胶结岩石具有原生裂隙多、胶结性差、易崩解等特征，与中东部地区同类岩石相比，受荷载破碎后初始碎胀程度显著较高。根据岩石室内试验结果，泥岩厚度为1.4～12.6 m，抗压强度为15.53 MPa，抗拉强度1.43 MPa；砂质泥岩厚度为0～18.4 m，抗压强度为16.21 MPa，抗拉强度1.29 MPa。3-1煤顶板0～24.7 m内均为弱胶结软岩，上部砾岩层岩石强度相对较高，且岩层厚度大，属于高位顶板。

2 工作面强矿压显现演化规律

2.1 支架工作阻力演化规律

利用工作面KJ216顶板在线监测系统，分别在工作面中部及上下两端头各选取2个液压支架进行工作阻力监测，支架额定工作阻力为13 000 kN，额定初撑力为7 000 kN。以工作面中部80#支架为例，支架循环末阻力变化曲线如图2所示，由图可知，300～340 m推采范围内支架工作阻力明显高于240～300 m推采范围。

所选取的6个支架工作阻力分析结果见表1，240～300 m范围内顶板周期来压整体较为规律，平均周期来压步距为14.7 m，平均周期来压强度为12 595 kN；300～340 m推采范围内，顶板周期来压步距减小为11.5 m，平均来压强度则增加为12 905 kN，最大值达到13 213 kN。

图3为强矿压显现期间工作面整体支架压力频度分布随时间变化曲线。由图3可知工作面支架压力整体呈现出先增大后减小趋势，且工作面中部支架受力大于两端支架受力。由于支架为恒阻支架，顶板来压时易发生安全阀开启泄液［16］，工作阻力曲线呈现出锯齿状波动，且现场工作面内部存在大面积支架泄压现象。

2.2 煤壁片帮演化规律

11301首采工作面前期推采过程中矿压显现以煤壁片帮为主，如图4所示，工作面推采至300～340 m时存在大范围严重片帮，反映上覆顶板岩层压力增加。与240～300 m推采范围相比，300～340 m范围内煤壁片帮呈现出形成时间短、深度大、范围大等特点，直接导致工作面回采速度降低一半。根据检修班调研，每日生产结束后的第0～2 h为片帮形成的集中时间，比180～300 m范围提前至少1 h；片帮位于煤壁正中部，呈倒V形凹陷状，具有层裂结构体破坏特征［17］；片帮深度多集中在0.3～1.0 m范围内，最严重时局部片帮深度可达1.5 m。而180～300 m范围片帮深度主要集中在0～0.5 m范围内，且主要表现为个别支架前方煤壁片帮，无大范围连续片帮。

2.3 强矿压显现原因分析

通过11301首采工作面煤壁片帮以及支架工作阻力变化可知，工作面强矿压显现是区域性的和特殊性的，在顶板岩层条件和工作面支护条件不变的情况下，工作面推采至300～340 m范围内，矿压显现显著增强。按照经验，采场直接顶一般为采高的2～3倍，基本顶为采高的5～6倍。根据岩层柱状分布，距煤层顶板0～9.5 m的砂质泥岩与细砂岩为直接顶，距煤层顶板9.5～24.7 m的砂质泥岩为基本顶。采场强矿压显现往往来自于上部主控岩层运动或失稳［18-19］。正常推采阶段内，工作面周期来压规律性明显，且无支架大面积泄液与工作面大面积片帮，基本顶不是强矿压显现中的顶板主控岩层。由于砾岩层厚度较大且岩石强度高于上下部岩层，当其发生破断时，上部细砂岩等较软岩层随动，导致上覆较大顶板荷载向采场内部传递，出现强矿压显现，如图5所示。

3 高位砾岩层结构模型

3.1 砾岩层弯曲下沉挠度空间

根据砾岩层厚度及工作面开采斜长等几何特征，采用岩梁模型将其进行简化，并假定砾岩层破断位置位于工作面强矿压显现区域内。考虑到直接顶与基本顶为典型弱胶结软岩，受荷载破碎后初始碎胀程度较高，冒落带内矸石高度较大，砾岩层破断结构中需要考虑下部基本顶对其的支承作用。

假设直接顶完全破碎冒落，基本顶仅开裂，仍以较完整的砌体块存在，处于完全无碎胀状态，则砾岩层与采空区内基本顶之间的挠度空间h0可按式（1）计算，结果为0.75 m。考虑到工作面的大尺度回采空间，砾岩层在采空区内不可避免地发生弯曲下沉并触矸。

式中，h为采高，3.6 m；KA1为直接顶碎涨系数，取1.30；KA2为基本顶碎涨系数，取1；mZ为直接顶厚度，9.5 m；mE为基本顶厚度，15.2 m。

3.2 砾岩层运动过程

假设砾岩层受均布荷载q1，下部岩层充分冒落，且对砾岩层有一定的支承作用，则根据砾岩层运动状态，可将其分为3个运动阶段。

阶段Ⅰ，未触矸阶段。如图6所示，此阶段位于回采初期，直接顶与基本顶在初采期间将冒落带充填，留给砾岩层岩板弯曲下沉的挠度空间为h0，由于回采距离较小，砾岩层弯曲下沉量小，砾岩层未触矸。

阶段Ⅱ，触矸并持续弯曲下沉阶段。如图7所示，此阶段内由于回采长度逐渐增加，砾岩层弯曲下沉量Δh增加，Δh＞h0时，砾岩层触矸。触矸后砾岩层受到下部岩层的支承作用力q2，无法继续自由弯曲下沉，其弯曲下沉量开始受矸石压缩量控制。

阶段Ⅲ，矸石持续压缩，砾岩层破断。根据矸石压缩理论，松散状态矸石会在自重以及顶板压力下被缓慢压缩，根据相关文献［14］，冒落后的弱胶结岩石在0～2个月内压缩量最大，矸石碎涨系数减少0～0.2。因此砾岩层弯曲下沉量Δh仍旧会通过下部矸石压缩继续增加，且推采长度增加，砾岩层上部承载的总荷载增加。如图8所示，当砾岩层端部弯矩达到极限值时，砾岩层发生破断。

3.3 砾岩层破断步距

考虑到砾岩层的弯曲下沉特性及下部垮落岩体对其支承特性，如图9所示，可将砾岩层受力模型等效成上部受均布荷载q1，下部受均布荷载q2的两端固支梁模型，岩层破断前，下部冒落岩层承载大部分的上覆岩层压力，固支梁自身承载一小部分上覆岩层压力。由结构力学知识可知，该梁最大弯矩位于两侧固定端位置，即砾岩层在工作面煤壁上方位置处承受极限弯矩，最先发生破断。

根据材料力学线性叠加原理，固支梁承受的总弯矩为荷载q1与荷载q2分别作用时产生的弯矩线性叠加总和。荷载q1单独作用在固支端产生的弯矩为

荷载q2单独作用在固支端产生的弯矩为

假设砾岩层受冒落岩体支承长度b随着工作面推采长度l增加而增加，且二者成正比关系，令ζ=b/l。，则ζ为固定常数，式（3）变为

假设砾岩层在工作面推进至l=L位置时发生破断，则砾岩层破断前所承载的极限弯矩为

由强度破坏准则可知，砾岩层破断时满足：

式中，W为梁的抗弯截面系数，W=h2/6（截面宽度默认为1），m3。

因此，砾岩层的破断步距满足：

由式（8）可知，q2与ζ为未知量。如图10所示，根据垮落岩体碎胀系数变化求出砾岩层下沉量Δh1，利用图中相似三角形原理可求出在荷载q2条件下采空区垮落岩体对砾岩层的支承范围b0。由矸石压缩试验曲线可知，矸石所受应力与其应变成近似指数函数关系，为了方便计算对其进行等效处理，等效为宽度为b=b0/3，荷载大小为P的均布荷载，进而求得参数ζ=b/l，并作为固定常数参与计算。

荷载q2与采空区矸石压缩变形有关，郭广礼等［20］总结采空区破碎岩体应力与碎胀系数满足对数函数关系k=alnP+b，汪北方等［21］通过相似材料试验得到西部神东矿区垮落岩体碎胀系数与应力拟合关系式k=1.184-0.24lnP。因此，荷载q2可按式（9）求出。

式中，k为岩体当前碎胀系数。

4 现场验证

4.1 模型计算结果

根据11301首采工作面工程地质情况，结合本工作面矿压显现规律，砾岩层抗拉强度取［σt］=2.1 MPa；采空区垮落岩石初始碎胀系数为1.3，当前碎胀系数取k=1.2，并求得荷载q2为0.858 MPa；根据砾岩层下沉与垮落岩石压缩量之间的关系，求得b0=0.56l，因此ζ=b/l=0.187；根据容重与岩层厚度计算荷载q1=γh=0.864 MPa。将相关参数代入式（8）求得11301首采工作面砾岩破断步距为L=306.9 m。

4.2 砾岩层实际破断位置

11301工作面推采至320 m位置时，超前顺槽内首次出现严重的整体性围岩破坏，具体表现为巷道煤体片帮、顶板下沉以及严重底鼓。结合工作面内部矿压显现，可推断砾岩层实际破断步距为320 m处。该位置处，超前顺槽矿压显现如下：如图11所示，11301回风顺槽开采帮在超前7～12 m位置玻璃钢锚杆发生破断，煤块向外抛出，形成严重片帮，片帮深度为1.7 m。顶板有频繁的煤炮声，超前0～10 m范围内煤柱帮侧存在显著顶板下沉，因此局部采用单体液压支柱加强支护，如图12所示。

如图13和图14所示，巷道在超前120 m范围内存在底鼓，超前0～30 m范围内，巷道底鼓严重。

距离工作面不同位置处巷道底鼓量变化如图15所示，根据底鼓量的差异，顶板超前支承压力影响范围为120 m，对巷道影响较强烈的范围为超前0～30 m。