孔德中,王兆會,李小萌,王顏亮,王 闖
(中國礦業(yè)大學(北京)資源與安全工程學院,北京 100083)
近年來,隨著綜合機械化水平的提高以及大采高綜放技術(shù)開采的優(yōu)越性得到普遍認可,越來越多的特厚煤層(15~20 m)礦井采用大采高綜放開采技術(shù)。由于綜放開采本身存在資源浪費大的缺點,就為大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)提出更高要求。區(qū)段煤柱的作用一方面是隔離采空區(qū),另一方面是保證下區(qū)段巷道的穩(wěn)定性。煤柱的合理寬度不僅關(guān)系到回采巷道的支護效果,而且影響煤礦的安全生產(chǎn)及經(jīng)濟效益。煤柱過窄,雖然能減少煤炭損失,但煤柱容易失穩(wěn),不僅給巷道維護造成困難而且容易造成采空區(qū)漏風;煤柱過寬,不僅導(dǎo)致煤炭資源的浪費,而且難以保證巷道處在支承壓力卸壓帶范圍內(nèi)。因此,一般將避開傾向支承壓力峰值范圍作為確定區(qū)段煤柱寬度的主要依據(jù)。合理確定煤柱寬度,兼顧資源回收率、巷道穩(wěn)定性和安全生產(chǎn)及經(jīng)濟效益一直是眾多學者研究的重點。謝廣祥等對綜放面沿空巷道小煤柱合理寬度進行了研究[1-6],研究結(jié)果表明在較薄厚煤層綜放開采過程中,沿空巷道窄小煤柱能夠保證巷道的穩(wěn)定性。劉金海等采用現(xiàn)場實測、數(shù)值模擬、相似模擬、理論計算對綜放面不同煤柱寬度進行了研究,結(jié)果表明大煤柱能夠保持巷道的穩(wěn)定性[7-9]。劉增輝等[10]對綜放面不同煤柱寬度進行了研究,表明護巷煤柱的合理寬度應(yīng)小于巷幫實體煤內(nèi)應(yīng)力向煤柱內(nèi)轉(zhuǎn)移的臨界寬度。綜上可知,大采高綜放面區(qū)段煤柱合理留設(shè)應(yīng)同時兼顧到巷道穩(wěn)定性、煤柱的完整度和資源回收率。本文以某礦8103面為工程背景,在現(xiàn)場實測與理論計算的基礎(chǔ)上,運用FlAC3D對不同區(qū)段煤柱寬度進行研究,以期為類似條件的參數(shù)確定提供理論和數(shù)據(jù)支持。
某礦8103大采高綜放面工作面標高為-400~-440 m,工作面走向推進長度為1 700 m,工作面150 m。煤層傾角0°~3°,為近水平煤層,煤層厚8.5~20 m,平均煤厚15 m。割煤高度為5 m,放煤高度為10 m,采放比1:2。工作面煤層含2~3層夾矸,夾矸的巖性為黑高嶺質(zhì)泥巖、褐色高嶺巖、灰黑色炭質(zhì)泥巖,該面煤層穩(wěn)定,結(jié)構(gòu)復(fù)雜。根據(jù)鉆孔揭露的情況:直接底為泥巖,厚約2.38~6.42 m;基本底為中粗砂巖,厚約23.6 m;直接頂為泥巖或砂質(zhì)泥巖,厚約2.46~6.28 m;老頂自上而下為2號煤層、巖漿巖、硅化煤、粉砂巖、細砂巖、高嶺質(zhì)泥巖與砂質(zhì)泥巖等,厚12.4~28.3 m。
某礦8103面無沖擊危險性,大采高綜放面區(qū)段煤柱寬度合理留設(shè)主要考慮3個原則,即有利于提高資源回收率、有利于保證巷道穩(wěn)定和有利于控制次生災(zāi)害(瓦斯溢出、殘煤自燃等),其中資源回收率與煤柱寬度有關(guān),巷道的穩(wěn)定性與所處的應(yīng)力環(huán)境有關(guān),次生災(zāi)害的控制與煤柱的完整性有關(guān)?;诖?,本文首先研究大采高綜放工作面傾向支承壓力分布特征,確定應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)及原巖應(yīng)力區(qū)范圍。然后,對采動影響下“窄煤柱”(巷道處在應(yīng)力降低區(qū))、“寬煤柱”(巷道處在原巖應(yīng)力區(qū))巷道穩(wěn)定性及煤柱完整性進行分析。最后,根據(jù)以上3個“有利于”原則確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱的合理寬度。
煤層開采過程破壞了原巖應(yīng)力場的平衡狀態(tài),引起回采空間周圍應(yīng)力重新分布。上區(qū)段工作面回采后,采空區(qū)上部巖層重量將向采空區(qū)周圍新的支承點轉(zhuǎn)移,隨著工作面推進,采空區(qū)上覆巖層垮落,老頂周期性破斷,在工作面端頭破斷形成起著關(guān)鍵作用的弧形三角塊結(jié)構(gòu),采空區(qū)上部巖層將形成新的平衡支承點,從而在工作面傾斜方向形成傾向支承應(yīng)力。8103工作面回采過后,在沿煤層傾斜方向上形成的傾向支承應(yīng)力對8104回風平巷的布置有重要影響,即對區(qū)段煤柱留設(shè)起著決定性的作用。因此,上區(qū)段工作面回采形成的傾向支承應(yīng)力是決定區(qū)段煤柱寬度的大應(yīng)力環(huán)境。
根據(jù)極限平衡理論,建立如圖1力學模型[11]。
圖1 傾向支承壓力分布的力學模型Fig.1 Mechanical model of side abutment pressure
由圖1可列平衡微分方程:
求解可得
式中: fx、 fy分別為極限平衡區(qū)內(nèi)煤體在x、y 方向的體積力, fx=0, fy=Mxγ ;λ為側(cè)壓系數(shù);γ為煤巖體重度;φ為煤層與頂?shù)装褰缑嫣幍哪Σ两?;c為煤層與頂?shù)装褰缑嫣幍酿ぞ哿?;σy為垂直應(yīng)力;M為煤層開采厚度;σx為單元體所受水平應(yīng)力;Fx為支架對煤幫的橫向作用力;x0為極限平衡區(qū)寬度。
將M=15 m,λ=0.3,φ=25°,c=1.6 MPa,γ=25 kN/m3,F(xiàn)x=0.25 MPa代入式(2),得到x0=8.67 m。
考慮到開采擾動的影響,煤體側(cè)幫產(chǎn)生松動破壞,導(dǎo)致支承壓力峰值向深部移動。結(jié)合大量觀測資料及數(shù)值模擬的分析,取擾動系數(shù)k=1.65,則x=kx0=14.31 m。
全面掌握大采高綜放面傾向支承壓力分布規(guī)律,是確定煤柱尺寸、正確選擇巷道位置的依據(jù)。為獲得8103面傾向支承壓力分布特征,在運輸平巷下側(cè)未采實體煤內(nèi)安設(shè)了多個KSE型鉆孔應(yīng)力計,實測傾向支承壓力在回采期間的變化情況。共布置5個測站,間距為10 m,每個測站各安裝6個鉆孔應(yīng)力計,鉆孔間距2 m。對現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)整理如圖2所示。
圖2 傾向支承壓力分布Fig.2 Distribution of side abutment pressure
由圖2可見,8103面回采后在沿煤層傾斜方向上的煤巖體內(nèi)形成傾向支承應(yīng)力分布帶。沿傾向基本上都存在應(yīng)力峰值,距工作面不同位置處傾向應(yīng)力峰值位置基本無變化。沿工作面傾斜方向,支承壓力整體呈現(xiàn)先增大后減小最終趨于穩(wěn)定的趨勢。距離巷幫側(cè)應(yīng)力降低區(qū)為巷幫側(cè)0~7 m內(nèi),應(yīng)力集中系數(shù)由0.26~0.50上升到0.98~1.02;在距離巷幫側(cè)7~15 m內(nèi),應(yīng)力集中系數(shù)由0.98~1.02上升到1.62~1.71;距離巷幫側(cè)15~28 m內(nèi),應(yīng)力集中系數(shù)由1.62~1.71下降到1.04~1.01;距離巷幫側(cè)28 m外,應(yīng)力集中系數(shù)維持在1.00左右。
綜合理論計算與現(xiàn)場實測可知,8103面傾向支承壓力的應(yīng)力降低區(qū)為巷幫側(cè)6~8 m,應(yīng)力增高區(qū)為8~28 m,原巖應(yīng)力區(qū)為巷幫側(cè)28 m外的范圍。
從提高煤炭采出率和煤礦開采效益的角度出發(fā),區(qū)段煤柱寬度應(yīng)盡可能小,但如果煤柱過窄,下區(qū)段工作面采動時,煤柱在支承壓力疊加影響下易于變形破裂,從而使巷道中錨桿錨固在較破碎煤體中錨桿的作用難以充分發(fā)揮,巷道穩(wěn)定性難以保證。此外,煤柱的破裂變形導(dǎo)致上區(qū)段采空區(qū)瓦斯溢出、殘煤自燃等次生災(zāi)害的發(fā)生,因此傾向煤體較完整區(qū)的確定是合理煤柱留設(shè)的重要依據(jù)。
根據(jù)煤層裂隙分布情況、結(jié)構(gòu)破壞程度以及承載能力,可將上區(qū)段巷幫外側(cè)煤體沿傾向依次劃分為嚴重破裂區(qū)(A)、破壞不明顯區(qū)(B)和完整區(qū)(C),見圖3。圖中,A區(qū)煤體裂隙發(fā)育、結(jié)構(gòu)嚴重破壞,無承載能力;B區(qū)煤體具有一定承載能力,裂隙不發(fā)育,結(jié)構(gòu)破壞不明顯;C區(qū)煤體承載能力較好,結(jié)構(gòu)未破壞,裂隙不發(fā)育。為防止采空區(qū)內(nèi)瓦斯溢出、殘煤自燃等次生災(zāi)害的發(fā)生,窄小煤柱巷道應(yīng)布置在B區(qū)或C區(qū)內(nèi),可見A區(qū)寬度是確定小煤柱巷道位置的重要依據(jù)。
圖3 綜放面傾向煤體結(jié)構(gòu)分區(qū)示意圖Fig.3 Sketch of side coal seam structures of fully-mechanized caving face
通過工程類比簡單確定8103工作面采空區(qū)外側(cè)A區(qū)寬度:河南某礦綜放工作面采放厚度為20 m,采用注水測漏法對區(qū)段煤柱破裂區(qū)進行測定,獲得A區(qū)寬度約為5 m。8103工作面采放厚度為15 m,且工作面端頭不放煤,冒落的頂煤有利于限制煤柱變形,所以推斷工作面采空區(qū)外側(cè)A區(qū)寬約4 m。
區(qū)段煤柱可有4種留設(shè)方案:在應(yīng)力降低區(qū)留設(shè)6 m小煤柱、8 m小煤柱和在原巖應(yīng)力區(qū)留設(shè)28 m大煤柱和30 m大煤柱,如圖4所示。
圖4 煤柱留設(shè)方案簡圖Fig.4 Design schemes of coal pillar
合理的煤柱寬度不僅要保證煤柱在巷道掘進、下區(qū)段工作面采動過程中具有一定的承載能力,不發(fā)生失穩(wěn),而且要保證巷道在采動影響下穩(wěn)定性較好[12-15]。因此,研究區(qū)段煤柱的合理寬度時應(yīng)充分考慮8104工作面回采對其的影響,本文以8104工作面回采后對煤柱和巷道的穩(wěn)定性影響為切入點進行分析,采用FLAC3D模擬上述方案(6、8 m小煤柱,28、30 m大煤柱)下煤柱和巷道應(yīng)力場、位移場以及破壞場的分布和演化規(guī)律。
建立如圖5所示的計算模型。模型長200 m,寬400 m,高100 m,共劃分288 693個節(jié)點和262 500個單元體。模型前后左右和底部為對位移邊界進行固定,上部施加10.5 MPa的均布載荷。數(shù)值計算采用的巖層物理力學參數(shù)見表1。
圖5 數(shù)值計算模型Fig.5 Model of numerical calculation
8104工作面回采時,不同煤柱寬度的垂直應(yīng)力分布云圖如圖6所示。為了得到下區(qū)段工作面回采時不同煤柱寬度煤柱支承壓力分布特征,對工作面推進60 m時煤柱和巷道的垂直應(yīng)力進行監(jiān)測,導(dǎo)入excel處理后曲線如圖7、8所示。區(qū)段煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力在巷道開掘后重新分布,在8104工作面采動影響下再次分布,煤柱寬度對垂直應(yīng)力分布影響較大。
由圖6~8可以看出,(1)工作面前方煤柱沿走向方向上的垂直應(yīng)力先增大后減小,峰值點在工作面前方14.3~15.7 m,小煤柱寬度為6 m時的峰值應(yīng)力是12 MPa;當小煤柱寬度由6 m增加到8 m時,峰值應(yīng)力由12 MPa增加到18 MPa;大煤柱寬28 m時,煤柱峰值應(yīng)力為22 MPa,大煤柱寬30 m時峰值應(yīng)力為28 MPa。
圖6 不同煤柱寬度垂直應(yīng)力分布云圖(單位:MPa)Fig.6 Vertical stress distribution of different coal pillar widths(unit:MPa)
圖7 煤柱傾向垂直應(yīng)力分布Fig.7 Side abutment pressure distribution of different coal pillar widths
圖8 巷道垂直應(yīng)力分布Fig.8 Vertical stress distribution of roadway under different coal pillar widths
(2)煤柱沿傾向方向上的垂直應(yīng)力分布規(guī)律具有支承壓力分布的特征。小煤柱寬6 m時,支承壓力分布呈單駝峰形狀;小煤柱寬8 m時,支承壓力分布呈雙駝峰形狀;大煤柱寬28、30 m時,支承壓力分布沒有呈現(xiàn)出明顯的呈雙駝峰形狀;小煤柱寬6 m時,垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為0.84,小煤柱寬由6 m增加為8 m時,垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)由0.84變?yōu)?.6;大煤柱寬28 m時垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為1.79,大煤柱寬30 m時垂直應(yīng)力峰值集中系數(shù)為1.93。
(3)工作面推進60 m處,工作面前方10 m處巷道沿傾向方向上垂直應(yīng)力隨著距離巷道中心線(以巷道中線為y 軸,靠近煤柱側(cè)為負,遠離煤柱側(cè)為正)的距離增加而增加,巷道中心所處的應(yīng)力值最小,最大值在巷道邊緣處。小煤柱寬6 m時巷道垂直應(yīng)力最大值為7.95 MPa,寬8 m時為8.28 MPa;大煤柱寬28 m時巷道垂直應(yīng)力最大值為9.93 MPa,寬30 m時巷道垂直應(yīng)力最大值為9.84 MPa。
由此可見,由于原巖應(yīng)力為11.6 MPa,4種不同煤柱寬度,巷道都處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。然而,煤柱所處的應(yīng)力分區(qū)則因煤柱寬度不同而不同:小煤柱寬6~8 m時,整個煤柱完全處在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi);大煤柱寬28時,煤柱上端0~8 m和靠近本工作面巷道側(cè)煤柱下端0~3 m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū),煤柱中間8~25 m內(nèi)為應(yīng)力增高區(qū);大煤柱寬30時,煤柱上端0~8 m和靠近本工作面巷道側(cè)煤柱下端0~5 m內(nèi)為應(yīng)力降低區(qū),煤柱中間8~25 m為應(yīng)力增高區(qū)。
圖9、10分別為巷道在無支護狀態(tài)下巷道頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬σ平侩S煤柱寬度變化曲線。由圖中可以看出,(1)巷道頂?shù)装逡平垦刈呦蚍较螂S著據(jù)工作面距離增加而減小,靠近工作面處最大。巷道頂?shù)装逡平侩S煤柱寬度的增加而減小,且當小煤柱寬6~8 m時,移近量最大值為1 200 mm,當大煤柱寬28~30 m時,移近量最大才280~300 mm;(2)巷道兩幫移近量沿走向方向隨著據(jù)工作面距離增加先增加而后減小,工作面處前方15 m處最大。巷道頂?shù)装逡平侩S煤柱寬度的增加而減小,且當小煤柱寬6~8 m時,移近量最大為1 000 mm多,且當大煤柱寬28~30 m時,移近量最大才為380~400 mm。
圖9 不同煤柱寬度巷道頂?shù)装逡平縁ig.9 Roof-to-floor convergence of roadway of different pillar widths
圖10 不同煤柱寬度巷道兩幫近量Fig.10 Convergence of lanes of different pillar widths
為了得到煤柱在8104面采動影響下變形破壞情況,截取如圖11所示的剖面,為不同煤柱寬度時煤層平面內(nèi)煤體的破壞變形情況。
由圖11中可以看出,(1)小煤柱寬6 m時,塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向貫穿整個煤柱,煤柱破壞程度較嚴重,煤柱幾乎無承載能力;小煤柱寬8 m時,塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向幾乎貫穿整個煤柱,但相比6 m小煤柱,破壞程度較稍輕,煤柱有少許承載能力。(2)大煤柱寬28 m時,塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向未貫穿整個煤柱,煤柱中間有8~10 m的彈性核,煤柱具有較高的承載能力;大煤柱寬度為30 m時,塑性破壞區(qū)沿煤柱傾向未貫穿整個煤柱,煤柱中間有9~12 m的彈性核,煤柱承載能力較強。
圖11 不同煤柱寬度塑性破壞特征Fig.11 The plastic fracture characteristics of different coal pillar widths
因此,大煤柱寬28~30 m時煤柱沿傾向方向上垂直應(yīng)力先增大后減小,煤柱兩側(cè)均有一定寬度的塑性區(qū),煤柱中間存在彈性核區(qū);當煤柱寬度較小時為6~8 m時,雖煤柱內(nèi)應(yīng)力不高,但巷道周邊的最大位移區(qū)域主要集中在煤柱幫部,巷道的水平位移遠遠大于大煤柱寬28~30 mm的位移,煤柱已經(jīng)被壓垮,幾乎無承載能力,不能保證巷道的穩(wěn)定性,同時,煤柱破壞嚴重,容易導(dǎo)致采空區(qū)漏風、殘煤自燃。綜合考慮資源回收、巷道穩(wěn)定性、次生災(zāi)害控制等因素,確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度為28 m。
(1)大采高綜放面區(qū)段煤柱留設(shè)要以有利于提高資源回收率、保證巷道穩(wěn)定、控制次生災(zāi)害和防止沖擊地壓為原則,側(cè)支承壓力分布規(guī)律和煤體完整性分區(qū)是確定大采高綜放開采區(qū)段煤柱寬度合理留設(shè)方案的前提。
(2)8103面傾向支承壓力應(yīng)力降低區(qū)在巷幫側(cè)6~8 m,應(yīng)力增高區(qū)在8~28 m,原巖應(yīng)力區(qū)在28 m外的范圍,通過工程類比得出,傾向媒體破壞嚴重區(qū)為0~4 m。結(jié)合側(cè)支承壓力分布規(guī)律和煤體完整性分區(qū)初步確定4種煤柱留設(shè)方案(小煤柱6、8 m,大煤柱28、30 m)。
(3)運用FLAC3D模擬4種寬度煤柱在采動影響下巷道和煤柱應(yīng)力場、位移場、塑性破壞場分布特征,并綜合考慮資源回收、巷道穩(wěn)定性、次生災(zāi)害控制等因素,確定大采高綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度為28 m。
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