張冬冬
(山西蘭花集團莒山煤礦有限公司,晉城0480027)
區(qū)段煤柱是維護工作面回采巷道圍巖穩(wěn)定的重要隔離體,對工作面安全開采具有重要意義[1-3]。莒山礦開采3 號煤屬于優(yōu)質(zhì)焦煤,以往的工作面開采過程中區(qū)段煤柱留設(shè)尺寸較大,造成了煤炭資源的大量損失,隨著3 號煤層資源儲量越來越少,為延長礦井服務(wù)年限,提高煤炭資源的采出率,急需對區(qū)段煤柱尺寸進行優(yōu)化研究。本文以莒山礦f3202綜采工作面回風(fēng)順槽為工程背景,對區(qū)段煤柱進行了研究。
f3203工作面所采的3號煤層位于山西組下部,煤層厚5.5 m~8.15 m,平均厚6.18 m,煤層平均埋深136 m,煤層結(jié)構(gòu)簡單,含0~2 層矸石。該煤層穩(wěn)定可采,煤層頂板以泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、細粒砂巖為主,局部發(fā)育薄層泥巖偽頂;底板巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖。工作面設(shè)計長度150 m,推進長度1 200 m,采用綜放工藝回采,其中采2.2 m,放4 m,端頭不放煤。
f3203回風(fēng)順槽沿底板沿空掘進,巷道設(shè)計為矩形斷面,巷道東側(cè)為區(qū)段煤柱,西側(cè)為f3203 工作面,規(guī)格為3 000 mm×3 000 mm,考慮支護厚度,回風(fēng)順槽掘進斷面設(shè)計尺寸為3 200 mm×3 100 mm。巷道采用錨桿及錨索聯(lián)合支護,頂板錨桿采用高性能螺紋鋼錨桿,規(guī)格為φ 20 mm×2 000 mm,頂錨桿和幫錨桿間排距均為800 mm×800 mm;錨索直徑為φ 15.24 mm,錨索長度為8 300 mm,錨索采用2-0-1-0方式布置,間排距為1 600 mm×1 600 mm。
f3201 工作面回采過程中煤層上覆巖層會發(fā)生破斷運移,工作面回采結(jié)束后采空區(qū)側(cè)向上覆巖層破斷運移會逐漸趨于穩(wěn)定,在采空區(qū)側(cè)向區(qū)域內(nèi)會出現(xiàn)破碎區(qū)、塑性強化區(qū)、彈性應(yīng)力增高區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)[4-6],根據(jù)極限平衡理論,采空區(qū)側(cè)向塑性區(qū)與彈性區(qū)域的交匯處處于極限平衡狀態(tài),并滿足如下應(yīng)力平衡方程:
通過計算,可得出采空區(qū)塑性區(qū)域?qū)挾裙綖椋?/p>
式中:m 為煤層采高,取割煤高度2.2 m;K 為應(yīng)力集中系數(shù),取2;λ為覆巖側(cè)壓系數(shù),λ=μ/(1-μ),μ取0.23;γ為上覆巖層容重,取25 kN/m3;H 為巷道埋藏深度,取136 m;C 為煤層彈塑性交匯處內(nèi)聚力,取1.06 MPa;φ0為彈塑性交匯處內(nèi)摩擦角,取27°;px為錨桿對巷道的側(cè)向壓力,取0.15 MPa。
將各參數(shù)代入式2中可得L0=2.73 m。
一次采動影響后,區(qū)段煤柱由塑性區(qū)和錨桿支護區(qū)組層,根據(jù)理論分析,采空區(qū)側(cè)向塑性區(qū)域?qū)挾葹?.73 m,f3203 回風(fēng)順槽錨桿有效支護長度為2.0 m,則巷道東側(cè)區(qū)段煤柱最小極限寬度為5.73 m。
結(jié)合實際開采地質(zhì)條件,采用FLAC3d 數(shù)值模擬軟件建立數(shù)值計算模型,模型尺寸為長(X)×寬(Y)×高(Z)=300 m×300 m×60 m,剩余上覆巖層采用均布載荷代替,模型底部限制垂直位移,兩側(cè)限制水平位移。模型采用摩爾-庫倫準(zhǔn)則,大應(yīng)變變形模式,模型主要物理力學(xué)參數(shù)見表1。結(jié)合理論分析本次模擬分別分析區(qū)段煤柱寬度4 m、6 m、8 m、10 m時應(yīng)力變形情況。
表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)表
圖1為數(shù)值模擬分析不同寬度條件下煤柱垂直應(yīng)力分布規(guī)律,由圖可知,當(dāng)煤柱寬度為4 m~6 m時煤柱所受垂直應(yīng)力為4 MPa~6 MPa,巷道另一側(cè)實體煤幫所受應(yīng)力相對較大,高達22 MPa~24 MPa;當(dāng)煤柱寬度為8 m 時煤柱中部所受應(yīng)力有所增大,最大應(yīng)力10 MPa~12 MPa,實體煤幫應(yīng)力為22 MPa;寬度為10 m時煤柱所受應(yīng)力突然大幅度增大,最大應(yīng)力高達24 MPa,煤柱結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性大幅度降低,不利于巷道維護。
圖1 不同寬度煤柱所受垂直應(yīng)力
由圖2 可知,隨著煤柱寬度的增大巷道變形逐漸減小。當(dāng)煤柱寬度為4 m 時巷道頂板最大變形量為285 mm,煤柱幫變形量為212 mm,實體煤幫變形量為170 mm,底板變形量為141 mm;隨著煤柱寬度的增大巷道變形量大幅度減小,當(dāng)煤柱寬度為8 m 時巷道頂板下沉量為180 mm,煤柱幫變形量為153 mm,實體煤幫變形量為122 mm,巷道底板變形量為75 mm。隨著煤柱寬度的進一步增大巷道圍巖變形量基本穩(wěn)定。
圖2 沿空巷道圍巖變形曲線
根據(jù)理論分析,區(qū)段煤柱最小寬度為5.73 m;根據(jù)數(shù)值模擬,當(dāng)煤柱寬度為8 m 及以內(nèi)時煤柱所受應(yīng)力相對較小,高應(yīng)力主要集中于實體煤幫,當(dāng)煤柱寬度大于為10 m時煤柱所受應(yīng)力大幅度增大,煤柱結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性減弱,不利于后期采動期間的巷道維護,因此區(qū)段煤柱寬度應(yīng)在10 m 以內(nèi);當(dāng)煤柱寬度為8 m 及以上時巷道圍巖變形量逐漸趨于穩(wěn)定,且圍巖變形量相對較小,因此煤柱不宜小于8 m。結(jié)合理論分析及數(shù)值模擬結(jié)果綜合考慮,區(qū)段煤柱尺寸為8 m。
本文結(jié)合莒山礦f3203 工作面實際開采地質(zhì)條件,對工作面區(qū)段煤柱進行了系統(tǒng)的研究,通過理論分析確定區(qū)段煤柱寬度為5.73 m,在此基礎(chǔ)上通過數(shù)值模擬研究分析了不同尺寸條件下煤柱應(yīng)力分布規(guī)律和巷道圍巖變形規(guī)律,結(jié)合數(shù)值模擬研究結(jié)果最終確定區(qū)段煤柱寬度為8 m。