趙 敏
(山西晉煤集團趙莊煤業(yè),山西 長治 046605)
趙莊煤礦3307 工作面回采3#煤層,直接頂為0.78 m 的砂質(zhì)泥巖,基本頂為12.5 m 的中粒砂巖,直接底的中粒砂巖厚約7.2 m,基本底為2.38 m 的砂質(zhì)泥巖,煤層平均傾角約為4°。工作面采用綜合機械化采煤工藝,采高設(shè)計為4.7 m。工作面的通風(fēng)方式采用U 型通風(fēng)布置:33071 巷供進風(fēng)、運煤、行人等使用,33073 巷供運料、回風(fēng)、行人等使用。
由于3#煤層屬于厚煤層,該層位諸多工作面在回采時,區(qū)段煤柱留設(shè)寬度一直借鑒之前的經(jīng)驗,將煤柱留設(shè)寬度設(shè)計為30 m。現(xiàn)今,東盤區(qū)的工作面大多數(shù)回采結(jié)束,通過觀測發(fā)現(xiàn),留設(shè)的區(qū)段煤柱均沒有出現(xiàn)明顯破壞現(xiàn)象,完全能夠保障工作面安全順利回采。因此,為了充分回收煤炭資源,提高經(jīng)濟效益,需要展開優(yōu)化區(qū)段煤柱的合理留設(shè)寬度的分析研究。
區(qū)段煤柱的留設(shè)寬度過大,必然會造成煤炭資源的浪費;煤柱留設(shè)的寬度過小,則會因為煤柱無法承載過高的應(yīng)力而致使煤柱發(fā)生破壞,并且由于無法提供穩(wěn)定的承載能力而導(dǎo)致工作面事故發(fā)生[1-2]。
圖1 煤柱破壞類型
根據(jù)破壞原因不同,可以將煤柱破壞類型大致分為5 種,分別為剪切破壞、縱向劈裂破壞、沿弱面剪切滑移破壞、壓入底板底鼓以及塑性流動破壞[3-4],如圖1。
如圖1(a),如果煤柱的兩側(cè)發(fā)育了具有一定深度的結(jié)構(gòu)面或者裂隙,并且裂隙發(fā)育與煤柱形成一定的傾角,由于煤柱與頂?shù)装宓慕佑|緊密,即頂?shù)装寰鶠檩^硬的巖石,中間不含較軟巖性的夾層,若煤柱較窄,則會發(fā)生明顯的剪切破壞。當破壞深度過大,煤柱開始明顯地片幫。
如圖1(b),若區(qū)段煤柱頂?shù)装寰熊浫鯉r性的夾層,則煤柱與頂?shù)装褰佑|面的摩擦力較小,那么煤柱就會發(fā)生劈裂破壞,裂隙發(fā)育方向與頂?shù)装宕怪?。此時,煤柱的裂隙發(fā)育不僅是表面,而且存在于內(nèi)部,此時的煤柱破壞程度較大。此時若煤柱寬度較小,那么煤柱的承載性能將急劇降低,有嚴重的安全風(fēng)險。
如圖1(c),若煤體內(nèi)部自身就含有較大的節(jié)理或者斷層等構(gòu)造,煤柱破壞通常主要沿著節(jié)理面或斷層發(fā)生剪切滑移,此時煤柱的破壞形式就是沿著構(gòu)造面剪切滑移破壞。
如圖1(d),當煤柱底板巖性較軟,頂板巖性較硬時,隨著頂板壓力增大,可能出現(xiàn)煤柱被緩慢壓入底板的現(xiàn)象,此時若煤柱較窄,煤柱會被明顯壓入,進而會使巷道出現(xiàn)明顯的底鼓。此時煤柱的破壞類型為壓入式破壞。
如圖1(e),若頂?shù)装鍘r性較硬,與煤柱有較大的摩擦力,并且煤柱外部有較高的側(cè)向約束,煤柱會發(fā)生類似的塑性流動破壞。
區(qū)段煤柱的穩(wěn)定程度受外在因素和內(nèi)在因素的雙重控制。內(nèi)在因素主要是煤體自身強度,外在因素主要包括工作面回采的深度、煤層傾角以及回采巷道圍巖的穩(wěn)定性等,其中外在因素對區(qū)段煤柱的承載穩(wěn)定性影響較大。根據(jù)對3307 工作面的地質(zhì)勘探以及分析可知,煤體自身強度和煤柱承受的載荷是影響煤柱穩(wěn)定的關(guān)鍵因素,而其他因素,如工作面的初始應(yīng)力、工作面的埋深以及該層位的地下水和地溫等對煤柱的影響較小。因此,在計算留設(shè)煤柱寬度時,首先要充分考慮重要的因素,忽略其他影響程度較低的因素。
隨著工作面回采,煤柱所受載荷逐漸增大,會引起煤柱幫部的破壞,因此在計算煤柱寬度時要考慮工作面開挖的影響,設(shè)該影響因子為c。同時,由于工作面機械開挖的影響,煤柱的兩側(cè)會因擾動出現(xiàn)不同的破壞,當煤壁破壞嚴重會引發(fā)片幫,從而降低煤柱的承載穩(wěn)定性,增大回采的安全事故隱患。因此,在計算煤柱的合理留設(shè)寬度時,必須考慮采動的影響,并且根據(jù)采動的類型給出不同的參數(shù),例如炮采的采動影響遠大于機械采煤對煤柱的影響。這里將開采擾動影響因子設(shè)為d。
綜上所述,在加入回采參數(shù)c 和開采擾動參數(shù)d 后,合理煤柱寬度的公式[5]如式(1)。
式中:B 為煤柱的合理寬度,m;L1為區(qū)段煤柱中部彈性區(qū)的寬度,m;L2為臨近回采巷道一側(cè)煤柱的彈性區(qū)寬度,m;X0為煤柱靠近采空區(qū)一側(cè)的塑性寬度,m;R0為靠近巷道一側(cè)的塑性區(qū)寬度,m;d 一般取值為1.2~2.0,這里取1.5;c 通常取值為1.2。
根據(jù)3307 工作面實際地質(zhì)參數(shù),煤層平均厚度為4.7 m,煤體內(nèi)摩擦角約為30.8°,粘聚力約為2.03 MPa,煤體的單軸抗壓強度約為9.8 MPa,上覆巖層的平均容重取25 kN/m3。忽略矸石的支護阻力,帶入各項參數(shù)計算可知,煤柱的留設(shè)寬度應(yīng)該為24.7 m,實際施工中應(yīng)考慮設(shè)計為25 m。
以前的工作面預(yù)留煤柱均為30 m,根據(jù)上述理論計算可知,煤柱的合理留設(shè)寬度應(yīng)該為25 m。
由于工作面內(nèi)有JDX6 斷層,該位置考慮進行甩刀把作業(yè),因此在此處留設(shè)煤柱,檢驗煤柱設(shè)計寬度的合理性。
在33072 巷內(nèi)布置三個觀測點,通過分析工作面推進過程中巷道圍巖兩幫以及頂板的變形量驗證煤柱留設(shè)的效果。觀測站的設(shè)計如圖2。
圖2 巷道變形觀測點布置
兩條巷道相距25 m,觀測點2 布置在巷道中間,三個觀測點距離為10 m。通過十字布點法,在相應(yīng)位置布置,在該斷面中,首先將水平方向的兩點固定好,采用楔子固定該測點,并在周圍噴涂紅色油漆,該處理方式能降低水平方向上的觀測誤差。
當觀測點布置好之后,隨著工作面的開挖,巷道觀測每日進行一次,直至回采結(jié)束。通過將三個點的觀測數(shù)據(jù)整理,來分析煤柱留設(shè)是否合理。觀測點1、2、3 的巷道變形特征分別如圖3、4、5 所示。
圖3 觀測點1 處巷道變形特征
由圖3 可以看出,工作面臨近巷道58 m 時巷道開始變形,起初巷道變形速率較小,小于32 m后巷道變形速率開始增大,直至最后,巷道頂板最大下沉量為77 mm,兩幫最大移近量為190 mm。頂板下沉量最大變化速率為30 mm/d,兩幫移近量最大變化速率為25 mm/d。巷道圍巖變形均在巷道允許變形范圍內(nèi)。
圖4 觀測點2 巷道變形特征
由圖4 可以看出,觀測點2 的巷道變形特征與觀測點1 不同。從頂板下沉特征曲線可以看出,工作面距離觀測點52 m 時頂板開始下沉,當距離工作面31 m 時,巷道頂板下沉速率增大,最大速率為27.5 mm,最后累計頂板下沉量為190 mm,遠大于1 號觀測點。對于巷道兩幫移近特征曲線來說,工作面距離觀測點57 m 時開始變化,在距離31 m時兩幫變形速率增大,速度最大為46 mm/d,巷道兩幫移近量累計為230 mm。該處巷道斷面整體良好,但由于煤柱內(nèi)部有陷落柱,巷道發(fā)生局部的片幫,片幫深度約0.5 m,但未發(fā)生嚴重的剝落現(xiàn)象。
圖5 觀測點3 處巷道變形特征
由圖5 可以得知,觀測點3 的頂板下沉量明顯增大且大于巷道兩幫移近量,呈現(xiàn)出與觀測點1 和2 不同的特征。巷道開始發(fā)生變形的時間與前兩個基本一致,約為51.60 m,當工作面距離巷道32 m時,巷道變形速率明顯增大。頂板下沉速率最大為25 mm/d,累計最大下沉量為215 mm。兩幫移近量累計為132 mm。該斷面巷道觀測期間,靠近煤柱幫部有發(fā)生局部片幫的現(xiàn)象,但片幫深度較淺,靠近采空區(qū)一側(cè)的巷道幫部有明顯的片幫、煤壁剝落、局部頂板破碎的現(xiàn)象。
通過分析三個觀測點的巷道變形特征發(fā)現(xiàn),隨著工作面推進,巷道的變形量逐漸增大,當臨近巷道約30~32 m 時巷道的變形速率明顯增大。中部測點的巷道變形量最大,但未發(fā)生明顯的片幫或者冒頂?shù)默F(xiàn)象,僅有局部煤壁片幫,巷道整體變形在允許范圍內(nèi)。工作面超前支承應(yīng)力下,煤柱的承載性能以及整體性良好,證明留設(shè)25 m 的煤柱寬度是合理的,可以在后續(xù)工作面回采中推廣應(yīng)用。
(1)通過分析區(qū)段煤柱的5 種破壞類型和機理,并根據(jù)3307 工作面的實際地質(zhì)參數(shù),考慮開采時機械的影響因素以及采動的影響因素,確定煤柱留設(shè)的合理寬度為25 m。
(2)通過設(shè)計巷道內(nèi)的觀測點,觀測巷道的圍巖變形來檢驗煤柱寬度的合理性,最終發(fā)現(xiàn)巷道在采動的影響下,發(fā)生較小的圍巖變形,煤柱幫部沒有發(fā)生明顯片幫的現(xiàn)象,整體性和承載性能良好,表明煤柱寬度設(shè)計合理。