蘇 杰
(山西霍寶干河煤礦有限公司,山西 臨汾 041602)
霍寶干河煤礦2-116綜采工作面即將回采結(jié)束,需進行下區(qū)段2-118C 綜采工作面的準(zhǔn)備作業(yè)。該綜采工作面開采的是平均厚度為3.72 m 的9 號煤層,9 號煤層為由東向西傾斜角度為8°,煤層夾雜有矸石。2-118C 工作面的偽頂是厚度為0.15 m 的粉砂巖,直接頂板是厚度為1.2 m 的中砂巖,基本頂是厚度為1.5 m 的細砂巖,直接底板是厚度為2.4 m的細砂巖,基本底是厚度為4.55 m 的中砂巖。
工作面位于一采區(qū)的右翼,北側(cè)為2-112 工作面,位于2-118C 工作面的北邊,2-116 工作面位于2-118C 工作面的南邊,工作面的西邊是未開采的煤體,保護干河村留設(shè)的煤柱以及軌道大巷位于該煤層的東邊。2-116 綜采工作面回采結(jié)束60 d 之后就開始2-118C 沿空運輸巷道的開掘工作,留設(shè)30 m 護巷煤柱,巷道在開掘過程中受附近巷道掘進和臨近回采工作面頂板下沉破裂的影響,在距離留設(shè)煤柱比較近的這一邊頂部和周圍巖層產(chǎn)生大量的裂隙、破裂。從巷道圍巖和頂板破裂特征來看,30 m煤柱并沒有發(fā)揮保護巷道的效果,而且浪費了大量的煤炭資源。因此,針對沿空巷道煤柱寬度的確定,需要進行進一步的研究[1-2]。
對于煤柱本身來說,若其寬度較小,工作面回采時,在受動壓影響的情況下,煤柱將會產(chǎn)生大量的裂隙,造成一定程度的損壞[3],會對巷道的錨桿支護等帶來較大的影響,當(dāng)區(qū)段煤柱失去其該有的承載能力時,巷道的穩(wěn)定也將受到影響。因此,在進行對區(qū)段煤柱的寬度計算時[4],需要在其極限平衡條件下進行計算,如圖1。
圖1 煤柱寬度計算示意
沿空巷道窄煤柱計算公式為:
式(2)中:m為該煤層的采高,為3.72 m;λ代表側(cè)壓系數(shù),取值0.32;φ0為煤層內(nèi)摩擦角,為35°;C0代表煤柱和煤層頂板及底板之間交界處的黏聚力,取值0.8 MPa;K表示集中應(yīng)力系數(shù),取值1.8;γ1代表煤層以上巖石層的容重,取25 kN/m3;H代表巷道的埋藏深度,取448 m;Px是可采煤柱已經(jīng)采空這一側(cè)支護所需的阻力,取值0.2 MPa。
將上述參數(shù)代入式(2)計算可得:x1=2.12 m。
式(1)中:B為護巷煤柱寬度,m;x1為2-118C綜采面回采在煤柱臨空側(cè)產(chǎn)生的破碎區(qū)寬度,即2-118C 采空區(qū)煤壁邊緣與側(cè)向基本頂斷裂線之間的水平距離;x2為巷道煤柱側(cè)幫錨索有效長度,取4.2 m;x3為預(yù)留煤柱的附加安全寬度,通常按30%~50%(x1+x2)取值,考慮不穩(wěn)定覆巖下掘巷時煤柱受動壓影響,按50%(x1+x2)計算。
經(jīng)過計算,求得護巷煤柱的寬度約B≈10 m。
以2-118C 綜采工作面為工程背景,建立數(shù)值模型。對模型邊界的法向位移進行約束,即限制模型在X、Y 方向的水平位移和在Z 方向的垂直位移,X=-232.25、X=248.25、Y=0、Y=160 和Z=0。在數(shù)值模型建立時,通常模型的建立會根據(jù)實際的地質(zhì)條件進行簡化,這樣可以大大提升它的運行速度和準(zhǔn)確度,降低整體數(shù)值模擬的運作時長,模型共劃分171 904 個單元,183 645 個節(jié)點。在實驗時,模擬的煤柱寬度分別設(shè)置為6.0 m、8.0 m、10.0 m、12.0 m、14.0 m、16.0 m。
不同煤柱寬度條件下圍巖在垂直方向的應(yīng)力分布如圖2。由不同寬度煤柱的數(shù)值模擬結(jié)果可以看出,巷道在開掘之后由于煤柱寬度的變化,巷道周圍巖層受到的應(yīng)力也會發(fā)生變化,在煤柱里邊會形成不規(guī)則、大小不等的應(yīng)力集中領(lǐng)域。應(yīng)力集中區(qū)域在6 m 煤柱寬度的條件下,處于靠近未開采的實體煤這一側(cè),其最大值為20 MPa,并且應(yīng)力分布比較勻稱,平均為10 MPa;巷道兩側(cè)的煤層在8 m 的煤柱寬度條件下,有應(yīng)力集中的現(xiàn)象出現(xiàn),在巷道靠近實體煤的這一側(cè)更加明顯,最大值為18.8 MPa左右,靠近實體煤這一側(cè)的巷幫隨著煤柱的增寬其應(yīng)力集中的區(qū)域慢慢消失;煤柱寬度從10 m 增大到16 m 的過程中,煤柱內(nèi)的應(yīng)力集中區(qū)域及應(yīng)力峰值均有增大,峰值分別為20.6 MPa、22.1 MPa、23.3 MPa、23.6 MPa。
圖2 回采時不同寬度煤柱垂直應(yīng)力云圖
通過對不同寬度煤柱內(nèi)部應(yīng)力模擬,得到煤柱內(nèi)部應(yīng)力變化曲線,如圖3。
圖3 不同寬度煤柱水平位移曲線
從圖3 中可以看出,煤柱水平方向的位移值隨著留設(shè)煤柱寬度值的不斷增大而逐漸變小,并且在煤柱里邊某一個位置位移為零。當(dāng)留設(shè)煤柱的寬度值為6 m 時,在大約距采空區(qū)煤壁邊緣2.6 m 的位置處存在一個位移值為零的點;在留設(shè)煤柱的寬度為8~16 m 時,存在的位移值為零的點的位置基本不變,其位置大約在距采空區(qū)煤壁邊緣3.8 m 的位置處。位移值為零的點的位置處作為曲線斜率的分水嶺,其斜率在臨近采空區(qū)的這一邊大致一致,傾斜程度比較大,而在位移值為零點的另一側(cè),留設(shè)煤柱寬度增大而曲線的斜率不斷變小。
上述模擬結(jié)果中,當(dāng)留設(shè)煤柱的寬度在6~8 m范圍內(nèi)時,巷道周圍巖層的變形程度比較嚴重,巷道周圍巖體的變形隨著留設(shè)煤柱的寬度從6~8 m 反而變大,因此為保護巷道留設(shè)的煤柱的寬度應(yīng)大于8 m;當(dāng)留設(shè)的保護巷道的煤柱寬度從10~16 m 時,巷道周圍巖層的破壞程度慢慢變小,但是隨著留設(shè)的保護巷道的煤柱的寬度的變大出現(xiàn)了一定范圍的應(yīng)力集中的情況,并且集中范圍不斷變大;在工作面推進和巷道開挖的過程中,留設(shè)的保護巷道的煤柱寬度為14~16 m 時,煤柱受到的應(yīng)力集中程度較大,對巷道和煤柱的穩(wěn)定造成很大的影響;而留設(shè)的保護巷道的煤柱的寬度為10~12 m 時,煤柱受到的應(yīng)力集中范圍比較對稱,其程度也比較小,可以使巷道周圍巖體更加穩(wěn)定。根據(jù)上述理論計算結(jié)果及2-118C 工作面目前的地質(zhì)條件,在遵循煤柱寬度設(shè)計原則的基礎(chǔ)上,最終確定2-118C 沿空巷道護巷煤柱的寬度為10 m。
在掘進期間沿空掘巷時,為了確定2-118C 工作面的煤柱寬度留設(shè)的是否有效,在巷道的試驗段布置3 個表面位移測點,之間間距50 m,分別對監(jiān)測點標(biāo)號為1#、2#、3#。在進行監(jiān)測點安置時,嚴格按照所確定的點進行安置,不得出現(xiàn)誤差。采用鋼卷尺測量巷道頂?shù)缀蛢蓭妥冃蝸硖骄?-118C 綜采工作面區(qū)段留設(shè)煤柱的穩(wěn)定性及合理性。監(jiān)測數(shù)據(jù)如圖4。
圖4 為3 個測點觀測之后得到的結(jié)果,從周圍巖層位移的角度分析,巷道周圍巖體在工作面回采期間破裂嚴重,比開掘巷道產(chǎn)生的裂隙更多,其變形程度是巷道開掘的4 倍多。巷道圍巖在距工作面35 m 的位置處破碎速率發(fā)生轉(zhuǎn)折,逐漸加快,距離工作面越近,破碎速率越快。從圖4 可知,2-118C工作面超前采動影響范圍為50 m 左右,三個測點在觀測期間頂?shù)装謇塾嬜冃畏謩e為430 mm、466 mm、352 mm,兩幫累計移近量分別為362 mm、504 mm、486 mm。通過對巷道實際進行監(jiān)測,監(jiān)測結(jié)果表明巷道變形在允許范圍內(nèi),巷道可以正常使用,對巷道表面變形進行了觀測分析,根據(jù)觀測的結(jié)果可以得出方案中留設(shè)的煤柱寬度合理。
圖4 巷道表面位移監(jiān)測
以2-118C 綜采工作面留設(shè)區(qū)段煤柱為背景,通過理論計算并輔以數(shù)值模擬軟件驗證等手段確定了合理的10 m 寬的區(qū)段煤柱寬度。2-118C 綜采工作面回采過程中,對下順槽圍巖進行表面位移監(jiān)測,通過對現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)分析研究,可知2-118C 綜采工作面留設(shè)10 m 區(qū)段煤柱可以維持巷道穩(wěn)定,煤柱寬度合理,滿足工程需求。