何富連楊陽李亮歐陽烽張瀟付麗紅

1.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院,北京 100083;2.共伴生能源精準(zhǔn)開采北京市重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,北京 100083

隨著煤炭資源的不斷開采,近距離煤層開采逐漸越來越普遍,國內(nèi)如大同礦區(qū)、西山礦區(qū)、新汶礦區(qū)等都存在近距離煤層群的開采問題[1-4]。 近距離煤層群開采過程中,由于上煤層開采造成下部煤層頂板原有的應(yīng)力平衡被打破,且上煤層殘留區(qū)段煤柱的集中應(yīng)力向底板傳遞,使得下部煤層回采巷道布置成為難題[5-7]。 謝 生 榮 等[8]采 用FLAC3D模 擬 埋 深550 ～1 250 m 巷道圍巖主應(yīng)力差與塑性區(qū)響應(yīng)特征以及兩幫主應(yīng)力差演化規(guī)律。 牛雙建等[9]通過分析松動(dòng)圈內(nèi)外主應(yīng)力差的演化規(guī)律,并結(jié)合圍巖破壞范圍及模式對其破壞機(jī)制進(jìn)行探討。 何富連等[10-11]將主應(yīng)力差值作為表征巖層受力的動(dòng)態(tài)指標(biāo),通過理論計(jì)算和數(shù)值模擬,最終得到主應(yīng)力差計(jì)算公式及其分布特征。 魯巖等[12]通過理論分析確定巷道外錯(cuò)布置方式,在采用數(shù)值模擬優(yōu)化巷道支護(hù)方式,現(xiàn)場實(shí)踐效果良好。 徐青云等[13]通過建立力學(xué)計(jì)算模型,結(jié)合實(shí)際開采條件計(jì)算得出上部煤層開采后底板應(yīng)力狀況,為下煤層巷道布置提供依據(jù)。 索永錄等[14]運(yùn)用數(shù)值模擬軟件,分別模擬下部煤層回采巷道內(nèi)錯(cuò)式、外錯(cuò)式和重疊式布置,結(jié)合圍巖控制理論得到下煤層回采巷道的合理布置方式。 李曉斌等[15]采用模糊綜合判定法建立模型,對近距離煤層回采巷道圍巖分類指標(biāo)進(jìn)行驗(yàn)證,并提出相應(yīng)的支護(hù)方式。 陳冬冬等[16]構(gòu)建考慮煤柱寬度及承載能力與實(shí)體煤彈塑性變形的基本頂板結(jié)構(gòu)力學(xué)模型,研究了一側(cè)采空條件下基本頂板結(jié)構(gòu)的破斷規(guī)律。

目前國內(nèi)學(xué)者對煤柱下方或者采空區(qū)下方工作面的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和近距離煤層下行開采巷道布置有一定研究,但在近距離雙厚煤層和下部工作面巷道布置方面,多考慮垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力對巷道頂板的影響,忽略了應(yīng)力之間疊加和耦合效應(yīng)。 因此,為解決燕子山礦近距離下部煤層回采巷道合理布置問題,本研究首先針對寬煤柱建立力學(xué)簡化模型,借助彈性力學(xué)“半平面體”理論,對煤柱底板主應(yīng)力差進(jìn)行解算,求得底板煤巖體主應(yīng)力差分布狀態(tài),再通過數(shù)值分析和理論計(jì)算,分析上部煤層區(qū)段遺留煤柱及采空區(qū)對下煤層影響,最后結(jié)合主應(yīng)力差及應(yīng)力降低區(qū)因素對近距離雙厚下部煤層巷道合理位置進(jìn)行選取。

1 礦井概況

晉能控股集團(tuán)燕子山礦年產(chǎn)5.00 Mt,目前主采上部石炭紀(jì)山西組4 號煤層(簡稱4 號煤層)及下部3 號煤層(簡稱3 號煤層),煤層平均間距25 m。 4 號煤層平均埋深400 m,厚度2.2 ～10.6 m,平均厚度6.5 m,含4 ～8 層夾矸,厚0.85 ～3.38 m,平均傾角3°,屬近水平煤層,煤巖類型以暗淡型為主,煤種主要為氣煤;下部3 號煤層平均厚度6 m,平均傾角2°,煤層為近水平煤層,煤層穩(wěn)定,層理、節(jié)理復(fù)雜,煤種主要為煙煤,煤質(zhì)為弱黏煤。 由于4 號煤層即將采空,工作面之間殘留35 m 寬的煤柱。 礦井需完成下部3 號煤層巷道布置工作,因此確定4 號層底板巖層采動(dòng)后的破壞特征,對3 號層工作面布置及管理具有重要的意義。 為方便區(qū)分,本文將4 號煤層采空區(qū)命名為4216、4218,3 號煤層設(shè)計(jì)工作面命名為3216。 煤層頂?shù)装寰C合柱狀圖如圖1 所示。

圖1 綜合柱狀圖Fig.1 Comprehensive strata log diagram

2 理論分析

2.1 底板應(yīng)力分布規(guī)律分析

由于上部煤層開采結(jié)束,工作面遺留煤柱以及直接頂垮落對底板造成了一定的破壞。 在實(shí)際的礦井生產(chǎn)中,尤其對于近距離煤層而言,上部煤層開采后均留有較寬的煤柱,一般在20 m以上,燕子山礦上部4 號煤層區(qū)段遺留煤柱寬度達(dá)35 m。 因此針對寬煤柱建立煤柱應(yīng)力在底板的簡化力學(xué)模型[17]。 根據(jù)彈性力學(xué)[18-19]半平面體理論,為求體內(nèi)某一點(diǎn)M(x,z)處應(yīng)力,建立如圖2 所示的坐標(biāo)系。

圖2 遺留煤柱荷載簡化模型Fig.2 Simplified model of residual coal pillar load

在煤柱底板距原點(diǎn)O為η處取微小單元dη,看作微小集中力。 對于這個(gè)微小集中力引起的應(yīng)力,可用式(1)計(jì)算得出。

取微分線段dη,其上所受的分布力dF=qdη,將qdη視為微小集中力,則M點(diǎn)所受應(yīng)力由式(2)計(jì)算得出。

對式(2)進(jìn)行積分,可得底板所受的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力及剪切應(yīng)力,計(jì)算式如下:

2.2 底板主應(yīng)力差分布規(guī)律分析

由材料力學(xué)知識,可得到雙向應(yīng)力狀態(tài)下最大主應(yīng)力σ1、最小主應(yīng)力σ3:

由式(4)得主應(yīng)力差:

將式(3)代入式(5)即可得到主應(yīng)力差的具體計(jì)算式。

根據(jù)礦井實(shí)際情況,4 號煤層埋深400 m,巖層的容重取25 kN/m3,應(yīng)力集中系數(shù)K1=2.5,K2=1.2。 根據(jù)式(5),運(yùn)用Mathcad 計(jì)算軟件進(jìn)行計(jì)算,在底板不同水平截面(1 m、3 m、6 m、10 m、15 m、20 m、25 m)上布置測線,得到不同水平面上主應(yīng)力差分布曲線,如圖3 所示。

圖3 主應(yīng)力差分布曲線Fig.3 Principal stress difference distribution curve

從圖3 可以看出,垂直方向上,煤柱下方10 m范圍內(nèi)巖層在距離煤柱中心3 m 位置出現(xiàn)極小值,距離煤柱中心10 m 位置出現(xiàn)極大值,此時(shí)曲線分布呈馬鞍狀,且距離極值點(diǎn)所處位置越近,主應(yīng)力變化率越大;在煤柱下方10 ～25 m 范圍內(nèi)巖層,主應(yīng)力差分布曲線無極值點(diǎn),曲線呈負(fù)指數(shù)規(guī)律遞減。 水平方向上,距離煤柱邊緣27 m 位置以后,曲線變化趨于穩(wěn)定。 以煤柱下方25 m(3 號煤層頂板)水平為例,在距離煤柱中心48 m(距離煤柱邊緣30 m)位置,主應(yīng)力差降到2.5 MPa 左右,且繼續(xù)保持降低趨勢。

3 上煤層底板破壞數(shù)值模擬

3.1 模型建立

為分析上部煤層底板不同深度的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和主應(yīng)力差分布情況,以燕子山礦實(shí)際生產(chǎn)地質(zhì)條件為基礎(chǔ),采用FLAC3D軟件對4 號煤層4216、4218 工作面及3 號煤層進(jìn)行模擬。 模型尺寸x×y×z為400 m×20 m×60 m,圍巖本構(gòu)關(guān)系采用Mohr-Coulomb 模型,模型頂部為應(yīng)力邊界,側(cè)向約束限制水平位移,側(cè)壓系數(shù)取1。 模型上表面平均埋深H約為370 m,工作面上覆巖層平均密度ρ取2 500 kg/m3,重力加速度g為9.8 m/s2,模型上部施加9.25 MPa 的法向應(yīng)力。 模型兩端各留有30 m 煤柱,按照實(shí)際開采條件對4 號煤層4216、4218 工作面進(jìn)行開挖,然后再進(jìn)行3 號煤層回采巷道的開挖。 根據(jù)物理力學(xué)實(shí)驗(yàn)和該礦現(xiàn)場資料確定煤巖體參數(shù)(表1)。

圖4 數(shù)值模型煤巖層與巷道布置Fig.4 Numerical model coal strata and roadway layout

表1 巖石物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of rock

3.2 遺留區(qū)段煤柱對下煤層的擾動(dòng)特征

3.2.1 煤柱底板垂直、水平應(yīng)力分析

對煤柱底板不同深度巖層的應(yīng)力分布情況進(jìn)行分析,分別在距離4 號煤層底板1 m、3 m、6 m、10 m、15 m、20 m、25m 層位處進(jìn)行應(yīng)力監(jiān)測,得到距煤柱底板不同間距巖層垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力分布。

如圖5、圖6 所示,上部4 號煤層回采后,遺留區(qū)段煤柱垂直應(yīng)力與水平應(yīng)力分布規(guī)律如下:

圖5 垂直應(yīng)力分布圖Fig.5 Vertical stress distribution diagram

圖6 水平應(yīng)力分布圖Fig.6 Horizontal stress distribution diagram

(1) 位于同一水平的巖層在不同位置垂直應(yīng)力表現(xiàn)出明顯差異。 煤柱下方巖層存在明顯的應(yīng)力增高區(qū),其應(yīng)力顯著高于上部采空區(qū)處應(yīng)力,距離煤柱底板越近,峰值應(yīng)力越大。 煤柱下方10 m以內(nèi)巖層,垂直應(yīng)力峰值約為18.18 MPa,垂直應(yīng)力分布曲線呈馬鞍形;煤柱下方10 ～25 m 范圍內(nèi)巖層,垂直應(yīng)力峰值約為14.35 MPa,應(yīng)力分布曲線呈鐘形。 隨著距離煤柱底板越來越遠(yuǎn),垂直應(yīng)力曲線由開始的馬鞍形逐漸變?yōu)殓娦?峰值應(yīng)力逐漸降低,直到煤柱下方25 m 處(3 號煤層頂板),垂直應(yīng)力峰值降低為12.5 MPa,顯著低于煤柱底板向下1 m 水平時(shí)的峰值應(yīng)力。

(2) 底板不同層位水平應(yīng)力分布曲線升高的位置與垂直應(yīng)力分布曲線類似。 在煤柱下方15 m以內(nèi)巖層,水平應(yīng)力大于兩側(cè)采空區(qū)的水平應(yīng)力,應(yīng)力峰值隨著距離煤柱底板越近而逐漸增大;在煤柱下方15 ～25 m 范圍內(nèi)巖層,水平應(yīng)力小于兩側(cè)采空區(qū)的水平應(yīng)力;隨著距上煤層底板距離增加,水平應(yīng)力分布曲線由開始時(shí)的“下凹”形逐漸轉(zhuǎn)變“上凸”形,水平應(yīng)力峰值由煤柱中心向煤柱邊緣靠采空區(qū)一側(cè)發(fā)展。

3.2.2 煤柱底板主應(yīng)力差值分析

提取模擬數(shù)據(jù),經(jīng)Mathcad 軟件處理得煤柱底板主應(yīng)力差的分布曲線和分布云圖(圖7)。

由圖7(a)可知,水平方向上,煤柱下方巖層主應(yīng)力差大致集中在9 ～15 MPa;采空區(qū)距離煤柱邊緣大于15 m 時(shí),下方巖層主應(yīng)力差集中在1 ～3 MPa,顯著低于煤柱下方。 垂直方向上,煤柱下方10 m 內(nèi)巖層,主應(yīng)力差分布曲線呈馬鞍形,主應(yīng)力差極大值位于煤柱邊緣與采空區(qū)相接位置,煤柱中心主應(yīng)力差小于煤柱邊緣主應(yīng)力差;煤柱下方10 ～25 m 內(nèi)巖層,主應(yīng)力差分布曲線呈鐘形,主應(yīng)力差峰值逐漸降低,圍巖穩(wěn)定性明顯提升。 觀察煤柱下方25 m 巖層(3 號煤層頂板)主應(yīng)力差分布曲線,在距離煤柱邊緣30 m 位置,主應(yīng)力差大約1.5 MPa,主應(yīng)力差變化率較低。

圖7 主應(yīng)力差分布Fig.7 Principal stress difference distribution

由圖7(b)可知,區(qū)段遺留煤柱下底板主應(yīng)力差呈擴(kuò)散狀向下傳遞,分布具有非均勻性,距離煤柱底板越遠(yuǎn)擴(kuò)散范圍越廣,且逐漸衰減;主應(yīng)力差值在煤柱靠近采空區(qū)兩側(cè)相對集中,該位置頂板巖層相對破碎,但煤柱寬度較大,煤柱內(nèi)部仍然處于相對穩(wěn)定的狀態(tài)。 在該位置掘進(jìn)巷道,礦壓顯現(xiàn)不明顯,后期巷道維護(hù)難度不大。

4 巷道合理位置選擇及現(xiàn)場觀測

4.1 基于主應(yīng)力差的巷道內(nèi)錯(cuò)距離

提取距離煤柱底板25 m 位置處主應(yīng)力差模擬結(jié)果,結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果,計(jì)算平均主應(yīng)力差,得到3 種主應(yīng)力差分布曲線如圖8 所示,將下部3 號煤層回采巷道布置到煤柱下方或煤柱邊緣附近,巷道將承受較大的主應(yīng)力差[20]。

圖8 平均主應(yīng)力差與巷道位置Fig.8 Average principal stress difference and roadway location

通過比較煤柱底板25 m(3 號煤層頂板)處主應(yīng)力差理論計(jì)算結(jié)果和數(shù)值模擬結(jié)果,將下部3 號煤層回采巷道布置在上部遺留煤柱邊緣和正下方位置時(shí),巷道所處位置的主應(yīng)力差值較大,巷道維護(hù)困難;當(dāng)巷道布置在距離煤柱邊緣30 m 以外時(shí),主應(yīng)力差的理論計(jì)算結(jié)果為1.72 MPa,數(shù)值模擬結(jié)果為0.76 MPa,平均值為1.24 MPa,主應(yīng)力差較小,并且該處主應(yīng)力差變化率較低,有利于前期巷道掘進(jìn)及后期巷道維護(hù)。

4.2 基于應(yīng)力降低區(qū)的巷道內(nèi)錯(cuò)距離

應(yīng)力降低區(qū)是巖層中應(yīng)力小于原巖應(yīng)力的區(qū)域,應(yīng)力集中系數(shù)K=1 作為應(yīng)力降低區(qū)與增高區(qū)的分界線,以下以垂直應(yīng)力來討論。 根據(jù)垂直應(yīng)力分布云圖。 可以找到K=1 分界線,令該等值線與煤柱邊緣垂線的夾角為應(yīng)力傳遞影響角δ。 為直觀顯示下部煤層回采巷道布置位置與遺留煤柱邊緣的極限距離S極限,建立計(jì)算模型如圖9 所示。

圖9 下部煤層回采巷道內(nèi)錯(cuò)距計(jì)算模型Fig.9 The calculation model of interlocking distance in mining roadway of underlying coal seam

式中,S極限為巷道與煤柱邊緣的極限水平距離,m;h為上下煤層間距,取25 m;M為下部煤層厚度,取7 m;δ為應(yīng)力傳遞影響角,取42°;α為煤層傾角,取2°。

極限水平距離S極限之外的區(qū)域均屬于應(yīng)力降低區(qū),回采巷道布置在該區(qū)域時(shí)圍巖受力較為合理,即巷道內(nèi)錯(cuò)距離S需滿足:S≥S極限。 通過計(jì)算得到S極限=27.83 m。

根據(jù)燕子山礦實(shí)際情況,考慮一定的安全系數(shù),最終確定下部3 號煤層回采巷道采用內(nèi)錯(cuò)30 m 布置。 3216 回采巷道空間位置如圖10所示。

圖10 3216 回采巷道空間示意圖Fig.10 Diagram of 3216 mining roadway space

4.3 巷道支護(hù)及礦壓觀測

燕子山礦3 號煤層3216 工作面走向長2 517 m、傾向長180 m,回采巷道采用內(nèi)錯(cuò)30 m 布置,巷道為矩形斷面,巷道斷面規(guī)格寬4.8 m,高3.3 m,巷道現(xiàn)已布置完,采用錨桿、錨索和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。 頂板采用φ20 mm×2 400 mm 的螺紋鋼錨桿,間排距為900 mm× 1 000 mm, 每排6根,錨索尺寸為φ17.8 mm×7 000 mm,間排距1 500 mm×3 000 mm,每排3 根;兩幫采用φ18 mm×1 700 mm 的螺紋鋼錨桿,間排距為1 000 mm×1 000 mm,每排3 根。 對3 號煤層3216 回采巷道進(jìn)行圍巖變形量監(jiān)測,巷道頂?shù)装逡平繛?4 ～98 mm,兩幫移近量為94 ～140 mm,變形基本在30 d 之后保持穩(wěn)定。 從現(xiàn)場實(shí)測數(shù)據(jù)可以看出,3 號煤層3216 工作面回風(fēng)平巷采用內(nèi)錯(cuò)30 m 布置后,巷道采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)效果較好,沒有出現(xiàn)強(qiáng)烈的礦壓現(xiàn)象,現(xiàn)場實(shí)際巷道支護(hù)效果如圖11 所示。

圖11 3216 回采巷道支護(hù)效果圖Fig.11 Diagram of 3216 mining roadway support effect

5 結(jié) 論

(1) 建立了上部煤層區(qū)段遺留煤柱簡化力學(xué)分析模型,求解得出了煤柱底板主應(yīng)力差值計(jì)算公式;分析理論計(jì)算結(jié)果得出,隨距離煤柱底板深度的增加,主應(yīng)力差值分布曲線逐漸由雙峰值變?yōu)閱畏逯?且峰值點(diǎn)由煤柱中心往下向煤柱邊緣靠采空區(qū)一側(cè)發(fā)展,最后趨于穩(wěn)定。

(2) 通過數(shù)值模型分析了距離上部遺留煤柱底板不同深度主應(yīng)力差的演化特征。 主應(yīng)力差整體呈放射狀向煤柱底板傳播,在下部煤層距離上煤層遺留煤柱邊緣30 m 位置時(shí),主應(yīng)力差值大致為1.5 MPa 左右。 理論計(jì)算結(jié)果與數(shù)值模擬結(jié)果進(jìn)行比對,二者吻合較好。

(3) 考慮主應(yīng)力差降低、應(yīng)力降低區(qū)和富余安全系數(shù)等因素,最終確定燕子山礦3 號煤層回采巷道采用內(nèi)錯(cuò)距30 m 布置。 工程實(shí)踐表明,采用內(nèi)錯(cuò)30 m 布置錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)效果較好,巷道沒有明顯的強(qiáng)烈礦壓現(xiàn)象。