賀 雄,馮 劍,徐青云,李碩森,孫浩杰,趙曉渝
(山西大同大學(xué) 煤炭工程學(xué)院,山西 大同 037001)
隨著煤礦機(jī)械化和智能化水平的不斷提高,礦井的生產(chǎn)能力和效率得到了顯著提升,但采掘接替緊張現(xiàn)象在多數(shù)礦井中仍普遍存在[1-2]。為提高資源采出率和延長礦井生產(chǎn)服務(wù)年限,留窄煤柱沿空掘巷布置方式成為我國多數(shù)礦井工作面的主要布置方式之一[3]。然而,煤柱寬度過小會導(dǎo)致承受上覆巖層能力不足,易發(fā)生失穩(wěn)破壞,造成巷道變形和漏風(fēng);而煤柱寬度過大則會導(dǎo)致大量寶貴煤炭資源滯留井下,嚴(yán)重影響煤炭資源回采率[4]。因此,合理的護(hù)巷煤柱留設(shè)寬度是決定沿空掘巷成功實施的關(guān)鍵因素之一[5]。
以同忻煤礦8311工作面為工程背景,建立特厚煤層沿空掘巷窄煤柱力學(xué)模型[6],采用理論公式計算煤柱合理留設(shè)寬度范圍。同時,選取數(shù)值模擬手段對該工作面護(hù)巷煤柱的合理留設(shè)寬度進(jìn)行分析,最終對煤柱留設(shè)寬度進(jìn)行工程驗證[7],以期為相似地質(zhì)條件下的施工提供參考。
同忻井田位于大同煤田東北部,處于大同向斜的東翼,位于口泉斷裂帶北部。同忻井田位于大同煤田東北部,處于大同向斜的東翼,位于口泉斷裂帶北部。8311工作面位于井田西部三盤區(qū)的西南部,地面主要由山梁組成。工作面北部為實煤區(qū),南部為三盤區(qū)8309工作面的采空區(qū),東部為三盤區(qū)盤區(qū)大巷,西部是同忻煤礦與馬脊梁煤礦井田的邊界[8]。該工作面開采3-5煤層,煤層厚度9.16~17.98 m,平均煤厚為14.91 m,煤層傾角為0°~4°,平均為2°。5311巷回風(fēng)平巷采用矩形斷面5 m×3.95 m(寬×高)。巷道對應(yīng)地面標(biāo)高+1 307.2~+1 420.6 m,煤層底板標(biāo)高+818~+848 m。8311工作面5311巷道布置如圖1所示。
8309工作面開采過程中,受其上覆巖層破斷回轉(zhuǎn)擾動影響[9-10],煤層中的沿空巷道表現(xiàn)出強(qiáng)烈的礦壓顯現(xiàn),給支架等巷道支護(hù)設(shè)備帶來多次沖擊破壞。頂板發(fā)生彎曲下沉?xí)r,煤柱幫則會因壓縮而發(fā)生變形破壞,嚴(yán)重威脅井下工作人員以及工作面的安全生產(chǎn)[11-12]。
護(hù)巷煤柱合理留設(shè)寬度的大小影響相鄰巷道的穩(wěn)定性以及煤炭資源的回采率[13-14]。采用極限平衡理論進(jìn)行計算,得出護(hù)巷煤柱的合理留設(shè)寬度。
塑性變形區(qū)均會存在于護(hù)巷煤柱的兩側(cè)的部分區(qū)域中,其中一側(cè)為采掘工作后形成的采空區(qū)。窄煤柱的彈塑性變形區(qū)如圖2所示,塑性區(qū)的寬度為x0,x1。
圖2 窄煤柱的彈塑性變形區(qū)示意Fig.2 Elastoplastic deformation zone of narrow coal pillar
通過極限平衡理論公式計算煤柱寬度,煤柱的合理留設(shè)寬度B為
B=x0+x1+x2=5.59~6.45 m
(1)
其中,采空側(cè)煤柱塑性變形區(qū)范圍
(2)
式中,x1為安全穩(wěn)定系數(shù),取0.3。
x1=(x0+x2)(30%~50%)=1.29~2.15 m
(3)
其中,側(cè)壓系數(shù)
(4)
式中,x2為錨桿支護(hù)有效長度,x2=2 m;m為采高,m=14.91 m;μ為泊松比,μ=0.23;φ0為內(nèi)摩擦角,φ0=30.96°;K為應(yīng)力集中系數(shù),K=1.5;γ為上覆巖層容重,γ=25 kN/m3;H為埋深,H=470 m;C0為內(nèi)聚力,C0=4.3 MPa;Pz為支護(hù)阻力,Pz=1.86 MPa。
由極限平衡理論公式計算得出最小煤柱寬度為5.59 m,結(jié)合以往工程實踐得出的結(jié)論,極限平衡條件下區(qū)段煤柱的寬度應(yīng)不小于沿空巷道護(hù)巷煤柱的寬度。為了更好地確定沿空掘巷護(hù)巷煤柱的最佳留設(shè)寬度,采用3DEC軟件進(jìn)行數(shù)值模擬研究,并模擬分析工作面采場頂板的破斷特征[15-17]。
根據(jù)同忻煤礦的生產(chǎn)地質(zhì)條件,建立如圖3所示的數(shù)值模擬模型,模型沿工作面推進(jìn)方向長度為100 m,沿工作面方向長度為300 m,豎直方向高度為105 m,工作面長度為130 m。模型底部邊界固定,左右邊界水平方向位移固定。模型上邊界施加14 MPa的均布載荷相當(dāng)于上覆巖層的壓力,側(cè)壓系數(shù)為0.3。煤體采用基于摩爾庫倫準(zhǔn)則的本構(gòu)模型[18]。
圖3 數(shù)值模擬模型Fig.3 Numerical simulation model
根據(jù)地質(zhì)力學(xué)及相關(guān)資料,模擬所需的巖層力學(xué)參數(shù)和接觸面力學(xué)參數(shù),8311工作面巖石力學(xué)參數(shù)見表1。
表1 頂?shù)装宓牧W(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of roof and floor
上覆巖層破斷回轉(zhuǎn)擾動影響,沿空巷道的礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈,巷道位置應(yīng)處于應(yīng)力降低區(qū),基本頂?shù)臄嗔盐恢脤γ褐粼O(shè)的寬度和巷道留設(shè)的位置具有重要意義。
根據(jù)已有資料及以上研究可知,工作面回采后形成的側(cè)向支承壓力峰值到采空區(qū)邊緣的最大距離是8 m。結(jié)合理論計算得出煤柱寬度,合理的煤柱寬度留設(shè)范圍為5~8 m,表2設(shè)計了4個模擬方案,分別模擬留設(shè)不同寬度煤柱的塑性區(qū)、應(yīng)力及位移變化規(guī)律。數(shù)值計算時,巷道均為無支護(hù)狀態(tài)。
表2 模擬方案Table 2 Simulation scheme
對留設(shè)不同煤柱寬度下5311回風(fēng)巷道進(jìn)行開挖,得到如圖4所示圍巖塑性區(qū)分布特征。
圖4 留設(shè)5~8 m煤柱5311巷道塑性圖Fig.4 Plastic diagram of 5311 roadway with 5~8 m coal pillars reserved
可以看出,煤柱寬度為5 m時,整個煤柱均發(fā)生塑性變形破壞,并且塑性破壞區(qū)大部分相互貫通,煤柱承載區(qū)較弱,巷道頂?shù)装搴蛢蓭妥冃螄?yán)重,使得沿空巷道安全存在隱患,此時煤柱已喪失承載能力。煤柱寬度為6 m時,煤柱較為穩(wěn)定,受到?jīng)_擊較小,6 m的煤柱已經(jīng)可以承受巷道掘進(jìn)所產(chǎn)生的超前支撐壓力,可以保證沿空巷道的安全使用。煤柱寬度為7~8 m時,隨著煤柱寬度的增大,其內(nèi)部的穩(wěn)定核區(qū)寬度也進(jìn)一步擴(kuò)大。煤柱的承載能力增強(qiáng),對沿空巷道圍巖改善顯著。綜合考慮工作面煤炭回采率和煤柱承載性,確定當(dāng)煤柱寬度為6 m時最合理。
圖5為垂直應(yīng)力云圖,不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布特征如圖6所示。
圖5 留設(shè)5~8 m煤柱5311巷道應(yīng)力圖Fig.5 Stress diagram of 5311 roadway with 5~8 m coal pillars reserved
圖6 不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布特征Fig.6 Vertical stress distribution characteristics of roadway surrounding rock under different coal pillar widths
從上述的應(yīng)力云圖和不同煤柱寬度垂直應(yīng)力分布圖可以看出,當(dāng)煤柱寬度為5 m時,上覆巖層的壓力增大,煤柱應(yīng)力峰值太小,其承載能力有限,最終導(dǎo)致煤柱破壞失穩(wěn)。當(dāng)煤柱寬度為6 m時,相鄰巷道圍巖應(yīng)力集中程度減小,煤柱上的應(yīng)力逐漸向兩幫轉(zhuǎn)移,煤柱結(jié)構(gòu)較為完整且能實現(xiàn)相對穩(wěn)定。當(dāng)煤柱寬度為7~8 m時,隨著煤柱寬度的增加,煤柱上的垂直應(yīng)力峰值不斷升高并且轉(zhuǎn)移向著采空區(qū)側(cè),煤柱所承受的壓力峰值與煤柱寬度為6 m時大體相近。
通過對5~8 m不同寬度煤柱垂直應(yīng)力進(jìn)行分析,當(dāng)煤柱寬度為6 m時,煤柱垂直應(yīng)力基本對稱分布于煤柱中心,且煤柱內(nèi)出現(xiàn)穩(wěn)定承載區(qū),能滿足支承上覆巖層重力的要求。
圖7為不同煤柱寬度的巷道位移,巷道圍巖變形量如圖8所示。
圖8 不同煤柱寬度下巷道圍巖變形量Fig.8 Deformation of surrounding rock in roadway under different coal pillar widths
由上述的巷道位移圖和留設(shè)不同煤柱寬度下巷道圍巖變形量分析得知,隨著煤柱寬度的增加,頂板和兩幫的變形量逐漸減小并且趨于平穩(wěn)。當(dāng)煤柱寬度為5 m時,煤柱破碎區(qū)較大,頂板和兩幫的變形較為嚴(yán)重,不建議采用;當(dāng)煤柱寬度為6~8 m時,頂板和兩幫的變形趨勢相對平緩。
由上述分析可知,留設(shè)6 m及以上寬度煤柱時,能夠保證煤柱的穩(wěn)定性,同時也可有效抑制巷道圍巖變形。綜合考慮工作面煤炭回采率和煤柱承載性,確定煤柱寬度為6 m時最合理。
沿工作面開采,對留設(shè)6 m煤柱穩(wěn)定性進(jìn)行分析,得到圍巖塑性區(qū)分布特征,如圖9所示。
圖9 8311工作面推進(jìn)10~100 m圍巖塑性圖Fig.9 Plastic diagram of surrounding rock for advancing 10 m to 100 m of 8311 working face
當(dāng)煤柱寬度為6 m時,沿工作面以10 m的速度進(jìn)行開采,隨著工作面向前推進(jìn),從圍巖塑性圖結(jié)果分析,當(dāng)工作面推進(jìn)到20 m時,下位堅硬頂板在煤柱上方斷裂并出現(xiàn)旋轉(zhuǎn)下沉,此時留設(shè)的6 m煤柱受損程度較小。隨著工作面繼續(xù)推進(jìn),下位堅硬側(cè)向頂板旋轉(zhuǎn)下沉量增加,煤柱上所承受的支承壓力隨下位堅硬頂板的跨度增大而增加。
當(dāng)工作面推進(jìn)到70 m時,第1層堅硬側(cè)向頂板旋轉(zhuǎn)觸底,形成弧形三角塊結(jié)構(gòu)。煤柱上的應(yīng)力逐漸向兩幫轉(zhuǎn)移,水平方向上煤柱中部塑性區(qū)范圍逐漸減小,煤柱兩側(cè)均存在一定范圍的塑性破壞,留設(shè)寬度為6 m的煤柱總體較穩(wěn)定,可以保證工作面的安全開采。
4.2.1 支護(hù)斷面設(shè)計
綜采工作面沿空掘巷為8311工作面的5311回風(fēng)巷道,巷道支護(hù)斷面設(shè)計如圖10所示。
圖10 巷道支護(hù)斷面設(shè)計Fig.10 Cross section design of roadway support
4.2.2 頂板支護(hù)
頂板錨桿采用φ22 mm×2 800 mm左旋無縱肋螺紋鋼,間排距為800 mm×900 mm。頂板錨索采用φ21.8 mm×8 300 mm鋼絞線錨索,間排距為800 mm×2 700 mm。
4.2.3 巷幫支護(hù)
幫錨桿采用φ20 mm×2 500 mm左旋無縱肋螺紋鋼,間排距為900 mm×900 mm。采煤幫錨索采用φ21.8 mm×6 300 mm鋼絞線,間排距為900 mm×900 mm。煤柱幫錨索采用φ21.8 mm×4 300 mm鋼絞線,間排距為900 mm×900 mm。
為了評估5311回風(fēng)巷留設(shè)的6 m護(hù)巷煤柱掘進(jìn)期間巷道的變形情況,在沿空巷道中布置測站,對巷道表面變形情況進(jìn)行監(jiān)測,巷道位移變形量觀測結(jié)果如圖11所示。
圖11 5311沿空巷道掘進(jìn)期間圍巖變形量Fig.11 Deformation of surrounding rock during excavation of 5311 gob-side entry
監(jiān)測結(jié)果表明,從巷道掘進(jìn)開始到50 d時期內(nèi),巷道圍巖變形量持續(xù)增大,在50 d左右基本達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài),其中頂板最大下沉量為128 mm,實體煤幫和煤柱幫的最大移近量分別為113 mm和152 mm,最大底鼓量為76 mm。煤柱幫最大移近量明顯大于實體煤幫最大移近量,說明沿空巷道兩幫煤體變形破壞呈現(xiàn)不對稱現(xiàn)象,煤柱幫的變形破壞程度大于實體煤幫。
(1)通過極限平衡理論,計算得出8311工作面沿空掘巷護(hù)巷煤柱最小留設(shè)寬度應(yīng)為5.59 m。
(2)采用數(shù)值模擬軟件,對比了5~8 m不同煤柱寬度條件下沿空巷道的掘進(jìn)情況,對巷道變形特征以及塑性區(qū)、位移量和應(yīng)力分布情況進(jìn)行分析,進(jìn)一步確定了護(hù)巷煤柱的最佳寬度為6 m。
(3)根據(jù)工程實踐監(jiān)測數(shù)據(jù)可知,在設(shè)計的支護(hù)方案下,5311回風(fēng)巷道頂板最大下沉量為128 mm,實體煤幫和煤柱幫的最大移近量分別為113 mm和152 mm,最大底鼓量為76 mm。巷道圍巖變形得到有效控制,能夠為下一區(qū)段護(hù)巷煤柱寬度的留設(shè)及支護(hù)方式的確定提供依據(jù)。