大斷面綜放沿空巷道煤柱合理寬度研究

馬玉罡

(山西中煤華晉能源有限責(zé)任公司 王家?guī)X礦,山西 河津 043300)

近年來(lái),我國(guó)厚煤層開(kāi)采方法不斷向大尺度、快推進(jìn)的大型集約化綜放方向發(fā)展[1],但是開(kāi)采時(shí)相鄰工作面回采巷道受采動(dòng)影響較劇烈,破壞了巷道的穩(wěn)定性。因此,確定有效區(qū)段煤柱寬度既避免煤炭資源浪費(fèi)又保證沿空巷道圍巖的穩(wěn)定。國(guó)內(nèi)外學(xué)者針對(duì)不同地質(zhì)情況進(jìn)行了深入研究[2-7]。王衛(wèi)軍等[8]研究了基本頂在給定變形條件下煤柱寬度的確定方法;張科學(xué)等[9-10]研究發(fā)現(xiàn)煤柱位移方向偏向于巷道一側(cè),改善了沿空巷道的維護(hù);馮吉成等[11]等通過(guò)確定煤柱寬度解決了深井大采高工作面留設(shè)大煤柱導(dǎo)致回收率低的難題。

本文以王家?guī)X煤礦20102綜放工作面為工程背景,分析大斷面強(qiáng)采動(dòng)綜放煤巷圍巖偏應(yīng)力賦存狀態(tài),結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)地質(zhì)生產(chǎn)條件和理論計(jì)算,進(jìn)一步解釋第二、第三偏應(yīng)力不變量分布規(guī)律及其柱寬效應(yīng),為大斷面強(qiáng)采動(dòng)綜放煤巷圍巖控制提供基礎(chǔ)數(shù)據(jù)。

1 工程概況

201采區(qū)主采2號(hào)煤,煤層賦存穩(wěn)定,鉆孔揭露煤層厚度6.03 m～6.39 m,平均厚度6.21 m,煤層傾角2°～5°,平均3°。直接頂為砂質(zhì)泥巖,厚度為2.0 m;老頂為細(xì)砂巖,厚度為9.6 m;底板為泥巖,厚度為1.61 m,詳細(xì)巖層分布及力學(xué)參數(shù)如表1所示。

表1 巖層參數(shù)及力學(xué)分布Table 1 Parameters and mechanics distribution of strata

圖1 201采區(qū)工作面及回采巷道布置Fig.1 Layout of 201 mining areas and roadways

20102綜放面位于201采區(qū)中央大巷的東側(cè),其北側(cè)為20104綜放工作面,兩工作面間的區(qū)段煤柱寬度為19.4 m。20102工作面長(zhǎng)度為225 m,走向長(zhǎng)度為1 400 m。20104綜放面開(kāi)采與20102區(qū)段回風(fēng)平巷掘進(jìn)相向,在距離中央輔助運(yùn)輸大巷約550 m處交匯,因此,20102區(qū)段回風(fēng)平巷0～550 m段將經(jīng)歷20104綜放面開(kāi)采的采動(dòng)影響。工作面布置圖見(jiàn)圖1。

2 煤柱合理寬度數(shù)值分析

2.1 數(shù)值模擬方案設(shè)計(jì)

巖土塑性理論[12]認(rèn)為:偏應(yīng)力張量只引起變形物體的形狀變化而不引起體積的變化,塑性變形的發(fā)生發(fā)展,即變形結(jié)果,主要是由偏應(yīng)力張量所決定。因此,本次使用FLAC3D軟件,主要模擬王家?guī)X煤礦20102區(qū)段回風(fēng)平巷圍巖的偏應(yīng)力分布,以偏應(yīng)力第二不變量和偏應(yīng)力第三不變量作為衡量指標(biāo),繪制煤柱寬度20 m、16 m、12 m、8 m和4 m時(shí)頂板深度0.4 m(1號(hào))、1.4 m、2.4 m、3.4 m、4.4 m、5.4 m、6.4 m、7.4 m、8.4 m、9.4 m、10.4 m、11.4 m、12.4 m、13.4 m、14.4 m、15.4 m、16.4 m、17.4 m、18.4 m和19.4 m(20號(hào))水平面對(duì)應(yīng)的偏應(yīng)力不變量,見(jiàn)圖2所示,分析頂板圍巖畸變特征及應(yīng)變分布特征。數(shù)值計(jì)算模型(見(jiàn)圖3)規(guī)格450 m×200 m×70 m,施加上覆巖層的自重載荷7 MPa。

2.2 模擬結(jié)果分析

2.2.1強(qiáng)采動(dòng)煤巷偏應(yīng)力第二不變量柱寬效應(yīng)

不同煤柱寬度下(20 m、16 m、12 m、8 m和4 m)頂板不同層位偏應(yīng)力不變量監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)見(jiàn)圖4所示。

煤柱寬度為20 m的狀態(tài)下,頂板淺部(0～10 m范圍內(nèi))偏應(yīng)力第二不變量曲線(xiàn)呈不對(duì)稱(chēng)馬鞍狀,實(shí)體煤側(cè)頂板內(nèi)不變量最大值達(dá)到43 MPa2,煤柱內(nèi)不變量最大值達(dá)到20 MPa2,煤柱承載能力最高并集聚了大量形變能。頂板深部(10 m～20 m范圍內(nèi))偏應(yīng)力第二不變量分布呈單峰形態(tài),峰值位于煤柱內(nèi),頂板處于0變量狀態(tài)。巷道上方頂板淺部0～3.4 m范圍內(nèi)偏應(yīng)力不變量保持較低的應(yīng)力值,說(shuō)明出現(xiàn)不同程度卸壓,巷道圍巖變形破壞較大。

煤柱寬度為16 m和12 m的狀態(tài)下,巷道圍巖中偏應(yīng)力不變量仍呈明顯的集中態(tài)勢(shì),主要分布于煤柱內(nèi)6 m～8 m和實(shí)體煤幫側(cè)3 m～5 m,煤柱區(qū)內(nèi)偏應(yīng)力不變量峰值約為30 MPa2,實(shí)體煤頂板偏應(yīng)力不變量峰值約為90 MPa2,呈顯著不對(duì)稱(chēng)的馬鞍形分布,煤柱在覆巖運(yùn)動(dòng)下開(kāi)始出現(xiàn)明顯的破壞,導(dǎo)致煤柱內(nèi)賦存的能量開(kāi)始釋放。巷道頂板上方淺部巖層內(nèi)(3.4 m)偏應(yīng)力不變量保持小于90 MPa2,巷道受采動(dòng)影響程度較高,圍巖變形較大。

a-實(shí)體煤側(cè)測(cè)線(xiàn)長(zhǎng)度;b-巷道寬度;c-煤柱寬度圖2 強(qiáng)采動(dòng)煤巷頂板圍巖測(cè)線(xiàn)布置圖Fig.2 Layout of survey lines for roof surrounding rocks under strong mining

圖3 數(shù)值計(jì)算模型Fig.3 Numerical simulation model

圖4 不同煤柱寬度下頂板巖層內(nèi)偏應(yīng)力第二不變量變化曲線(xiàn)Fig.4 Variation curve of the second invariant of deviatoric stress in roof strata under different coal pillar widths

當(dāng)煤柱寬度減小至8 m乃至以下時(shí),整體而言,強(qiáng)采動(dòng)煤巷頂板中偏應(yīng)力第二不變量呈單峰值分布形態(tài),峰值強(qiáng)度50 MPa2,分布在實(shí)體煤幫之中。煤柱中偏應(yīng)力第二不變量呈減小趨勢(shì),煤柱承載性能大幅度衰減。對(duì)于巷道及煤柱上方頂板內(nèi)偏應(yīng)力而言,8 m煤柱時(shí)不變量要大于4 m時(shí),因此8 m煤柱合理性更強(qiáng)。

2.2.2強(qiáng)采動(dòng)煤巷偏應(yīng)力第三不變量柱寬效應(yīng)

不同煤柱寬度下(20 m、16 m、12 m和8 m)強(qiáng)采動(dòng)煤巷頂板不同層位偏應(yīng)力不變量監(jiān)測(cè)曲線(xiàn)見(jiàn)圖5所示,分析可得:

煤柱寬度為20 m狀態(tài)下,偏應(yīng)力第三不變量曲線(xiàn)呈現(xiàn)為“倒峰駝”狀,實(shí)體煤幫側(cè)偏應(yīng)力第三不變量為-44 MPa2,煤柱內(nèi)偏應(yīng)力第三不變量為-48 MPa2,兩部分煤體應(yīng)變狀態(tài)均為高強(qiáng)度壓應(yīng)變;淺部煤體在巷道及其延伸區(qū)域內(nèi)偏應(yīng)力第三不變量為0～10 MPa2,處于拉應(yīng)變狀態(tài)。

煤柱寬度為16 m和12 m狀態(tài)下,偏應(yīng)力第三不變量分布曲線(xiàn)呈單一峰值狀,峰值區(qū)位于實(shí)體煤幫內(nèi)深部5 m左右,煤柱區(qū)域內(nèi)偏應(yīng)力第三不變量大于-10 MPa2,可見(jiàn),隨著煤柱寬度減小,煤柱內(nèi)巖體由壓應(yīng)變范圍和程度逐步減小。

圖5 不同煤柱寬度下頂板巖層內(nèi)偏應(yīng)力第三不變量分布曲線(xiàn)Fig.5 Distribution of the third invariant of deviatoric stress in roof strata under different coal pillar widths

隨著煤柱寬度進(jìn)一步減小至8 m以及8 m以下時(shí),頂板巖層內(nèi)偏應(yīng)力第三不變量發(fā)生顯著變化,以巷道中線(xiàn)區(qū)域?yàn)榻?靠近煤柱幫側(cè)頂板巖體處于拉應(yīng)變狀態(tài),最大偏量值為15 MPa2;靠近實(shí)體煤幫側(cè)頂板巖體處于較高的壓應(yīng)變狀態(tài);在巷道區(qū)出現(xiàn)拉應(yīng)變和壓應(yīng)變類(lèi)型的劇烈轉(zhuǎn)化,此時(shí)煤柱煤巖體受到采動(dòng)影響較為強(qiáng)烈,采取合理的控制措施可保證巷道穩(wěn)定。

3 煤柱寬度理論計(jì)算

基于上述20102區(qū)段煤柱的應(yīng)力分布規(guī)律和穩(wěn)定性分析,結(jié)合王家?guī)X煤礦的地質(zhì)資料和煤巖樣力學(xué)實(shí)驗(yàn)結(jié)果,采用塑性計(jì)算法和極限強(qiáng)度計(jì)算方法來(lái)確定王家?guī)X礦2號(hào)煤層20102區(qū)段煤柱的合理寬度。

3.1 塑性區(qū)計(jì)算法

根據(jù)圍巖內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)的影響范圍,按照煤巷兩幫煤體應(yīng)力和極限平衡理論,得出沿空巷道小煤柱尺B的表達(dá)式:

B=x1+x2+x3.

式中:x1為采空區(qū)側(cè)在煤柱中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度,m;x2為錨桿錨入煤柱的深度,m;x3為安全距離,m;λ為側(cè)壓系數(shù);m為上區(qū)段平巷高度即采高,m;φ為煤體內(nèi)摩擦角,°;k為應(yīng)力集中系數(shù);γ為巖層平均容重,N/m3;H為巷道埋深,m;C為煤體粘聚力,MPa;p為上區(qū)段平巷支架對(duì)下幫的支護(hù)阻力,MPa。將相關(guān)參數(shù)取值代入計(jì)算得沿空巷道合理在煤柱尺寸B為8.3 m。

3.2 極限強(qiáng)度理論計(jì)算法

根據(jù)極限強(qiáng)度理論計(jì)算法確定煤柱極限荷載σ與極限強(qiáng)度R關(guān)系式：

式中:D為采空區(qū)寬度,m;δ為采空區(qū)上覆巖層跨落角,°;Rc為煤塊的單軸抗壓強(qiáng)度,MPa;h為煤柱高度,m;其它字母含義同上式。

整理得出王家?guī)X區(qū)段煤柱B的計(jì)算公式：

B=

根據(jù)地質(zhì)生產(chǎn)資料可知:h=3.5 m;Rc=55 Mpa;γ=2.5×104N/m3;δ=60°;D=250 m;H=265 m。經(jīng)計(jì)算可得:B=7.75 m。

根據(jù)上述計(jì)算結(jié)果并結(jié)合數(shù)值模擬分析,綜合確定20102區(qū)段煤柱寬度為8.0 m。

4 現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)與分析

在護(hù)巷煤柱寬度為8 m的情況下,對(duì)20102回風(fēng)巷進(jìn)行礦壓觀測(cè),選取40 m距離作為礦壓觀測(cè)區(qū)段,每隔20 m設(shè)1個(gè)測(cè)站,共設(shè)3個(gè)測(cè)站,分別記錄巷道兩幫變形量及頂板離層情況。

通過(guò)數(shù)據(jù)整理可知,測(cè)站距上區(qū)段工作面25 m時(shí),巷道受上區(qū)段采動(dòng)影響劇烈兩幫及頂?shù)装逦灰扑俾蔬_(dá)到峰值。當(dāng)與工作面不斷靠近過(guò)程中,巷道變形量繼續(xù)增加但增長(zhǎng)速率逐漸減小,直到工作面經(jīng)過(guò)測(cè)站70 m時(shí)巷道頂板開(kāi)始逐漸穩(wěn)定,基本不再受采動(dòng)影響,兩幫移近量則是在工作面推過(guò)80 m以后逐步趨近于穩(wěn)定。當(dāng)巷道最終穩(wěn)定后兩幫累計(jì)位移量為488 mm,頂?shù)装逡平繛?16 mm,均在安全范圍之內(nèi)。

5 結(jié)論

1)強(qiáng)采動(dòng)條件下,20102區(qū)段回風(fēng)平巷頂板淺部0～3.4 m范圍內(nèi)圍巖保持較低畸變能量值,應(yīng)變類(lèi)型為拉應(yīng)變;中位巖層4.4 m～6.4 m范圍內(nèi)圍巖保持較高程度畸變能,圍巖保持較高的承載能力,應(yīng)變類(lèi)型由拉應(yīng)變向平面應(yīng)變類(lèi)型轉(zhuǎn)化,深部圍巖畸變能分布受巷道開(kāi)挖擾動(dòng)作用較小,圍巖應(yīng)變?yōu)閱我粔簯?yīng)變。

2)隨煤柱寬度的減小,煤柱幫內(nèi)偏應(yīng)力第二不變量呈先增大后減小的趨勢(shì),應(yīng)變類(lèi)型為拉應(yīng)變→壓應(yīng)變→拉應(yīng)變轉(zhuǎn)化。實(shí)體煤幫偏應(yīng)力第二不變量呈先增大后減小的趨勢(shì),應(yīng)變類(lèi)型:拉應(yīng)變→壓應(yīng)變→平面應(yīng)變。

3)當(dāng)煤柱寬度大于8 m時(shí),煤柱及其上方頂板巖體內(nèi)偏應(yīng)力不變量存在峰值區(qū),應(yīng)變類(lèi)型為壓應(yīng)變或處于平面應(yīng)變類(lèi)型,煤柱寬度有必要進(jìn)一步優(yōu)化;當(dāng)煤柱寬度小于或等于8 m時(shí),偏應(yīng)力第三不變量峰值集中于實(shí)體煤幫側(cè),巷道頂板處于偏應(yīng)力不變量降低區(qū)域,偏應(yīng)力第三不變量在巷道區(qū)域出現(xiàn)劇烈的拉壓應(yīng)變轉(zhuǎn)化。

4)王家?guī)X煤礦20102采區(qū)回風(fēng)平巷煤柱合理寬度為8 m,但巷道兩側(cè)頂板巖層中偏應(yīng)力分布呈現(xiàn)不對(duì)稱(chēng)狀態(tài),煤柱幫一側(cè)巷道變形破壞程度高于實(shí)體煤幫側(cè),因此針對(duì)該情況需要采取合理地支護(hù)措施。

[1] 王金華.特厚煤層大采高綜放開(kāi)采關(guān)鍵技術(shù)[J].煤炭學(xué)報(bào),2013,38(12):2089-2098.

WANG Jinhua.Key Technology for Fully-mechanized Top Coal Caving with Large Mining Height in Xtra-thick Coal Seam[J].Journal of China Coal Society,2013,38(12):2089-2098.

[2] 錢(qián)鳴高,石平五.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社,2003.

[3] 陳炎光,陸士良.中國(guó)煤礦巷道圍巖控制[M].徐州:中國(guó)礦業(yè)大學(xué)出版社,1994.

[4] 侯朝炯,李學(xué)華.綜放沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性原理[J].煤炭學(xué)報(bào),2001,26(1):1-7.

HOU Chaojiong,LI Xuehua.Tability Principle of Big and Small Structures of Rock Surrounding Roadway Driven along Goaf in Fully Mechanized Top Coal Caving Face[J].Journal of China Coal Society,2001,26(1):1-7.

[5] 馬念杰,侯朝炯.采準(zhǔn)巷道礦壓理論及應(yīng)用[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1995.

[6] 賈雙春,王家臣,朱建明,等.厚煤層窄煤柱沿空掘巷中煤柱極限核區(qū)計(jì)算[J].中國(guó)礦業(yè),2011,20(12):81-84.

JIA Shuangchun,WANG Jiachen,ZHU Jianming.Calculating of the Elastic Central Zone of Narrow Coal Pillar along Goaf of Coal Caving in the Thick Coal Seam[J].China mining magazine.2011,20(12):81-84.

[7] 柏建彪,侯朝炯,黃漢富.沿空掘巷窄煤柱穩(wěn)定性數(shù)值模擬研究[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2004,23(20):3475-3479.

BAI Jianbiao,HOU Chaojiong,HUANG Hanfu.Numerical Simulation Study on Stability of Narrow Coal Pillar of Roadway Driving Along Goaf[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23(20):3475-3479.

[8] 王衛(wèi)軍,侯朝炯,李學(xué)華.老頂給定變形下綜放沿空掘巷合理定位分析[J].湘潭礦業(yè)學(xué)院學(xué)報(bào),2001,16(2):1-4.

WANG Weijun,HOU Chaojiong,LI Xuehua.Postion Analysis of Road Driving along Next Goaf Under Given Deformation of the Main Roof in Sublevel Caving Face[J].Journal of Xiangtan Mining Institute,2001,16(2):1-4.

[9] 張科學(xué).深部煤層群沿空掘巷護(hù)巷煤柱合理寬度的確定[J].煤炭學(xué)報(bào),2011,36(S1):28-35.

ZHANG Kexue.Determining the Reasonable Width of Chain Pillar of Deep Coal Seams Roadway Driving along Next Goaf[J].Journal of China Coal Society,2011,36(S1):28-35.

[10] 張科學(xué),張永杰,馬振乾,等.沿空掘巷窄煤柱寬度確定[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2015,32(3):446-452.

ZHANG Kexue,ZHANG Yongjie,MA Zhenqian,etal.Determination of the Narrow Pillar Width of Gob-side Entry Driving[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2015,32(3):446-452.

[11] 馮吉成,馬念杰,趙志強(qiáng),等.深井大采高工作面沿空掘巷窄煤柱寬度研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2014,31(4):580-586.

FENG Jicheng,MA Nianjie,ZHAO Zhiqiang,etal.Width of Narrow Coal Pillar of Roadway Driving along Goaf at Large Height Mining Face in Deep Mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(4):580-586.

[12] 鄭穎人,龔曉南.巖土塑性力學(xué)基礎(chǔ)[M].北京:中國(guó)建筑工業(yè)出版社.1989.