馬 進 功
(1.中國煤炭科工集團太原研究院有限公司,山西 太原 030006;2.山西天地煤機裝備有限公司,山西 太原 030006)
目前,我國煤炭年產量已近40 億t,歷年累計為國家的能源貢獻了800 億t 左右的煤炭[1]。 隨著煤炭資源的大幅開采,國內絕大多數(shù)礦井遺留了大量的邊角煤[2-3]。 淺埋深優(yōu)質煤炭資源儲量日益減少,開采回收邊角煤勢在必行[4-6]。 近年來,以連續(xù)采煤機為龍頭裝備的“旺格維利”采煤法(以下簡稱“旺采”)在我國得到了廣泛應用[7-9]。 相關研究與實踐表明,條帶式“旺格維利”式采煤法特有的煤柱系統(tǒng),對提高煤炭資源采出率、控制覆巖移動及地表下沉有關鍵作用[10-11]。 煤柱系統(tǒng)的特殊性在于其煤柱分為采硐間煤柱、不規(guī)則煤柱、區(qū)段隔離煤柱、邊界煤柱,各類煤柱由于功能和支撐位置的差異造成了留設尺寸的不同要求,因而,確定煤柱系統(tǒng)中各類煤柱的合理尺寸是研究旺采技術的主要內容之一[12]。 當前條帶式“旺格維利”采煤法煤柱系統(tǒng)研究存在以下問題:①已有研究對短壁連采中留設煤柱合理尺寸多數(shù)基于規(guī)則的房柱式開采[5,13-15];②在條帶式“旺采”中各類煤柱研究中針對煤柱系統(tǒng)的采硐間煤柱合理寬度鮮有報道[16-20];③井下現(xiàn)場對采硐間煤柱的留設尺寸多數(shù)依靠現(xiàn)場經(jīng)驗,對煤柱受力分布、直接頂和基本頂?shù)膹椝軈^(qū)分布及下沉量等問題處于被動和盲目狀態(tài)。
針對當前條帶式“旺格維利”煤柱系統(tǒng)中采硐間煤柱合理寬度存在的問題,筆者通過FLAC3D數(shù)值模擬建立力學模型,分析了采硐間煤柱不同尺寸條件下的直接頂塑性區(qū)、煤柱受力、巷道頂板下沉量、直接頂和基本頂塑性區(qū)、支架受力狀態(tài),得出淺埋深條件下條帶式“旺格維利”采煤法中煤柱系統(tǒng)中采硐間煤柱的合理尺寸范圍及相關規(guī)律,為井下實際留設采硐間煤柱的合理寬度及設備選型提供十分重要的的理論依據(jù)。
條帶式“旺采”工藝如圖1 所示,在開采范圍內布置主運巷、回風巷、輔運巷,形成全負壓通風。 各巷道與第一支巷掘進完成后,連續(xù)采煤機即在支巷兩側后退式交替進行斜切進刀采硐回采作業(yè),進刀順序為先左后右。 梭車往返與連續(xù)采煤機和轉載破碎機之間運輸煤。 連運1 號車接煤后將煤破碎轉載至帶式輸送機運出工作面。 采硐回采中,其寬度為連續(xù)采煤機機身寬度,采硐深度通常為機身長度,遇地質條件較為復雜時,則縮短采硐深度,采硐回采順序為后退式開采。 工作面支巷回采順序為:按照支巷布置順序自第1 條支巷至第5 支巷依次回采,支巷內采硐均采完密閉后方可進入下一支巷。 相鄰采硐間留設采硐間煤柱,每隔3 條支巷留設隔離煤柱。
圖1 條帶式“旺采”工藝Fig.1 Strip type of Wongawilli mining process
選取吉縣盛平煤礦作為淺埋深優(yōu)質煤炭資源的條帶式“旺采”典型礦井,盛平煤礦生產能力120 萬t/a,2 號煤的邊角煤儲量約為17 萬t,適合采用連續(xù)采煤機進行短壁機械化開采解決邊角煤資源回收問題,試驗工作面為2208 連采工作面。 礦井井田位于河東煤田臺頭精查區(qū)內的西南部,單斜構造,地層傾角2°~29°。 煤層埋深100 ~200 m,煤層厚度3.2 m,煤層結構簡單,含0~2 層夾矸。 直接頂板為細砂巖及泥巖,底板為泥巖、粉砂巖。 細砂巖直接頂單軸抗壓強度57.6 MPa,單軸抗拉強度2.72 MPa,泥巖直接頂單軸抗壓強度40.6 MPa,單軸抗拉強度0.97 MPa。
依據(jù)其地質資料建立數(shù)值模型:模型尺寸196 m×144 m×30.8 m,共153 604 單元,191 176 節(jié)點。 圍巖本構關系采用Mohr-Coulumb 模型,模型底部固支,邊界限制法向位移,頂部采用應力邊界條件代替覆巖重量,考慮重力g=9.81 m/s2。 液壓支架采用Extrusion 模塊擠出,錨桿間排距均為1 m。采用Fish 語言控制分步開挖,每循環(huán)推進一對采硐,并運算500 步,再進行下一對采硐開挖,采硐顏色不同僅為區(qū)分回采順序。 共模擬采硐間煤柱寬度1、1.25、1.5、1.75 m 四個方案。
圖2 采硐間煤柱和支巷支護數(shù)值模型Fig.2 Numerical model of coal pillar and supporting roadway between bordrooms
每條支巷回采至60 m 時,從煤層中部切片,分析煤柱受力,由圖3 可得到如下規(guī)律:
圖3 留設不同寬度采硐間煤柱的垂直應力分布Fig.3 Vertical residual stress distribution between coal pillars with different widths
1)采硐間煤柱寬度從1 m 增大到1.75 m,其塑性區(qū)范圍變化不大,但其承載能力有很大變化。 以開采第一支巷為例,采硐間煤柱寬度為1 m 時,承載壓力為8 MPa 左右,采硐間煤柱寬度為1.25、1.50、1.75 m 時,承載壓力均為10 MPa 左右,雖然承載壓力變化不大,但由于采硐間煤柱的寬度增加引起面積增加,總的承載能力增大,這表明雖然采硐間煤柱全部進入塑性區(qū),但不會完全破壞,較寬的采硐間煤柱有著更高的殘余強度,因而有著更高的承載能力,該效應在煤柱寬度增加至1.25 m 以后增速減緩。
2)從數(shù)值模擬的角度出發(fā),上下2 條支巷的采硐間形成的四邊形區(qū)域即不規(guī)則煤柱,顏色為藍色或深藍色,其承載壓力最大,處于塑性狀態(tài)但未發(fā)生破壞。不規(guī)則煤柱最外圈層發(fā)生破壞,但核區(qū)內為三向應力狀態(tài),仍有很強的抗壓強度。 通過橫向對比表1 發(fā)現(xiàn),采硐間煤柱的尺寸對相鄰支巷采硐間四邊形區(qū)域應力峰值幾乎沒有影響。 分析認為,采硐間煤柱對直接頂有一定的支撐力,而相鄰支巷采硐間四邊形區(qū)域對直接頂?shù)闹瘟σ獜娪诓身祥g煤柱。 隨著開采支巷的增加,四邊形區(qū)域支撐力逐步增大,增速逐漸減小,說明其支撐力逐漸趨于極限。
表1 相鄰支巷間不規(guī)則煤柱應力峰值Table 1 Stress peaks of irregular pillars between adjacent branches
3)本模擬中嚴格按照實際開采工藝即后退式兩翼回采方式進行,每條支巷掘進結束后,將進行回采采硐,其中連續(xù)采煤機每左右回采各1 個采硐為1 組進行編號,按照先后順序將采硐編為1、2、3、……等若干組。 在1、1.25、1.50、1.75 m 采硐間煤柱的第一條支巷第4、8、12 采硐之后的采硐間煤柱中部布置垂直應力監(jiān)測點1、2、3,記錄支巷回采期間采硐間煤柱的垂直應力變化,整理記錄每對數(shù)據(jù)的采硐回采期間均值得出采硐間煤柱應力變化曲線圖4。 以測點1.00-1 為例,采硐間煤柱寬度為1 m 時,當回采至第4 采硐之后,采硐間煤柱的監(jiān)測點垂直應力值迅速下降,回采至第5 采硐時應力已經(jīng)降低到0.53 MPa。 采硐間煤柱寬度增加至1.25 m 時,監(jiān)測點1.25-1 的垂直應力值降低速率減小,回采至第5 條采硐時仍有1.9 MPa 的支撐強度,相比1 m 采硐間煤柱可以更好地保證回采第5 條采硐安全回采。 其余不同寬度或者測點的應力監(jiān)測也呈現(xiàn)相同規(guī)律。 上述規(guī)律表明,采硐間煤柱受上一對不相鄰采硐回采影響,應力略微升高后開始下降;采硐間煤柱相鄰前后兩個采硐,1 m 寬的采硐間煤柱在前方采硐回采完畢時,該煤柱上的應力值急劇減小,回采后方采硐時,應力接近0,說明此時的采硐間煤柱發(fā)生塑性剪切破壞,不起支撐作用,1 m 采硐間煤柱僅能對前方采硐起支撐和輔助裝煤的作用,不能完全保證相鄰的后方采硐起安全回采的作用。 當采硐間煤柱寬度大于1.25 m 時,采硐間煤柱在回采后方采硐后,垂直應力才減小到接近0,發(fā)生剪切破壞,喪失承載強度,說明寬度大于1.25 m 的采硐間煤柱對兩側采硐均起到保護采硐和輔助裝煤的作用。
圖4 采硐間煤柱應力變化曲線Fig.4 Stress variation curves of coal pillars between bordrooms
支巷長度為120 m,每條支巷回采至中部60 m時,從煤層中部水平切片出圖,分析煤柱塑性區(qū)。 圖5 中綠色區(qū)域代表過去的應力狀態(tài)在屈服面上,發(fā)生剪破壞后處于極限平衡狀態(tài),而現(xiàn)在已回到屈服面包絡范圍內,脫離極限平衡狀態(tài),其承載能力大幅減弱;紫色區(qū)域表示過去和現(xiàn)在的應力狀態(tài)都在屈服面上,一直處于極限平衡狀態(tài),承載能力較強;灰色區(qū)域代表彈性區(qū)。 分析圖5 得到如下規(guī)律:
圖5 采硐間不同煤柱寬度煤層中部水平切片后塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of plastic zone afterhorizontal slicing in middle of coalseam of different width of coal pillar
1)第1 支巷回采時,塑性區(qū)只出現(xiàn)在采硐間煤柱;從第2 條支巷回采時,壓力疊加明顯,導致上下兩條支巷間的采硐端頭前所圍成的四邊形區(qū)域即不規(guī)則煤柱也全部進入塑性區(qū)。
2)隨著采硐間煤柱寬度增大,采硐間煤柱塑性區(qū)未見顯著差異,均全部進入塑性區(qū)。 這表明在常規(guī)尺寸范圍內,試圖通過增加采硐間煤柱寬度來阻止其全部進入塑性區(qū)是不可能的。
3)在采硐間煤柱寬度為1 m 時,巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)的面積基本上相當于3 個采硐的面積;在采硐間煤柱寬度為1.25 m 和1.5 m 時,巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)的尺寸基本上相當于1個采硐的面積;在采硐間煤柱寬度為1.75 m 時,巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)的尺寸基本上相當于1/2 個采硐的面積。 這表明,隨著采硐間煤柱寬度增大,巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)減小,有利于巷道圍巖的穩(wěn)定。 這種規(guī)律呈現(xiàn)非線性變化,采硐間煤柱柱寬度由1.00 m 增加至1.25 m 時,巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)減小的面積最大,對改善巷道圍巖的穩(wěn)定性最為明顯。
每條支巷回采至60 m 時從直接頂中部切片,分析直接頂塑性區(qū)。 圖6 中的綠色表示已經(jīng)脫離極限平衡狀態(tài),藍色表示處于極限平衡狀態(tài)。 此處對直接頂?shù)姆治鲋校捎谀P椭械慕橘|為是連續(xù)介質,直接頂不會發(fā)生垮落,因此需要通過位移變化來判斷直接頂?shù)目迓洹?分析圖6 可得如下規(guī)律:
圖6 采硐間不同煤柱寬度直接頂中部水平切片后塑性區(qū)分布Fig.6 Distribution of plastic zone after horizontal slicing in middle of direct roof of different
1)隨著采硐間煤柱寬度增大,直接頂?shù)乃苄詤^(qū)范圍變化不大。 這表明雖然較寬的采硐間煤柱有著更高的承載能力,但直接頂軟弱易垮的特性決定了其塑性區(qū)的主要擴展規(guī)律,即直接頂該垮落時仍要垮落,無法通過改變采硐間煤柱改變直接頂?shù)目傮w運移規(guī)律。
2)隨著采硐間煤柱寬度增大,支巷的超前范圍要明顯減小。
3)隨著開采支巷數(shù)量的增加,應力集中逐漸增強。 分析原因有2 個方面:①開采第1 支巷時,直接頂破壞范圍基本處于采硐內,采硐間煤柱仍為灰色的彈性區(qū)。 開采第4 支巷時,采硐間煤柱上的直接頂破壞范圍與采空區(qū)直接頂破壞范圍貫通。 ②直接頂進入極限平衡狀態(tài)的面積所占的比例逐漸增大。
4)直接頂?shù)倪\移規(guī)律:第1 支巷的采硐回采之后,直接頂發(fā)生變形,進入塑性區(qū),隨時間的增加塑性區(qū)趨于穩(wěn)定,當其余支巷陸續(xù)回采,已經(jīng)趨于穩(wěn)定的直接頂變形加大,進入塑性區(qū)的范圍增加,最終趨于穩(wěn)定。
圖7 中紅色區(qū)域代表過去的應力狀態(tài)在屈服面上,發(fā)生拉破壞,并處于極限平衡狀態(tài),而現(xiàn)在已回到屈服面包絡范圍內,脫離極限平衡狀態(tài)。 藍色區(qū)域表示過去和現(xiàn)在的應力狀態(tài)都在屈服面上,一直處于極限平衡狀態(tài)。 灰色代表彈性區(qū)。 但由于難以模擬斷裂基本頂?shù)挠? 條細縫開始發(fā)生的破壞,在此以紅色和藍色區(qū)域均表示基本頂發(fā)生拉破壞,紅色和藍色區(qū)域的面積表示基本頂破壞程度。 分析可得如下規(guī)律:
圖7 采硐間不同煤柱寬度基本頂中部水平切片后塑性區(qū)分布Fig.7 Distribution of plastic zone after horizontal slicing in middle of basic roof of different width of coal pillar
1)采硐間煤柱寬度不同條件下,在回采第1 支巷和第2 支巷時基本頂都不會發(fā)生破壞。
2)采硐間煤柱寬度不同條件下,回采第3 支巷和第4 支巷時,隨著采硐間煤柱寬度的增加,基本頂發(fā)生破壞的面積會大幅減小。 例如:采硐間煤柱寬度為1 m 時,回采至第3 支巷中部時,其基本頂已經(jīng)發(fā)生了較大面積的破壞,而采硐間煤柱寬度為1.75 m的基本頂才開始發(fā)生破壞。 這表明,隨著采硐間煤柱寬度增大,基本頂?shù)撞克苄詤^(qū)變化規(guī)律未見顯著差異,僅區(qū)域大小有所不同。 由此可知,雖然較寬的采硐間煤柱有著更高的承載能力,但難以改變采場“大結構”的演化規(guī)律。
因為模型中單元體為連續(xù)介質,不會發(fā)生離層等現(xiàn)象,所以數(shù)值模擬中,其位移量相比現(xiàn)實中的位移量小,但可以通過數(shù)值模擬,發(fā)現(xiàn)其位移變化趨勢。 從直接頂?shù)撞壳衅?,分析巷道頂板下沉量,分析圖8、圖9 可得如下規(guī)律。
圖8 采硐間不同煤柱寬度直接頂垂直位移Fig.8 Vertical displacement of direct roof of different width of coal pillar
圖9 采硐間煤柱寬度為1、1.25、1.50、1.75 m 時直接頂下沉量最大值Fig.9 Maximum direct roof subsidence with widths 1,1.25,1.5 and 1.75 m coal pillars between caverns
1)隨著第1~4 支巷的回采,巷道頂板下沉最大值始終出現(xiàn)在邊界條件最不利于穩(wěn)定的地方。 如圖8 所示,藍色區(qū)域為巷道頂板下沉最大值區(qū)域,巷道頂板下沉最大值均出現(xiàn)支巷采空區(qū)處的上下兩條支巷無實體煤的位置。
2)隨著采硐間煤柱寬度增大,巷道頂板下沉量逐漸減小。 采硐間煤柱寬度由1 m 增大至1.25 m時,巷道頂板下沉量由20 cm 減小至15 cm,效果明顯。 采硐間煤柱寬度由1.25 m 增大至1.75 m 時,巷道頂板下沉量由15 cm 減小至12 cm,減小已不明顯。 這表明較寬的采硐間煤柱有著更高的承載能力,但寬度達到1.25 m 以上時,對巷道頂板的控制效果不會再顯著增強。 最終為現(xiàn)場提供指導意見,當采區(qū)內煤的硬度一致時,支巷出現(xiàn)頂板條件較差或地質構造復雜的情況下,采硐間煤柱的寬度設置在1.25 m,可以有效改善回采條件。
每回采一組采硐,數(shù)值模擬中支架移架一次。由于每次移架需要重新導入,無法連續(xù)監(jiān)測,需從存檔的數(shù)據(jù)中找到支架受力最大的圖。 云圖中只能表示力的大小,而支架輪廓內的彩色部分表示的應力張量既可以表示大小,又可以表示方向。 分析圖10可得如下規(guī)律:
圖10 采硐間不同煤柱寬度履帶行走支架受力分析Fig.10 Stress distribution of pedrail powered support of different width of coal pillar
1)采硐間煤柱寬度分別為1.00、1.25、1.50、1.75 m時對應的支架工作阻力分別為3 380、3 078、2 720、2 494.8 kN。 表明隨著采硐間煤柱寬度增大,液壓支架立柱工作阻力近似線性減小,說明較寬的采硐間煤柱有著更高的承載能力,使得液壓支架受力降低,符合上述研究結論。
2)支架受力不均勻,靠近采硐和采空區(qū)液壓支柱的受力最大。 分析原因認為,兩臺液壓支架相鄰的部分集中了4 根液壓支柱,受力分散在每根支柱上,因此受力較小,而靠近采硐的液壓支柱分散,因此受力較大;頂板對支架臨近采空區(qū)一側的壓力大于遠離采空區(qū)一側的壓力,因此最終靠近采硐和采空區(qū)的液壓支柱受力是遠離采硐和采空區(qū)的液壓支柱受力的3~4 倍。
1)采硐間煤柱寬度增加對其塑性區(qū)范圍變化不大,但巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)減??;采硐間煤柱寬度大于1.25 m 時,采硐間煤柱在回采后方采硐后,垂直應力才減小到接近0,發(fā)生剪切破壞,喪失承載強度,起到保護采硐和輔助裝煤的作用。
2)采硐間煤柱在常規(guī)尺寸范圍內,無法通過增加煤柱寬度來阻止其全部進入塑性區(qū);隨著采硐間煤柱寬度增大,巷道超前段采空區(qū)側煤體塑性區(qū)減小,有利于巷道圍巖的穩(wěn)定,采硐間煤柱由1 m 增加至1.25 m 時,改善巷道圍巖的穩(wěn)定性最為明顯。
3)采硐間煤柱對直接頂支撐效果微弱,無法通過增加煤柱寬度改變直接頂?shù)目傮w運移規(guī)律。
4)不同采硐間煤柱寬度在回采第1 支巷和第2支巷時基本頂都不會發(fā)生破壞;回采第3 支巷和第4 支巷時,隨著采硐間煤柱寬度的增加,基本頂發(fā)生破壞的面積會大幅減小,基本頂?shù)撞克苄詤^(qū)變化規(guī)律未見顯著差異,僅區(qū)域大小有所不同,表明較寬的采硐間煤柱有著更高的承載能力,但難以改變采場“大結構”的演化規(guī)律。
5)隨著采硐間煤柱寬度增大,巷道頂板下沉量逐漸減小,但煤柱寬度在1.25 ~1.75 m 時控制效果不會再顯著增強。
6)采硐間煤柱寬度增大,行走液壓支架立柱工作阻力近似線性減小,為行走支架選型提供理論指導。
7)采硐間煤柱的尺寸對相鄰支巷采硐間四邊形不規(guī)則煤柱的應力峰值沒有影響。