賀 雄,馮 劍,徐青云,李碩森,孫浩杰,趙曉渝

(山西大同大學 煤炭工程學院,山西 大同 037001)

0 引言

隨著煤礦機械化和智能化水平的不斷提高,礦井的生產能力和效率得到了顯著提升,但采掘接替緊張現象在多數礦井中仍普遍存在[1-2]。為提高資源采出率和延長礦井生產服務年限,留窄煤柱沿空掘巷布置方式成為我國多數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;而煤柱寬度過大則會導致大量寶貴煤炭資源滯留井下,嚴重影響煤炭資源回采率[4]。因此,合理的護巷煤柱留設寬度是決定沿空掘巷成功實施的關鍵因素之一[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模型[6],采用理論公式計算煤柱合理留設寬度范圍。同時,選取數值模擬手段對該工作面護巷煤柱的合理留設寬度進行分析,最終對煤柱留設寬度進行工程驗證[7],以期為相似地質條件下的施工提供參考。

1 工程概況

1.1 地質背景

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巷回風平巷采用矩形斷面5 m×3.95 m(寬×高)。巷道對應地面標高+1 307.2～+1 420.6 m,煤層底板標高+818～+848 m。8311工作面5311巷道布置如圖1所示。

1.2 沿空巷道變形失穩(wěn)分析

8309工作面開采過程中,受其上覆巖層破斷回轉擾動影響[9-10],煤層中的沿空巷道表現出強烈的礦壓顯現,給支架等巷道支護設備帶來多次沖擊破壞。頂板發(fā)生彎曲下沉時,煤柱幫則會因壓縮而發(fā)生變形破壞,嚴重威脅井下工作人員以及工作面的安全生產[11-12]。

2 護巷煤柱穩(wěn)定性理論計算

護巷煤柱合理留設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行計算,得出護巷煤柱的合理留設寬度。

塑性變形區(qū)均會存在于護巷煤柱的兩側的部分區(qū)域中,其中一側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,煤柱的合理留設寬度B為

B=x0+x1+x2=5.59～6.45 m

(1)

其中,采空側煤柱塑性變形區(qū)范圍

(2)

式中,x1為安全穩(wěn)定系數,取0.3。

x1=(x0+x2)(30%～50%)=1.29～2.15 m

(3)

其中,側壓系數

(4)

式中,x2為錨桿支護有效長度,x2=2 m;m為采高,m=14.91 m;μ為泊松比,μ=0.23;φ0為內摩擦角,φ0=30.96°;K為應力集中系數,K=1.5;γ為上覆巖層容重,γ=25 kN/m3;H為埋深,H=470 m;C0為內聚力,C0=4.3 MPa;Pz為支護阻力,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,結合以往工程實踐得出的結論,極限平衡條件下區(qū)段煤柱的寬度應不小于沿空巷道護巷煤柱的寬度。為了更好地確定沿空掘巷護巷煤柱的最佳留設寬度,采用3DEC軟件進行數值模擬研究,并模擬分析工作面采場頂板的破斷特征[15-17]。

3 護巷煤柱合理留設寬度數值模擬分析

3.1 數值計算模型的建立及參數選擇

根據同忻煤礦的生產地質條件,建立如圖3所示的數值模擬模型,模型沿工作面推進方向長度為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的均布載荷相當于上覆巖層的壓力,側壓系數為0.3。煤體采用基于摩爾庫倫準則的本構模型[18]。

圖3 數值模擬模型Fig.3 Numerical simulation model

根據地質力學及相關資料,模擬所需的巖層力學參數和接觸面力學參數,8311工作面巖石力學參數見表1。

表1 頂底板的力學參數Table 1 Mechanical parameters of roof and floor

3.2 數值模擬方案設計

上覆巖層破斷回轉擾動影響,沿空巷道的礦壓顯現強烈,巷道位置應處于應力降低區(qū),基本頂的斷裂位置對煤柱留設的寬度和巷道留設的位置具有重要意義。

根據已有資料及以上研究可知,工作面回采后形成的側向支承壓力峰值到采空區(qū)邊緣的最大距離是8 m。結合理論計算得出煤柱寬度,合理的煤柱寬度留設范圍為5～8 m,表2設計了4個模擬方案,分別模擬留設不同寬度煤柱的塑性區(qū)、應力及位移變化規(guī)律。數值計算時,巷道均為無支護狀態(tài)。

表2 模擬方案Table 2 Simulation scheme

3.3 不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區(qū)特征

對留設不同煤柱寬度下5311回風巷道進行開挖,得到如圖4所示圍巖塑性區(qū)分布特征。

圖4 留設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,巷道頂底板和兩幫變形嚴重,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,受到沖擊較小,6 m的煤柱已經可以承受巷道掘進所產生的超前支撐壓力,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,其內部的穩(wěn)定核區(qū)寬度也進一步擴大。煤柱的承載能力增強,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,確定當煤柱寬度為6 m時最合理。

3.4 不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力特征

圖5為垂直應力云圖,不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應力分布特征如圖6所示。

圖5 留設5～8 m煤柱5311巷道應力圖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

從上述的應力云圖和不同煤柱寬度垂直應力分布圖可以看出,當煤柱寬度為5 m時,上覆巖層的壓力增大,煤柱應力峰值太小,其承載能力有限,最終導致煤柱破壞失穩(wěn)。當煤柱寬度為6 m時,相鄰巷道圍巖應力集中程度減小,煤柱上的應力逐漸向兩幫轉移,煤柱結構較為完整且能實現相對穩(wěn)定。當煤柱寬度為7～8 m時,隨著煤柱寬度的增加,煤柱上的垂直應力峰值不斷升高并且轉移向著采空區(qū)側,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力進行分析,當煤柱寬度為6 m時,煤柱垂直應力基本對稱分布于煤柱中心,且煤柱內出現穩(wěn)定承載區(qū),能滿足支承上覆巖層重力的要求。

3.5 不同煤柱寬度下巷道圍巖變形量特征

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重,不建議采用;當煤柱寬度為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。

4 工程實踐

4.1 頂板破斷特征

沿工作面開采,對留設6 m煤柱穩(wěn)定性進行分析,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

當煤柱寬度為6 m時,沿工作面以10 m的速度進行開采,隨著工作面向前推進,從圍巖塑性圖結果分析,當工作面推進到20 m時,下位堅硬頂板在煤柱上方斷裂并出現旋轉下沉,此時留設的6 m煤柱受損程度較小。隨著工作面繼續(xù)推進,下位堅硬側向頂板旋轉下沉量增加,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。

當工作面推進到70 m時,第1層堅硬側向頂板旋轉觸底,形成弧形三角塊結構。煤柱上的應力逐漸向兩幫轉移,水平方向上煤柱中部塑性區(qū)范圍逐漸減小,煤柱兩側均存在一定范圍的塑性破壞,留設寬度為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 支護參數

4.2.1 支護斷面設計

綜采工作面沿空掘巷為8311工作面的5311回風巷道,巷道支護斷面設計如圖10所示。

圖10 巷道支護斷面設計Fig.10 Cross section design of roadway support

4.2.2 頂板支護

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

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。

4.3 支護效果

為了評估5311回風巷留設的6 m護巷煤柱掘進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行監(jiān)測,巷道位移變形量觀測結果如圖11所示。

圖11 5311沿空巷道掘進期間圍巖變形量Fig.11 Deformation of surrounding rock during excavation of 5311 gob-side entry

監(jiān)測結果表明,從巷道掘進開始到50 d時期內,巷道圍巖變形量持續(xù)增大,在50 d左右基本達到穩(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不對稱現象,煤柱幫的變形破壞程度大于實體煤幫。

5 結論

(1)通過極限平衡理論,計算得出8311工作面沿空掘巷護巷煤柱最小留設寬度應為5.59 m。

(2)采用數值模擬軟件,對比了5～8 m不同煤柱寬度條件下沿空巷道的掘進情況,對巷道變形特征以及塑性區(qū)、位移量和應力分布情況進行分析,進一步確定了護巷煤柱的最佳寬度為6 m。

(3)根據工程實踐監(jiān)測數據可知,在設計的支護方案下,5311回風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)段護巷煤柱寬度的留設及支護方式的確定提供依據。