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    泰安礦極近距離煤層合理煤柱寬度確定

    2016-09-07 09:57:40馬玉川
    山西焦煤科技 2016年3期
    關(guān)鍵詞:核區(qū)煤體煤柱

    馬玉川

    (晉能集團(tuán) 泰安煤業(yè)有限公司,山西 保德 036600)

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    ·試驗(yàn)研究·

    泰安礦極近距離煤層合理煤柱寬度確定

    馬玉川

    (晉能集團(tuán) 泰安煤業(yè)有限公司,山西保德036600)

    基于護(hù)巷煤柱穩(wěn)定性分析和煤體內(nèi)彈塑性分區(qū),采用彈塑性理論和數(shù)值模擬等相關(guān)手段,研究了泰安礦極近距離煤層開采條件下,11號煤層區(qū)段煤柱留設(shè)的合理寬度。研究發(fā)現(xiàn):為了保證煤柱穩(wěn)定及巷道變形可控,同時最大程度減小煤炭損失, 11#煤煤柱寬度不應(yīng)小于10 m.

    極近距離煤層;區(qū)段煤柱;彈塑性分區(qū);數(shù)值模擬

    頂板上覆巖層穩(wěn)定性與區(qū)段煤柱變形破壞規(guī)律關(guān)系密切,而采動壓力造成回采巷道的破壞程度受到區(qū)段煤柱留設(shè)寬度的影響,同時區(qū)段煤柱留設(shè)寬度關(guān)乎巷道穩(wěn)定性,其合理取值對確定巷道支護(hù)設(shè)計參數(shù)至關(guān)重要。國內(nèi)外學(xué)者對區(qū)段煤柱留設(shè)合理寬度的研究做了大量研究,主要集中在:1) 將煤礦井下實(shí)測結(jié)果進(jìn)行統(tǒng)計整理、歸納分析,得出巷道圍巖不穩(wěn)定條件下區(qū)段煤柱合理留設(shè)尺寸[1]. 2) 基于礦山壓力理論,運(yùn)用彈塑性力學(xué)等相關(guān)知識確定煤柱尺寸留設(shè)的方法及經(jīng)驗(yàn)公式[2-3].3) 利用數(shù)值模擬軟件研究巷道的圍巖變形,確定煤柱合理留設(shè)尺寸[4]. 4) 根據(jù)巖體內(nèi)彈塑性分區(qū),推導(dǎo)穩(wěn)定狀態(tài)下護(hù)巷煤柱合理留設(shè)寬度計算公式[5]. 5) 基于塑性力學(xué)理論建立三維應(yīng)力空間坐標(biāo),推導(dǎo)煤柱塑性區(qū)合理寬度的計算公式[6]. 本論文基于泰安煤礦11號煤層具體賦存地質(zhì)條件,綜合采用理論計算、數(shù)值模擬等方法對區(qū)段煤柱合理留設(shè)寬度進(jìn)行了分析。

    1 泰安礦工程概況

    泰安礦井田范圍內(nèi)有5層可采煤層,全井田劃分為3個水平,一水平標(biāo)高+910 m,開采全井田的8號煤層,二水平標(biāo)高+830 m,開采全井田的11、12號煤層,三水平標(biāo)高+800 m,開采全井田的13號煤層。8號煤層已進(jìn)入末采時期,目前開采8104工作面,接續(xù)工作面為8105,南部8201、8202、8203工作面已采空。礦井規(guī)劃開采8煤采空區(qū)之下的11、12號煤,11號煤和12號煤為極近距離煤層。

    11號煤層厚度變化為1.4~1.7 m,西薄東厚。工作面11號煤層的厚度平均在1.5 m左右。11、12號煤層間距變化為2.2~5.7 m,由西北至東南逐漸變厚,11、12號煤前3個工作面層間距>3.2 m,末采段約300 m范圍內(nèi)在工作面由南向北推進(jìn)方向上,層間距由4.7 m至3.2 m逐漸減小。12號煤層厚度變化為1~5 m,由東向西逐漸減小,主要可采區(qū)域厚度1.5~4 m,前3個工作面煤厚分布在2.5~3.5 m,平均為3 m. 11、12號煤層間距變化表明,若在11#煤采空區(qū)下掘巷,11、12號煤前3個工作面層間距>3.2 m,12號煤層巷道具備進(jìn)行錨桿支護(hù)的條件,向西布置第4個工作面時,層間距<3.2 m,下部12號煤層巷道不具備進(jìn)行錨桿支護(hù)的條件,11、12號煤層層間距不滿足進(jìn)行錨索支護(hù)的條件。煤層及頂?shù)装迩闆r的相關(guān)參數(shù)見表1.

    2 區(qū)段煤柱彈塑性力學(xué)分析

    2.1護(hù)巷煤柱穩(wěn)定性分析

    在煤礦井下進(jìn)行開采作業(yè)時,會引起煤體內(nèi)原巖應(yīng)力的擾動,致使巷道的煤柱內(nèi)產(chǎn)生數(shù)倍于γH的集中應(yīng)力。采動影響和應(yīng)力集中造成煤體整體性的破壞,煤體抗壓強(qiáng)度降低,故而,巷道煤幫處煤體破壞嚴(yán)重,容易剝落離層。在準(zhǔn)備和回采階段需要留設(shè)一定寬度的區(qū)段煤柱,以保持巷道的穩(wěn)定性,塑性變形區(qū)分布在護(hù)巷煤柱兩側(cè),一側(cè)是采場采空后形成的寬度為R0塑性區(qū),另一側(cè)是回采巷道掘進(jìn)后形成的寬度為R塑性區(qū)。當(dāng)B小于R0+R即整個護(hù)巷煤柱處于塑性狀態(tài)時,護(hù)巷煤柱難再保持穩(wěn)定狀態(tài),極易失穩(wěn)。護(hù)巷煤柱不發(fā)生失穩(wěn)的先決條件是:護(hù)巷煤柱內(nèi)一部分煤體需要處于彈性應(yīng)力狀態(tài),該區(qū)域位于煤柱中間部分,并且該彈性核的尺寸不宜過小。根據(jù)工程實(shí)踐結(jié)果可知,護(hù)巷煤柱彈性核的寬度應(yīng)不低于2倍巷高h(yuǎn),即B≥R0+2h+R.合理區(qū)段煤柱留設(shè)示意圖見圖1.

    表1 煤層頂?shù)装迩闆r及物理力學(xué)參數(shù)表

    圖1 合理區(qū)段煤柱留設(shè)示意圖

    1) 當(dāng)B小于R0+R即整個護(hù)巷煤柱處于塑性狀態(tài)時,采空區(qū)側(cè)和巷道側(cè)的支承壓力曲線將相互疊加造成應(yīng)力集中現(xiàn)象,并且護(hù)巷煤柱中間部分應(yīng)力趨向于均勻分布(見圖2),煤柱一直處于陡增應(yīng)力狀態(tài)時難以保持穩(wěn)定性,而造成跨落破碎。

    圖2 煤柱內(nèi)無彈性核區(qū)時煤柱的集中應(yīng)力分布狀態(tài)圖

    2) 當(dāng)護(hù)巷煤柱彈性核區(qū)寬度大于2倍煤柱高度時,由于彈性區(qū)范圍較大,護(hù)巷煤柱中間部分的煤體將處于彈性應(yīng)力狀態(tài),見圖3,護(hù)巷煤柱的變形量不至于過大,而影響其穩(wěn)定性。

    圖3 煤柱內(nèi)彈性核區(qū)較大時煤柱的集中應(yīng)力分布狀態(tài)圖

    3) 當(dāng)護(hù)巷煤柱包含彈性區(qū),但是其寬度不大時,支承壓力在護(hù)巷煤柱中間部分進(jìn)行疊加,煤體雖然處于彈性應(yīng)力狀態(tài),但是該部分的應(yīng)力高于γH數(shù)倍,應(yīng)力曲線呈馬鞍形并且沿垂直于巷道方向分布,見圖4.

    圖4 煤柱內(nèi)彈性核區(qū)較小時煤柱的集中應(yīng)力分布狀態(tài)圖

    2.2采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度分析

    根據(jù)頂板巖層破斷結(jié)構(gòu)的砌體梁理論,采空區(qū)一側(cè)形成側(cè)向砌體梁見圖5.在老頂回轉(zhuǎn)變形的過程中,老頂?shù)淖饔迷谥苯禹敽兔后w上的形式為“給定變形”,老頂作用在直接頂以及煤體上的壓力稱為“給定壓力”,老頂給定壓力的大小取決于煤體及直接頂?shù)奈锢砹W(xué)性質(zhì)及層厚等參數(shù)。

    圖5 煤柱側(cè)上覆巖層破壞狀態(tài)示意圖

    隨著采煤工作面的不斷推進(jìn),采空區(qū)上方斷裂的老頂一側(cè)由煤壁支承,另一側(cè)由于失穩(wěn)將會發(fā)生回轉(zhuǎn)變形,見圖5,側(cè)向砌體梁巖塊擠壓失穩(wěn)以后,將會發(fā)生滑落和結(jié)構(gòu)失穩(wěn),側(cè)向砌體梁的回轉(zhuǎn)變形影響護(hù)巷煤柱煤體邊緣部分的受力分布以及變形狀況。隨著采煤工作面的不斷推移,采場周邊煤柱體內(nèi)原有應(yīng)力遭到破壞而重新分布,煤柱體內(nèi)由外及里依次會出現(xiàn)破裂區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)(圖6),圍巖應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移,彈塑性狀態(tài)下煤體內(nèi)鉛直應(yīng)力σy的分布見圖6.

    圖6 煤體內(nèi)彈塑變形區(qū)

    采空側(cè)塑性區(qū)寬度R0的確定,首先要分析側(cè)向砌體梁長度l、回轉(zhuǎn)下沉角θ,其具體計算分析如下:

    1) 側(cè)向砌體梁長度l的計算方法。

    基于板的屈服線分析法,老頂?shù)膫?cè)向跨度大小為:

    式中:

    l—側(cè)向砌體梁長度,m;

    L—周期來壓步距,m,取10;

    S—工作面長度,m,取216.

    將參數(shù)代入上式,得l=11.3 m

    2) 側(cè)向砌體梁回轉(zhuǎn)下沉角θ的計算方法。

    式中:

    M—采高,m, 11#煤取1.57;

    η—工作面回采率,取93%;

    kd—煤體碎脹系數(shù),取1.35;

    hi、ki—冒落帶巖層的厚度、碎脹系數(shù)。

    對于11#煤,將h1=8.3 m,k1=1.35代入,得θ=6.01°

    3) 塑性區(qū)寬度R0.

    在直接頂、煤體和直接底組成的系統(tǒng)中,除了煤體其余均作為線彈性體來考慮,符合Mohr—Coulomb強(qiáng)度理論,同時可以利用彈性力學(xué)的平面應(yīng)變問題對其進(jìn)行求解。經(jīng)過推導(dǎo)計算,得塑性區(qū)寬度:

    式中:

    lp—基本頂在煤體內(nèi)破斷長度,m,11#煤取8.6;

    σc—煤體單軸抗壓強(qiáng)度,MPa,11#煤取17.8;

    μ1—損傷煤體的泊松比,11#煤0.288;

    Hd—煤層厚度,m,11#煤取1.57;

    E—煤體彈性模量,GPa,11#煤取1.7;

    μ—煤層的泊松比,取0.32;

    hi、Ei—冒落帶巖層的厚度、彈性模量,其中E1=E2=15.1 GP,E3=25.1 GP.

    根據(jù)圍巖力學(xué)測試結(jié)果,將煤層與頂板巖層的力學(xué)參數(shù)代入上式得:11#煤煤柱塑性區(qū)寬度R0=2.68 m.

    2.3煤柱內(nèi)彈性區(qū)寬度分析

    當(dāng)護(hù)巷煤柱煤體處于彈性應(yīng)力狀態(tài)時,工作面及采準(zhǔn)巷道超前支承壓力均服從負(fù)指數(shù)函數(shù)曲線規(guī)律衰減,當(dāng)護(hù)巷煤柱內(nèi)彈性區(qū)的臨界寬度(L1或L2)不大時,可近似地按照拋物曲線規(guī)律分析,以臨界寬度的彈性區(qū)部分為研究對象,受力分析模型見圖7.

    圖7 煤柱中部彈性區(qū)支承壓力分布圖

    在應(yīng)力分量的計算過程中,借鑒彈性力學(xué)的分析結(jié)果和廣義米賽斯準(zhǔn)則,得到護(hù)巷煤柱彈性區(qū)的臨界尺寸:

    式中:

    c、φ—煤層的黏聚力和內(nèi)摩擦角。

    基于以上結(jié)果,采準(zhǔn)巷道側(cè)的彈性區(qū)寬度:

    k1取值為2.5~3,k2取值為2~2.5.

    泰安礦試驗(yàn)工作面埋深取400 m,覆巖容重取25 kN/m3,則

    原巖應(yīng)力:γH=25×400=10 MPa

    將上述指標(biāo)代入:

    11#煤煤柱彈性核區(qū)寬度:L=L1+L2=2.12+2.28=4.41 m

    11#煤采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度R0為2.68 m,煤柱內(nèi)彈性核區(qū)寬度L為4.41 m,回采巷道側(cè)塑性區(qū)寬度R按2.68 m計,故區(qū)段煤柱合理寬度B為:

    B=R0+L+R=9.77 m

    3 區(qū)段煤柱寬度數(shù)值模擬分析

    應(yīng)用FLAC3D分析6 m、8 m、10 m、12m、14 m、16 m、18 m、20 m、22 m、24 m 10種不同寬度11#煤煤柱條件下煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布、位移大小分布及煤柱內(nèi)煤體破壞程度。將模型的4個立面以及底部的法向位移進(jìn)行固定。煤巖層物理力學(xué)參數(shù)利用試驗(yàn)室測定數(shù)據(jù)(表1)確定。模型中支架用BEAM單元模擬,層理弱面用INTERFACE模擬。力學(xué)模型見圖8,其中模型長250 m×寬1 m×高90 m,總計50 000個運(yùn)算單元格。

    圖8 數(shù)值模擬模型圖

    3.1不同煤柱寬度下應(yīng)力集中程度分析

    首先對不同煤柱寬度下煤柱應(yīng)力集中程度進(jìn)行模擬分析,其煤柱集中應(yīng)力分布情況見圖9.

    圖9 不同煤柱寬度下煤柱應(yīng)力分布情況圖

    統(tǒng)計圖9不同煤柱寬度下煤柱應(yīng)力分布情況得集中應(yīng)力的曲線見圖10.

    圖10 不同煤柱寬度下煤柱應(yīng)力分布曲線圖

    分析圖10可知,當(dāng)煤柱寬度<8 m時,護(hù)巷煤柱左右兩側(cè)的側(cè)向支承壓力相互疊加,支承壓力曲線表現(xiàn)為“單峰”現(xiàn)象,煤柱中間部分載荷增加幅度較大,應(yīng)力趨向于均勻分布,其集中應(yīng)力達(dá)到49 MPa;此后護(hù)巷煤柱留設(shè)寬度不斷加大,煤柱內(nèi)支承壓力曲線表現(xiàn)出明顯的“雙峰”現(xiàn)象,支承壓力峰值明顯減小,當(dāng)煤柱留設(shè)寬度為10~12 m時,煤柱中間部分的彈性核區(qū)尺寸在6~8 m,此時滿足2倍煤柱高度的經(jīng)驗(yàn)結(jié)論,隨著煤柱寬度不斷加大,煤柱中央彈性核區(qū)持續(xù)增加,當(dāng)護(hù)巷煤柱寬度為24 m時,彈性核區(qū)的寬度擴(kuò)大到15 m左右。

    分析不同煤柱寬度下煤柱集中應(yīng)力的分布規(guī)律,建議11#煤合理煤柱寬度為10 m.

    3.2不同煤柱寬度下煤柱破壞范圍分析

    通過分析不同煤柱寬度下煤柱破壞范圍,進(jìn)一步確定合理煤柱寬度,不同煤柱寬度下煤柱的破壞情況見圖11.

    圖11 不同煤柱寬度下煤柱破壞情況圖

    分析圖11可知:當(dāng)護(hù)巷煤柱寬度≤8 m時,支承壓力疊加造成應(yīng)力集中程度較大,煤柱內(nèi)煤體處于完全塑性破壞狀態(tài);當(dāng)留設(shè)寬度增加到10 m時,護(hù)巷煤柱中間部分開始出現(xiàn)彈性核區(qū),但是分布區(qū)域較??;彈性核區(qū)的寬度隨著煤柱留設(shè)寬度的增加不斷加大;當(dāng)留設(shè)煤柱寬度增加到20 m時,彈性核區(qū)擴(kuò)展至14 m.數(shù)值模擬顯示并結(jié)合彈性核區(qū)理論分布結(jié)果,建議護(hù)巷煤柱的留設(shè)寬度應(yīng)大于10 m.

    3.3不同煤柱寬度下煤幫變形位移分析

    統(tǒng)計不同煤柱寬度下巷道煤壁變形位移曲線見圖12.

    圖12 不同煤柱寬度下巷道煤壁的變形位移曲線圖

    根據(jù)圖12分析可知,總體來講,煤幫變形隨著煤柱留設(shè)寬度不斷加大而持續(xù)減小。當(dāng)煤柱寬度由6 m增加至10 m的過程中,巷道煤幫變形位移量急劇減小,煤柱寬度10 m時,煤幫變形降至0.2 m,此范圍內(nèi)增加煤柱寬度,對控制巷道變形效果顯著。此后隨著煤柱寬度進(jìn)一步增大,巷道煤壁變形位移量緩慢減小,當(dāng)煤柱寬度達(dá)到20 m時,煤幫位移量不再變化,達(dá)到穩(wěn)定值。因此,從巷道煤壁變形位移量分析,建議煤柱寬度應(yīng)不低于10 m.

    4 結(jié) 論

    通過理論分析11#煤煤柱塑性區(qū)和彈性核區(qū)寬度,認(rèn)為11#煤煤柱寬度不應(yīng)小于9.07 m;通過模擬分析11#煤區(qū)段煤柱破壞與應(yīng)力分布特征,認(rèn)為11#煤煤柱寬度不應(yīng)小于10 m.為了保證煤柱穩(wěn)定及巷道變形可控,同時最大程度減小煤炭損失,不考慮極近距離煤層聯(lián)合開采相互影響時,11#煤煤柱寬度不應(yīng)小于10 m.工程實(shí)踐表明,本文所提出的確定極近距離煤層的區(qū)段煤柱留設(shè)寬度是可行的。

    [1]陳金國.不穩(wěn)定圍巖區(qū)段煤柱尺寸的確定[J].礦山壓力與頂板管理,2000(4):40-41.

    [2]任滿翊.旺格維利采煤法煤柱尺寸的合理確定[J].礦山壓力與頂板管理,2004(1):42-43.

    [3]錢鳴高,石平五,許家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2009:136-139.

    [4]奚家米,毛久海,楊更社,等.回采巷道合理煤柱寬度確定方法研究與應(yīng)用[J].采礦與安全工程學(xué)報,2008,25(4):400-404.

    [5]張耀榮,高慧,高進(jìn).影響護(hù)巷煤柱寬度的因素分析[J].煤,2001,10(01):11-13.

    [6]朱建明,馬中文.區(qū)段煤柱彈塑性寬度計算及其應(yīng)用[J].金屬礦山,2011,422(8):29-32.

    Reasonable Coal Pillar Width Determination of Extremely Close Distance Coal Seams in Tai'an Coal Mine

    MA Yuchuan

    Based on the stability analysis of protection roadway coal pillar and elastic-plastic partitions in coal, using elastic-plastic theory and numerical simulation method, studies on the reasonable unexploited coal pillars of No.11 coal seam under the condition of extremely close distance coal seam mining in Taian coal mine. The research fiding that in order to guarantee the stability of coal pillar and control roadway deformation, minimizes the coal loss at the same time, No.11 coal pillar width should not be less than 10 m.

    Extremely close distance coal seam; Section coal pillar; Elastic-plastic partition; Numerical simulation

    2015-12-16

    馬玉川(1976—),男,山西保德人,2013年畢業(yè)于太原理工大學(xué),工程師,主要從事煤礦生產(chǎn)技術(shù)工作(E-mail)244803524@qq.com

    TD353

    A

    1672-0652(2016)03-0034-06

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