深井厚煤層綜放沿空掘巷煤柱合理尺寸研究

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(1.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590；2.山東新河礦業(yè)有限公司，山東 嘉祥 272400)

深井厚煤層綜放沿空掘巷煤柱合理尺寸研究

卜滕滕1，寧建國1，王俊1，張為民2

(1.山東科技大學(xué) 礦業(yè)與安全工程學(xué)院，山東 青島 266590；2.山東新河礦業(yè)有限公司，山東 嘉祥 272400)

以山東新河煤礦為研究背景，采用理論分析與計(jì)算、數(shù)值模擬、現(xiàn)場監(jiān)測等方法，對深井厚煤層綜放面沿空掘巷小煤柱合理尺寸進(jìn)行研究，建立了深井厚煤層綜放面沿空巷道頂板(煤)破斷結(jié)構(gòu)模型，計(jì)算出上工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ蛻?yīng)力區(qū)范圍為13.3 m，小煤柱合理尺寸為5～6 m；利用FLAC3D模擬上工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植继卣骷安煌瑢挾让褐滦∶褐鶓?yīng)力分布特征。結(jié)果表明：上工作面?zhèn)认虻蛻?yīng)力區(qū)范圍為14 m；一方面，隨煤柱寬度增加，具有承載能力的煤柱寬度增大，另一方面，煤柱上方高應(yīng)力區(qū)范圍也在增大，僅5 m和6 m煤柱頂板高應(yīng)區(qū)的范圍較小?，F(xiàn)場工業(yè)實(shí)踐選擇留5～6 m煤柱進(jìn)行掘巷，由巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果知，巷道變形滿足工作面回風(fēng)、運(yùn)輸?shù)壬a(chǎn)要求。

深井厚煤層；沿空掘巷；低應(yīng)力區(qū)；煤柱應(yīng)力；數(shù)值模擬

Abstract: In this paper, theoretical analysis and calculation, numerical simulation, and on-site monitoring were used to study the reasonable size of small coal pillar in fully mechanized top coal caving face of thick coal seam in Xinhe coal mine. The roof broken structure model of gob-side entry in the fully mechanized top coal caving face in deep coal seam was established. The range of the low stress zone of the vertical pressure was calculated to be 13.3 m and the reasonable size of the small coal pillar was calculated to be 5-6 m. The FLAC3Dwas used to simulate the lateral vertical pressure distribution of the upper working face and the stress distribution of the small coal pillar with different widths. The results indicate that the range of the lateral low stress zone in the upper working face is 14 m. On the one hand, with the increase of the width of the coal pillar, the width of the coal pillar with bearing capacity increases; On the other hand, the range of the high stress zone above the coal pillar also increases except for the 5 m and 6 m pillars. In site industrial practice, 5-6 m coal pillar is chosen as the excavation roadway spacing. The roadway displacement monitoring results show that the pillar size meets the production requirements such as return air and transportation after roadway deformation.

Keywords: thick coal seam in deep mine; the gob-side entry driving; low stress zone; coal pillar stress; numerical simulation

沿空掘巷是在上區(qū)段工作面回采引起的采動影響穩(wěn)定以后沿采空區(qū)邊緣掘進(jìn)的巷道，不僅提高煤炭回采率，還使巷道處在低應(yīng)力區(qū)內(nèi)，巷道圍壓小，易維護(hù)，因此許多回采巷道采用沿空掘巷。近幾年，學(xué)者對綜放沿空掘巷的研究有：影響沿空巷道圍巖穩(wěn)定性各因素間相互關(guān)系[1-2]，基本頂斷裂結(jié)構(gòu)與窄煤柱穩(wěn)定性的相關(guān)性[3-5]，沿空巷道頂板非對稱變形破壞機(jī)制[6]，掘采全過程沿空掘巷合理小煤柱受力及其穩(wěn)定性[7-10]。以上研究均基于淺部或中淺部綜放面，沿空掘巷在深部綜放面應(yīng)用較少。深井厚煤層綜放面沿空巷道處于塑性區(qū)中，在本工作面回采時(shí)巷道變形極大，因此深部綜放面沿空掘巷還需進(jìn)一步研究與實(shí)踐。本文根據(jù)新河礦深井厚煤層5302綜放面的地質(zhì)及開采條件，分析沿空巷道變形機(jī)理，確定低應(yīng)力區(qū)范圍及煤柱合理尺寸，通過數(shù)值模擬分析不同煤柱應(yīng)力變化及巷道變形，確定煤柱合理尺寸，最后進(jìn)行現(xiàn)場工業(yè)實(shí)踐。

1 工程概況

山東新河煤礦530采區(qū)位于3煤層5水平，采深960 m，煤均厚10 m，5301面走向長1240 m、面寬70 m，已回采300 m，考慮煤層較厚，為節(jié)約資源，采用留小煤柱開挖5302回風(fēng)巷。采區(qū)巷道布置如圖1所示。

圖1 采區(qū)巷道布置圖Fig.1 Roadway layout of mining area

2 沿空巷道頂板(煤)破斷結(jié)構(gòu)模型及煤柱合理尺寸計(jì)算

2.1 沿空巷道頂板(煤)破斷結(jié)構(gòu)模型

5031面回采后，采空區(qū)上覆巖層垮落，基本頂初次來壓形成“O-X”破斷，周期破斷后的巖塊沿工作面走向形成砌體梁結(jié)構(gòu)，在工作面端頭形成弧形三角塊結(jié)構(gòu)[11]，如圖2(a)所示。沿(a)圖I-I做剖面，工作面頂板存在上位基本頂和下位基本頂，工作面?zhèn)认蚱茢囗敯宕嬖谌菈K結(jié)構(gòu)B、B’，且斷裂線位置均位于實(shí)體煤上方。巷道上方弧形三角塊，實(shí)體煤上巖體與采空區(qū)上塊體鉸接形成三角塊結(jié)構(gòu)[12]，構(gòu)成沿空巷道的上部邊界，基本頂觸矸頂板穩(wěn)定后，側(cè)向煤體上方支承壓力如圖2(b)實(shí)線所示，側(cè)向支承壓力分布出現(xiàn)低應(yīng)力區(qū)和高應(yīng)力區(qū)，X0為低應(yīng)力區(qū)范圍，選擇在低應(yīng)力區(qū)內(nèi)掘巷，X為煤柱寬度。

圖2 掘進(jìn)階段沿空巷道頂板(煤)破斷結(jié)構(gòu)Fig.2 Roof of the broken structure model of gob-side entry in driving stage

2.2 掘進(jìn)時(shí)巷道圍巖變形分析

在低應(yīng)力區(qū)內(nèi)掘巷時(shí)，巷道上方支承壓力是由運(yùn)動著巖梁重量(塊體B)決定，其受到頂煤和直接頂有力支撐，同時(shí)受到上覆巖層A和觸矸的塊體C夾持，因而塊體B很穩(wěn)定，不會大幅度地回轉(zhuǎn)下沉，巷道不會出現(xiàn)大變形；巷道掘出后，巷道變形僅是由煤體蠕變引起，巷道變形量不大。

2.3 回采階段巷道圍巖變形分析

回采5302面時(shí)，采空區(qū)上方基本頂會在長邊破斷線處破斷，產(chǎn)生新的塊體A與原有弧形三角塊B互相鉸接，如圖3(a)所示。工作面向前推進(jìn)，側(cè)向支承壓力和超前支承壓力出現(xiàn)疊加，巷道支承壓力升高，關(guān)鍵塊B、B’回轉(zhuǎn)下沉量增大，巷道變形加大。沿長邊破斷線做Ⅱ-Ⅱ剖面，如圖3(b)所示，當(dāng)5302面推過塊體B3、B3’，該塊體會在回轉(zhuǎn)力矩M3作用下向工作面后方旋轉(zhuǎn)下沉，同時(shí)會產(chǎn)生力矩M2，使B2、B2’回轉(zhuǎn)下沉，致使塊體B2、B2’下方巷道發(fā)生劇烈變形?？梢妷K體B、B’的自重及回轉(zhuǎn)下沉量是巷道變形量增大的關(guān)鍵因素。

圖3 回采階段沿空巷道頂板破斷結(jié)構(gòu)圖Fig.3 Roof of the broken structure model of gob-side entry in mining stage

2.4 煤柱合理尺寸確定

基本頂斷裂線距采空區(qū)煤壁距離X0為低應(yīng)力區(qū)，X0可由式(1)[7]計(jì)算。

(1)

其中，L為工作面面寬，m；γ為上覆巖層容重，kN/m3；G0為靠近頂板斷裂線處已進(jìn)入塑性狀態(tài)煤體剛度，MPa；y0為煤壁處壓縮量，m；Mi為基本頂厚度，m；σt為基本頂抗拉強(qiáng)度，MPa；(qn)l為基本頂所受載荷，MPa，表達(dá)式為

(2)

5301工作面采用放頂煤，下位基本頂M1為6 m，h1為6 m，E1取6.21 GPa，下位基本頂上方第一層細(xì)粉砂巖，為上位直接頂，下位基本頂所受載荷指本身載荷和上覆巖層對它的作用，上位基本頂上方為9 m厚粉砂巖，對基本頂不起作用，所以只取上位直接頂?shù)妮d荷，E2取9.6 GPa，h2為6 m，經(jīng)計(jì)算(q2)1為0.121 MPa，由于采用放頂煤，認(rèn)為靠近頂板斷裂線處已進(jìn)入塑性狀態(tài)煤體剛度并不大，所以G0取1.6×103MPa，將L為70 m，γ為25 kN/m3，y0為0.5 m，Mi為12 m，σt為3 MPa，代入式(1)，得低應(yīng)力區(qū)X0為13.3 m，選擇在13 m內(nèi)掘巷。為使煤損小，煤柱尺寸不宜過大，同時(shí)要保證錨桿安設(shè)在較好性質(zhì)圍巖內(nèi)，窄煤柱合理寬度由式(3)計(jì)算。

X=X1+X2+X3。

(3)

其中，X1為煤體破碎區(qū)寬度，據(jù)文獻(xiàn)[8]，X1可用式(4)計(jì)算；X2為煤柱穩(wěn)定系數(shù)，按(X1+X3)20%計(jì)算；X3為錨桿有效長度，即煤巷兩幫破壞深度C，據(jù)文獻(xiàn)[9]，可由式(5)確定。

(4)

其中，lp為基本頂破斷線距采空區(qū)距離，m；σc為煤體單軸抗壓強(qiáng)度，MPa；μ1為損傷煤體泊松比；Hd為煤層厚度，m；μ為煤體泊松比；E為煤體的彈性模量，MPa；θ為關(guān)鍵塊B的回轉(zhuǎn)角；h1為直接頂粉砂巖的厚度，m；E1為直接頂彈性模量，MPa。

其中

對于5301面來說，lp為13 m，σc為18 MPa，μ1取0.35，Hd為9 m，μ為0.32，E為3 864 MPa，θ為3°，h1為3 m，E1為22 000 MPa，代入式(4)，經(jīng)計(jì)算，X1為1.7 m。

(5)

其中，Kcx為巷道周邊擠壓應(yīng)力集中系數(shù)；B為表征采動影響程度的無因次參數(shù)；fy為煤層硬度系數(shù)；h為巷道范圍內(nèi)煤夾層厚度，m；φ為煤層內(nèi)摩擦角；γ為巷道上覆巖層平均容重，kN/m3；H為巷道埋深，m。

對于5302回風(fēng)巷來說，巷道沿底掘進(jìn)，Kcx取2，由于采用放頂煤開采，B取1.5，fy為3.1，h為3.8 m，φ取30°，γ為25 kN/m3，H為960 m。經(jīng)計(jì)算，C=2.9 m，即X3為2.9 m。

由X1=1.5 m，X3=2.9 m，知X2=0.88 m。X=1.7+0.88+2.9=5.48 m，最終確定煤柱寬度為5～6 m。

3 數(shù)值計(jì)算

3.1 模型參數(shù)

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of strata

選擇在低應(yīng)力區(qū)內(nèi)掘巷，對3、5、6、7、9 m煤柱進(jìn)行模擬，并記錄在巷道掘進(jìn)和回采階段不同煤柱應(yīng)力變化規(guī)律。

3.2 模擬結(jié)果分析

3.2.1 采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布

上工作面回采后，側(cè)向煤體出現(xiàn)塑性變形和彈性變形，塑性區(qū)煤體的垂直應(yīng)力低于原巖應(yīng)力，為低應(yīng)力區(qū)，彈性區(qū)煤體出現(xiàn)應(yīng)力集中，煤體應(yīng)力高于原巖應(yīng)力，為高應(yīng)力區(qū)。明確低應(yīng)力區(qū)范圍，是確定合理煤柱寬度的重要依據(jù)。

采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布如圖4所示，由圖4知，側(cè)向支承壓力分布出現(xiàn)低應(yīng)力區(qū)和高應(yīng)力區(qū)，煤層中部和煤層頂部應(yīng)力值和應(yīng)力趨勢走向大致相同，高應(yīng)力區(qū)內(nèi)，中部煤層在18 m處出現(xiàn)應(yīng)力峰值，峰值為37.45 MPa，頂部煤層在20 m處出現(xiàn)應(yīng)力峰值，峰值為40.10 MPa。低應(yīng)力區(qū)，應(yīng)力先升高再降低，然后在10 m處又升高，在2～10 m內(nèi)，應(yīng)力峰值為11.69 MPa，應(yīng)力平均值為11.28 MPa，低應(yīng)力區(qū)范圍大約為14 m，與理論計(jì)算的13.3 m存在約1 m的差距，但認(rèn)為模擬結(jié)果與理論計(jì)算結(jié)果較接近。

圖4 采空區(qū)側(cè)向支承壓力分布規(guī)律Fig.4 Distribution of lateral abutment pressure in goaf

3.2.2 煤柱應(yīng)力分布規(guī)律

留取3、5、6、7和9 m煤柱開掘5302回風(fēng)巷，記錄煤柱中部應(yīng)力分布情況，如圖5(a)所示。由圖知，在未開挖5302回風(fēng)巷前，2～10 m范圍內(nèi)，煤層的應(yīng)力均值為11.28 MPa，3、5、6、7和9 m對應(yīng)的應(yīng)力峰值為5.54、9.34、11.18、11.76和13.3 MPa，其中3 m煤柱應(yīng)力峰值明顯小于均值，說明煤柱較破碎，無承載能力；5 m煤柱中131～134 m應(yīng)力值為7.91～9.34 MPa，則有承載力的煤柱寬度為3 m；6 m煤柱中131～134m的應(yīng)力值為8.37～11.8 MPa，則有承載能力的煤柱寬度為3 m；7 m煤柱131～135 m的應(yīng)力值為8.58～11.84 MPa，則有承載能力的煤柱寬度為4 m；9 m煤柱132～138 m的應(yīng)力值為10.38～13.3 MPa，則有承載能力的煤柱寬度為6 m；可以看出煤柱越寬，具有承載能力的煤柱越寬也越大。

留5、6、7和9 m煤柱開掘5302回風(fēng)巷，記錄煤柱頂板應(yīng)力分布情況，如圖5(b)所示。由圖知，隨著煤柱寬度的增加，煤柱頂板的應(yīng)力也在不斷增大，5 m煤柱頂板的應(yīng)力最小，9 m煤柱頂板的應(yīng)力最大，說明煤柱越寬，煤柱上方的應(yīng)力越大，煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象就越明顯。

留5、6、7和9 m煤柱時(shí)各個(gè)煤柱的應(yīng)力云圖如圖5(c)～5(f)所示，可以看出隨著煤柱寬度增加，煤柱上方高應(yīng)力區(qū)的范圍不斷增大，低應(yīng)力區(qū)的范圍不斷減小。雖然煤柱越寬，具有承載能力的煤柱寬度增大，但是同時(shí)煤柱上方的應(yīng)力值及高應(yīng)力區(qū)的范圍也在增大，本工作面回采時(shí)應(yīng)力值及高應(yīng)力區(qū)的范圍會進(jìn)一步增大，煤柱破損的可能性就越大，根據(jù)煤柱頂板應(yīng)力云圖，5 m和6 m煤柱頂板低應(yīng)力的范圍較大，因此，建議留5～6 m煤柱。

4 工程實(shí)踐

新河煤礦5302面沿空巷道煤柱寬度最小5 m，最大6 m。巷道掘出后，距5302開切眼20 m處為1#測點(diǎn)，以后每隔20 m設(shè)一個(gè)測點(diǎn)，共監(jiān)測了24個(gè)測點(diǎn)。每組測點(diǎn)設(shè)1個(gè)固定中心點(diǎn)，即垂直頂、底、左右兩幫各一條垂線形成的十字點(diǎn)，記錄巷道在使用期間圍巖變形量，如圖6所示。圖6(a)以巷道長度為橫坐標(biāo)，巷道變形量為縱坐標(biāo)，記錄巷道掘出后圍巖變形量；圖6(b)是選其中一個(gè)測點(diǎn)(距開切眼180 m)為觀測目標(biāo)，記錄隨著回采面向測點(diǎn)推進(jìn)時(shí)巷道圍巖變形情況。由圖6(a)知，巷道掘出后，兩幫移近量最小305 mm，最大910 mm，多數(shù)處于400～500 mm；頂?shù)装逡平孔钚?20 mm，最大410 mm，多數(shù)處在200～300 mm，兩幫移近量大于頂?shù)装逡平?，掘進(jìn)期間巷道變形量不大。由圖7(b)知，隨著工作面向測點(diǎn)推進(jìn)，巷道變形逐漸加大，超前采面140 m以外范圍，兩幫變形量處于600 mm左右，頂?shù)装遄冃瘟刻幱?50 mm左右，變形比較穩(wěn)定，沒有受到回采面超前影響；超前采面140 m處，巷道變形量開始加大，是超前影響范圍區(qū)域，超前采面90 m以內(nèi)范圍，變形量突然加大，屬于超前支護(hù)的范圍，尤其超前采面40 m處，巷道兩幫變形量達(dá)到1 300 mm，頂?shù)装遄冃瘟窟_(dá)到700 mm，是回采面的劇烈影響范圍，需要加強(qiáng)支護(hù)?？梢钥闯觯畈亢衩簩友乜障锏赖淖冃我h(yuǎn)大于淺部沿空巷道的變形，因此深部沿空巷道支護(hù)強(qiáng)度要比淺部的支護(hù)強(qiáng)度強(qiáng)。但總體來說，深部沿空巷道滿足通風(fēng)、運(yùn)輸?shù)壬a(chǎn)要求，巷道變形處于安全可控的范圍內(nèi)。實(shí)踐證明，留5～6 m煤柱是合理的。

圖5 煤柱應(yīng)力分布規(guī)律Fig.5 Distribution of lateral abutment pressure of coal pillar

圖6 巷道圍巖變形監(jiān)測結(jié)果Fig. 6 Monitoring results of the deformation of surrounding rock

5 結(jié)論

1) 建立深井厚煤層綜放面沿空巷道頂板(煤)破斷結(jié)構(gòu)模型，揭示關(guān)鍵塊B、B’的自重和回轉(zhuǎn)下沉量是巷道變形關(guān)鍵因素，并計(jì)算出5301面?zhèn)认蛑С袎毫Φ蛻?yīng)力區(qū)范圍13.3 m，煤柱合理尺寸為5～6 m。

2) 數(shù)值模擬結(jié)果表明：5301面開挖后，側(cè)向支承壓力存在低應(yīng)力區(qū)、高應(yīng)力區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)，低應(yīng)力區(qū)范圍約14 m；留3 m煤柱，煤柱破壞嚴(yán)重，承載能力弱；留5、6、7和9 m煤柱，煤柱具有一定承載能力，且隨著煤柱寬度的增加，具有承載能力的煤柱寬度增大，煤柱頂板應(yīng)力值及高應(yīng)力區(qū)的范圍不斷增大，而5 m和6 m煤柱頂板高應(yīng)力的范圍較小，因此留5～6 m煤柱比較合理。

3) 由現(xiàn)場工程實(shí)踐結(jié)果知，留5～6 m煤柱，巷道掘出后，兩幫移近量大于頂?shù)装逡平?，兩幫移近量多?shù)處于400～500 mm，頂?shù)装逡平慷鄶?shù)處于200～300 mm，巷道圍巖變形量不大；回采階段，工作面前方90 m以內(nèi)范圍巷道明顯變形加大，是超前支護(hù)的范圍，深部沿空巷道的變形量遠(yuǎn)大于淺部沿空巷道的變形量。總體來說，圍巖變形量達(dá)到礦井安全生產(chǎn)要求，留5～6 m煤柱是合理的。

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(責(zé)任編輯：高麗華)

StudyonReasonableSizeofCoalPillarinFully-mechanizedGob-sideEntryDrivingofThickCoalSeaminDeepMine

BU Tengteng1, NING Jianguo1, WANG Jun1, ZHANG Weimin2

(1. College of Mining and Safety Engineering, Shandong University of Science and Technology, Qingdao, Shandong 266590, China; 2. Shandong Xinhe Mining Limited Liability Company, Jiaxiang, Shandong 272400, China)

TD353

A

1672-3767(2017)06-0109-08

10.16452/j.cnki.sdkjzk.2017.06.016

2016-12-29

國家自然科學(xué)基金項(xiàng)目(51574154,51344009)；山東省優(yōu)秀中青年科學(xué)家科研獎勵(lì)基金項(xiàng)目(BS2012NJ007)

卜滕滕(1990—)，男，山東棗莊人，碩士研究生，從事礦山壓力與巖層控制研究. E-mail：460372633@qq.com 寧建國(1975 —)，男，山東寧陽人，副教授，博士，從事礦山壓力與巖層控制等方面的研究，本文通信作者. E-mail：njglxh@126.com