采空區(qū)下近距離煤層合理區(qū)段煤柱寬度研究

康蟬龍

(山西中鋼煤業(yè)有限公司,山西 呂梁 033400)

1 研究背景及建模工具

區(qū)段護巷煤柱寬度受埋藏深度、煤層厚度、煤層硬度、頂?shù)装鍘r層條件和采動應(yīng)力分布等因素的影響[1]。一些礦井為了使煤柱的寬度更加合理,對不同煤柱寬度下的巷道變形狀況和煤柱應(yīng)力分布進行了系統(tǒng)的測試[2],從而選出了煤柱最佳寬度,也有一些礦井經(jīng)過長期的實踐經(jīng)驗積累形成了一些經(jīng)驗公式[3]?？偟膩碚f,煤柱的合理寬度取決于回采工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力的分布[4]。

根據(jù)采煤工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ姆植记闆r,沿工作面傾斜方向應(yīng)力升高區(qū)內(nèi)的高應(yīng)力是造成布置在該范圍內(nèi)的巷道產(chǎn)生破壞的主要原因[5]。為了正確選擇護巷煤柱的大小,必須首先了解應(yīng)力升高區(qū)及其峰值離煤體邊緣的距離[6]。下面通過經(jīng)驗公式法和三維數(shù)值計算法確定應(yīng)力升高區(qū)的范圍,進而確定合理煤柱寬度。

2 經(jīng)驗公式法確定區(qū)段煤柱寬度

根據(jù)目前的研究,沿煤柱傾斜方向支承壓力的明顯影響范圍距煤幫的距離B(單位:m)可以按下列經(jīng)驗公式估算:

B=17.015-0.475f0-0.16RC-0.199α+1.593M+1.7Z×10-3.

(1)

式中：f0為煤的堅固性系數(shù),取1;RC為頂板巖層加權(quán)平均抗壓強度,取15 MPa;α為煤層傾角,取8°;M為煤層采高,取2.5 m;Z為開采深度,取250 m。

將以上參數(shù)代入式(1),得嘉樂泉煤礦下一采區(qū)9號煤工作面回采時側(cè)向支承壓力明顯影響范圍距煤幫的距離B=17 m。

3 三維數(shù)值計算法確定區(qū)段煤柱寬度

3.1 數(shù)值計算模型

順槽煤柱的合理尺寸取決于采動側(cè)向支承應(yīng)力的分布。在留設(shè)煤柱保護巷道的條件下,巷道應(yīng)位于采動支承應(yīng)力明顯影響范圍以外,以確保在錨固條件下,巷道圍巖能夠保持穩(wěn)定。

為了反映在工作面推進過程中,采動側(cè)向支承應(yīng)力的分布及其變化規(guī)律,必須采用三維模型。模擬的9號煤層順槽為矩形斷面,寬×高=3.6 m×2.5 m,工作面長度為190 m,取其中線為對稱面,確定模型的一側(cè)寬度為工作面長度的一半80 m,另一側(cè)為實體煤,取其寬度為60 m,即模型寬度取143.6 m;模擬9號煤底板巖層厚20 m,9號煤厚2.5 m,9號煤頂板巖層52.5 m(9號煤與8號煤的層間距7.5 m,8號煤厚4.5 m,8號煤頂板40.5 m),即模型在高度方向的尺寸為75 m;考慮到工作面推進過程中頂板巖層周期來壓的影響,模型在工作面推進長度上取200 m,則模型的長×寬×高=143.6 m×200 m×75 m。按埋深250 m考慮,上覆197.5 m厚的巖層壓力,按均布載荷施加在模型邊界。模型共劃分107 744個單元,115 710個結(jié)點。

3.2 模擬過程

模型建好后計算初始應(yīng)力場至平衡,然后沿工作面推進方向,按8號煤層的開采條件開挖8號煤,每次開挖5 m,開挖高度4.5 m,計算至平衡;完成8號煤開采和計算后,開挖9號煤工作面順槽,計算至平衡;開挖9號煤,也是每次開挖5 m,計算至平衡,再開挖5 m,計算至平衡。以此循環(huán),直至工作面推進150 m。為了模擬實際開采過程中頂板的垮落情況,在計算過程中讓工作面后方5 m的頂板垮落,并呈倒臺階移至底板,頂板垮落過程中考慮碎脹系數(shù)為1.33,垮落高度取7.5 m,并賦以相應(yīng)的物理力學(xué)參數(shù),以此填充采空區(qū)。在此條件下研究工作面推進過程中采動側(cè)向支承應(yīng)力的分布及其變化規(guī)律。

3.3 采空區(qū)的模擬

采空區(qū)已冒落的矸石是一種松散介質(zhì),它對頂板支撐的力學(xué)作用可以近似看作彈性支撐體。隨工作面的推進,冒落矸石在覆巖作用下逐漸被壓實,彈性模量E(單位:MPa)和泊松比μ隨時間和工作面推進距離而改變,即

E=15+175(1-e-1.25t),

(2)

μ=0.05+0.2(1-e-1.25t) .

(3)

式中：t為時間，a。一般綜采工作面推進70 m后,采空區(qū)后方的冒落矸石逐漸被壓實,采空區(qū)下近距離煤層綜采工作面推進50 m后,采空區(qū)后方的冒落矸石就會處于被壓實的穩(wěn)定狀態(tài),壓實后采空區(qū)矸石的碎脹系數(shù)為1.11。從另一方面來說,碎脹系數(shù)與上覆巖石的壓力之間呈對數(shù)關(guān)系,即

K=alnp+b.

(4)

式中：K為碎脹系數(shù);a,b為回歸系數(shù);p為上覆巖層的壓力, MPa。綜合考慮采空區(qū)冒落矸石的物理力學(xué)特征及其變化規(guī)律的已有研究成果,在計算中取采空區(qū)冒落矸石的物理力學(xué)參數(shù)如表1所示。為了真實地模擬實際回采過程中已冒落矸石的支撐作用,計算中動態(tài)改變局部材料特征,逐步提高采空區(qū)矸石的物理力學(xué)參數(shù)。

表1 采空區(qū)已冒落矸石的物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical mechanics parameters of falling gangue in goaf

3.4 模擬結(jié)果及其分析

1)側(cè)向煤巖體屈服破壞特征

圖1示出當(dāng)工作面推進150 m時,工作面前方+20 m,+10 m,后方-20 m,-50 m,-100 m,-120 m處的側(cè)向煤巖體的屈服破壞特征。從圖中可以看出,隨著距工作面后方距離的加大,煤柱側(cè)向煤巖體的破壞程度與破壞范圍逐漸加大,特別是頂板上方巖體的破壞先是逐漸向煤柱側(cè)深部演化,達到一定深度后趨于穩(wěn)定。

2)側(cè)向垂直應(yīng)力分布特征

圖2示出當(dāng)工作面推進150 m時,工作面前方+20 m,+10 m和工作面后方-20 m,-50 m,-100 m,-120 m處的采動側(cè)向垂直應(yīng)力分布曲線圖。從圖中可以看出,隨著后方距工作面煤壁距離的增大,側(cè)向煤柱中的垂直應(yīng)力的大小和影響范圍都在明顯增大,在后方-100 m以上逐漸趨于穩(wěn)定。采動側(cè)向垂直應(yīng)力分布的峰值點出現(xiàn)在工作面?zhèn)认? m～3 m處,劇烈影響范圍10 m,明顯影響范圍15 m以內(nèi)。

圖1 距工作面不同距離處側(cè)向煤巖體的屈服破壞Fig.1 Yield failure of lateral coal and rock mass at different distances from the working face

圖2 距工作面煤壁不同距離處采動側(cè)向垂直應(yīng)力分布曲線Fig.2 Lateral vertical stress distribution curves at different distances from the coal wall of the working face

3)側(cè)向水平應(yīng)力分布特征

圖3為當(dāng)工作面推進150 m時,工作面前方+20 m,+10 m和工作面后方-20 m,-50 m,-100 m,-120 m處的采動側(cè)向水平應(yīng)力分布曲線圖。從圖中可以看出,開采引起的側(cè)向水平應(yīng)力的峰值出現(xiàn)在距巷壁2 m～5 m范圍內(nèi),劇烈影響范圍10 m,明顯影響范圍15 m。在工作面后方-100 m附近,側(cè)向水平應(yīng)力的變化趨于穩(wěn)定。

圖3 距工作面煤壁不同距離處采動側(cè)向水平應(yīng)力分布曲線Fig.3 Lateral horizontal stress distribution curves at different distances from the coal wall of the working face

4 結(jié)論

綜合分析工作面?zhèn)认蛎簬r體的屈服破壞和垂直應(yīng)力及水平應(yīng)力的分布計算結(jié)果,可以初步確定嘉樂泉煤礦9號煤層順槽煤柱的寬度為10 m～15 m。