孟曉剛
(山西汾西礦業(yè)(集團)有限責(zé)任公司, 山西 介休 032000)
隨著我國煤礦開采深度的不斷加大和采煤機械化程度的不斷提高,各礦井大多面臨采掘銜接緊張、圍巖應(yīng)力急劇增加、采出率要求逐漸提高等問題[1-2],其中護巷煤柱寬度的合理選擇是決定工作面回采巷道掘進時的穩(wěn)定性及后期維護工作量的關(guān)鍵[3-5]。與常規(guī)順采工作面相比,跳采之后所遺留的孤島工作面的兩側(cè)采場引起的覆巖變形破壞和結(jié)構(gòu)失穩(wěn)更加嚴(yán)重,在孤島內(nèi)部掘進回采巷道時其礦壓顯現(xiàn)更加劇烈,巷道返修率高,嚴(yán)重影響了礦井生產(chǎn)效率[6-7]。因此合理選擇孤島工作面兩側(cè)護巷煤柱寬度既能保證煤柱自身和新準(zhǔn)備工作面回采巷道的穩(wěn)定性,減小巷道返修工作量,又能夠緩解礦井采掘銜接緊張局面,并且提高采出率[8]。
本文以南關(guān)礦2號煤層三采區(qū)孤島工作面為背景,分析了上區(qū)段采空區(qū)側(cè)向支承應(yīng)力的分布規(guī)律以及下區(qū)段工作面回采巷道掘進后的應(yīng)力、位移特征與煤柱寬度的關(guān)系,通過理論計算和數(shù)值模擬的方法,從煤柱與巷道穩(wěn)定性兩個方面出發(fā),確定了南關(guān)礦三采區(qū)孤島工作面兩側(cè)護巷煤柱的合理寬度,研究結(jié)果可為同類型工作面提供參考。
南關(guān)礦2號煤層三采區(qū)地面標(biāo)高1 075~950 m,采區(qū)標(biāo)高575~445 m,埋深約500 m。其中的回采工作面傾向長度150 m,回采巷道走向長度900 m,所采2號煤層平均厚度2.4 m,傾角1°~5°。煤層頂板以泥巖、砂巖為主,偽頂為厚度0.2 m泥巖,直接頂為厚度1.4 m泥巖,老頂為厚度3.2 m粉砂巖;底板以砂巖為主,直接底厚度2.5 m細砂巖,老底厚度1.4 m粉砂巖。工作面頂?shù)装鍘r層特征見表1。
表1 工作面頂?shù)装鍘r層特征
采區(qū)內(nèi)工作面均采用后退式走向長壁綜合機械化整層開采,雙巷布置,U型通風(fēng)。工作面回采巷道均為頂板傾斜的直角梯形斷面,寬度4.4 m,中心高度2.8 m,沿煤層頂板掘進。經(jīng)過之前的跳采,現(xiàn)階段南關(guān)礦三采區(qū)工作面均為孤島工作面,工作面布置平面圖如圖1所示。
圖1 工作面布置平面示意圖
由回采巷道煤柱臨界寬度的理論計算方法[9]估算南關(guān)礦2號煤三采區(qū)回采巷道的煤柱寬度極限如下:
由Bieniawski煤柱強度計算公式,有:
式中,σc為由煤體中取出的標(biāo)準(zhǔn)試件的單軸抗壓強度,W為區(qū)段間的煤柱寬度,h為回采巷道高度。
煤柱的靜載荷集度為:
式中,γ為煤層上覆巖層的容重,H為煤層埋深,B為回采巷道寬度。
當(dāng)煤柱取不發(fā)生破壞的臨界寬度W0時,煤柱的靜載集度與煤柱強度相等,因此,由qi=σp,可得煤柱的臨界寬度應(yīng)該滿足:
將南關(guān)礦2號煤標(biāo)準(zhǔn)試件的單軸抗壓強度12MPa代入公式,并根據(jù)埋深500m,巷道高度2.8m,寬度4.4 m,煤層上覆巖層容重26 kN/m3,計算可得,南關(guān)礦2號煤三采區(qū)條件下煤柱寬度不應(yīng)小于24.28 m。
根據(jù)南關(guān)礦2號煤層三采區(qū)工作面地質(zhì)條件建立FLAC3D數(shù)值模擬模型。當(dāng)煤柱及巷道的尺寸遠小于相鄰采空區(qū)的走向長度時,其穩(wěn)定性問題可按照平面應(yīng)變問題來研究,因此建立數(shù)值模擬模型尺寸為109.2 m×46 m×10 m(長×高×厚),模型總共包括101 460個單元,109 620個節(jié)點,在煤柱及巷道附近單元體尺寸較小,到模型邊界單元體尺寸逐漸變大。模型的四個側(cè)面為鉸支,限制四周邊界節(jié)點的水平位移;底部為固支,限制節(jié)點的全部位移;頂部為應(yīng)力邊界,按照巷道埋深模擬上覆巖層的重力施加12 MPa垂直向下均布荷載。模擬計算煤巖體采用摩爾庫倫屈服準(zhǔn)則。模型中包括一個回采巷道及相鄰工作面采空區(qū),模擬煤柱寬度5m、7.5m、10m、15 m、20 m、25 m、30 m、40 m,模擬巷道高幫側(cè)為煤柱和相鄰工作面采空區(qū),低幫側(cè)為待回采煤體。模擬模型如圖2所示。
圖2 模擬模型圖
南關(guān)礦三采區(qū)中上區(qū)段工作面回采結(jié)束后,采空區(qū)支承壓力在2號煤層中的分布特征如圖3所示。
圖3 采空區(qū)支承壓力分布規(guī)律
由圖3可知,在上區(qū)段工作面回采結(jié)束后,距采空區(qū)煤壁0~1 m范圍內(nèi)垂直應(yīng)力分布為3.41~11.9 MPa,可知該范圍內(nèi)煤體由于破碎難以承受垂直應(yīng)力的升高,產(chǎn)生了小于原巖應(yīng)力垂直應(yīng)力降低區(qū),該范圍為煤體破裂區(qū);距采空區(qū)煤壁1~3.5 m范圍內(nèi)垂直應(yīng)力為12.5~40.57 MPa,該范圍內(nèi)垂直應(yīng)力大于原巖應(yīng)力,且隨著遠離采空區(qū)煤壁垂直應(yīng)力逐漸增大并達到峰值,該范圍為煤體塑性區(qū);距采空區(qū)煤壁3.5~27.5 m范圍內(nèi),隨著遠離采空區(qū)煤壁,垂直應(yīng)力由峰值逐漸下降到12.5 MPa左右,恢復(fù)至原巖應(yīng)力水平,該范圍為煤體彈性區(qū);在距離采空區(qū)煤壁大于27.5 m的范圍內(nèi),煤體中垂直應(yīng)力穩(wěn)定在原巖應(yīng)力水平,該范圍為原巖應(yīng)力區(qū)。由上可知,采空區(qū)煤壁中可以分為應(yīng)力降低區(qū)(0~1 m),應(yīng)力升高區(qū)(1~27.5 m),原巖應(yīng)力區(qū)(>27.5 m),并且采空區(qū)煤壁中的垂直應(yīng)力峰值為40.57 MPa,出現(xiàn)在距采空區(qū)煤壁3.5 m處,且采空區(qū)支承壓力在側(cè)方煤體中的影響范圍為27.5 m左右。
3.3.1 煤柱內(nèi)支承壓力分布規(guī)律
上區(qū)段工作面回采結(jié)束后,下區(qū)段工作面回采巷道掘進后不同寬度煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力分布曲線如圖4所示。
圖4 不同寬度煤柱內(nèi)支承壓力分布規(guī)律
由圖4可知,當(dāng)煤柱寬度小于10 m時,煤柱受到上區(qū)段采空區(qū)及下區(qū)段回采巷道的支承壓力疊加影響而發(fā)生嚴(yán)重的失穩(wěn)破壞,在殘余強度下,煤柱中的垂直應(yīng)力峰值較??;當(dāng)煤柱寬度為10~20 m時,煤柱內(nèi)應(yīng)力呈現(xiàn)出峰值靠近采空區(qū)一側(cè)的傾斜分布,由于上區(qū)段采空區(qū)及下區(qū)段回采巷道在煤柱內(nèi)產(chǎn)生支承壓力疊加,靠近巷道側(cè)煤柱內(nèi)應(yīng)力集中仍較大;當(dāng)煤柱寬度為25~40 m時,由于煤柱寬度的加大,上區(qū)段工作面回采及下區(qū)段回采巷道掘進在煤柱內(nèi)產(chǎn)生的支承壓力并不會發(fā)生明顯的疊加,靠近巷道側(cè)的煤柱內(nèi)應(yīng)力集中恢復(fù)至巷道掘進水平。綜合分析不同煤柱寬度下煤柱內(nèi)的支承壓力峰值可以發(fā)現(xiàn),煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力峰值隨著煤柱寬度的增大先增大后減小,并在10 m寬度時達到峰值,這是由于當(dāng)煤柱寬度較小時,煤柱發(fā)生嚴(yán)重變形破壞,導(dǎo)致其承載能力大大降低,應(yīng)力峰值較低;隨著煤柱寬度的增大,上區(qū)段采空區(qū)及下區(qū)段回采巷道在煤柱中產(chǎn)生的支承壓力相互疊加,應(yīng)力峰值逐漸升高;但隨著煤柱寬度的繼續(xù)增大,上區(qū)段采空區(qū)及下區(qū)段回采巷道在煤柱中產(chǎn)生的相互疊加作用減弱消失,煤柱內(nèi)的應(yīng)力峰值又逐漸減小,恢復(fù)單采空區(qū)煤壁中的垂直應(yīng)力峰值水平。
圖5 回采巷道圍巖變形隨煤柱寬度的變化規(guī)律
3.3.2 巷道圍巖位移破壞變化規(guī)律
如圖5所示為南關(guān)礦三采區(qū)上區(qū)段采空區(qū)側(cè)下區(qū)段回采巷道開挖后不同煤柱寬度條件下圍巖的變形情況。由圖可知,在下區(qū)段回采巷道開挖后,煤柱幫移近量最大,實體煤幫移近量次之,并且?guī)筒孔冃瘟看笥陧敯遄冃瘟浚装遄冃瘟孔钚?。隨著煤柱寬度的增大,巷道圍巖頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟烤饾u減小,在煤柱寬度大于25 m以后,巷道圍巖變形量的減小幅度趨于零,且兩幫移近量逐漸趨于相等,頂?shù)装逡平恳仓饾u趨于相等。證明隨著煤柱寬度的增大,下區(qū)段回采巷道受到上區(qū)段采空區(qū)的影響逐漸減弱,在煤柱寬度大于25 m后,逐漸不受影響。
圖6 不同煤柱寬度巷道圍巖中的塑性區(qū)分布規(guī)律
如圖6所示為不同煤柱寬度條件下區(qū)段回采巷道圍巖中塑性區(qū)分布情況,由結(jié)果可知,當(dāng)煤柱寬度小于10 m時,巷道圍巖中的塑性區(qū)分布范圍大,整個煤柱都發(fā)生屈服破壞,此時巷道穩(wěn)定性極差;當(dāng)煤柱寬度較大時,巷道圍巖中的塑性屈服區(qū)與采空區(qū)圍巖中的塑性屈服區(qū)沒有貫通,圍巖中的塑性屈服分布范圍較小,巷道穩(wěn)定性得到提高。
綜合應(yīng)力和位移破壞的變化規(guī)律可知,隨著煤柱寬度的減小,煤柱內(nèi)的應(yīng)力和下區(qū)段巷道的位移均為急劇升高的趨勢,塑性屈服范圍急劇增大;隨著煤柱寬度的增大,煤柱內(nèi)的應(yīng)力和下區(qū)段巷道的位移則明顯減小,塑性屈服范圍減小。合理的煤柱寬度應(yīng)該使得巷道處于低應(yīng)力環(huán)境中;并且保證能夠隔離上區(qū)段采空區(qū),防止漏風(fēng)發(fā)火;同時應(yīng)能夠最大限度節(jié)約煤炭資源,提高煤炭采出率。因此,在南關(guān)礦軟弱的2號煤層和頂?shù)装鍡l件下,受到高應(yīng)力環(huán)境的影響,南關(guān)礦應(yīng)慎用小煤柱及沿空留巷的開采方式,在南關(guān)礦2號煤層三采區(qū)工作面間的煤柱合理寬度應(yīng)不小于25 m。
結(jié)合南關(guān)礦的生產(chǎn)地質(zhì)條件分析,認為南關(guān)礦三采區(qū)回采巷道的煤柱寬度留設(shè)的關(guān)鍵影響因素為:煤巖層強度小,且目前為孤島工作面,所受采空區(qū)支承壓力大。因此,采用25 m寬煤柱后,在下區(qū)段回采巷道中著重加強對幫部軟弱煤體進行支護,同時頂板角部采用斜跨錨桿,提高頂板巖體的抗剪強度并避免頂板的臺階式下沉等現(xiàn)象。支護參數(shù)為:頂錨桿為Φ20 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿,每排6根,間排距800 mm×800 mm;幫錨桿也選取型號為Φ20 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿,間排距850 mm×800mm;每根錨桿配用1節(jié)CK2355(里)和1節(jié)K2355(外)型錨固劑。頂錨索采用Φ17.8 mm×6 000 mm鋼鉸線,布置成“三花型”,間排距2000mm×800mm。幫錨索也采用Φ17.8 mm×6 000 mm鋼鉸線,以45°~60°支護,排距為1 600 mm;每根錨索配1節(jié)CK2355、2節(jié)K2355型樹脂藥卷。要求錨桿錨固力不小于80 kN,錨索預(yù)緊力不小于120 kN。支護斷面如圖7所示。
圖7 下區(qū)段回采巷道支護斷面圖(單位:mm)
圖8 下區(qū)段回采巷道掘進期間變形規(guī)律
在掘進與回采期間均對下區(qū)段回采巷道的圍巖變形量進行監(jiān)測,結(jié)果表明,在掘進后30天內(nèi)巷道圍巖變形量逐漸趨于穩(wěn)定,煤柱幫和實體煤幫最大變形量均不超過150 mm,頂板下沉量不超過100 mm,配合下區(qū)段工作面的超前支護,下區(qū)段回采巷道安全穩(wěn)定無返修,實現(xiàn)下區(qū)段工作面的高效生產(chǎn)。
1)由回采巷道煤柱臨界寬度的理論計算方法,區(qū)段間煤柱的寬度及穩(wěn)定性與煤體的單軸抗壓強度、埋深以及下區(qū)段回采巷道的寬度和高度相關(guān),根據(jù)理論計算結(jié)果,南關(guān)礦2號煤三采區(qū)煤柱寬度不應(yīng)小于24.28 m。
2)數(shù)值模擬計算結(jié)果表明,在煤柱寬度小于20 m時,下區(qū)段回采巷道受上區(qū)段采空區(qū)影響較大,圍巖中應(yīng)力和變形量急劇升高,出現(xiàn)了大范圍的屈服破壞區(qū),綜合考慮認為南關(guān)礦2號煤三采區(qū)的合理煤柱寬度為25 m,與理論計算結(jié)果向?qū)?yīng)。
3)在采用25 m的合理寬度煤柱并對巷道幫部及角部進行重點加固后,下區(qū)段回采巷道的變形量較小,無返修,滿足了下區(qū)段工作面回采期間的穩(wěn)定性要求。