沿空掘巷窄煤柱合理尺寸模擬分析

張 瑾

(靈石縣煤礦安全監(jiān)管巡查隊，山西 靈石 031300)

由礦壓相關(guān)理論可知，沿空巷道相比較普通巷道，礦壓影響時間長、次數(shù)多，更容易引起煤柱內(nèi)煤體破碎、巷道變形量大等問題。目前，在分析合理沿空煤柱尺寸過程中主要有理論計算、經(jīng)驗法和模擬計算3種方法[1-3]。理論計算主要有“大小結(jié)構(gòu)理論”；經(jīng)驗法主要為留設(shè)2倍的支承壓力峰值距離再加上5 m的距離；模擬計算主要是采用FLAC3D模擬軟件，建立類似于工作面圍巖產(chǎn)狀的模型，進行垮落運算從而確定合理煤柱尺寸。本文將借助第3種手段對3上411工作面沿空掘巷窄煤柱合理尺寸進行分析[4-5]。

1 工程概況

某礦3上411工作面運輸順槽位于3上煤層的東四采區(qū)-480 m水平，3上煤層平均采深為300 m，呈一單斜構(gòu)造，煤層傾角為0°～12.5°。3上411工作面運輸順槽沿3上煤層的底板掘進，總長為1 522.1 m。3上411運巷在掘進過程中將受到3上408工作面回采的動壓影響。

工作面情況見表1。

2 模型的建立

采用掘進與回采分布循環(huán)計算，模擬掘進迎頭與回采面碰頭后18 m應(yīng)力峰值位置不同煤柱寬度對沿空巷道圍巖的影響以及沿空煤柱的穩(wěn)定性。通過對窄煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布、采掘相向巷道圍巖的變形量等數(shù)據(jù)進行分析研究，進而確定合理的窄煤柱寬度。

表1 地面相對位置及鄰近采區(qū)開采情況表

結(jié)合礦井生產(chǎn)地質(zhì)條件，在既定支護條件下，只考慮變量—煤柱寬度的影響，設(shè)計分析方案共8個(方案一～方案八)，留設(shè)煤柱寬度分別為3、4、5、6、7、8、9、10 m。

采掘相向沿空掘巷掘進迎頭在相鄰回采面后方的應(yīng)力集中系數(shù)普遍大于前方，3上411運輸順槽迎3上408面掘進期間，掘進迎頭距相鄰回采面+40 m至-80 m區(qū)間內(nèi)為強烈動壓作用區(qū)，故本次模擬中以采掘相向沿空掘巷掘進迎頭位于相鄰工作面后方18m測點斷面為代表性研究對象，對比留設(shè)8個方案窄煤柱寬度時窄煤柱的穩(wěn)定性，并確定合理的窄煤柱寬度。

2.1 數(shù)值模擬應(yīng)力分析

煤柱內(nèi)應(yīng)力分布如第102頁圖1。

不同寬度煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值如第102頁圖2。

當(dāng)煤柱寬度為3 m時，沿空側(cè)煤柱內(nèi)最大垂直應(yīng)力為6.1 MPa，側(cè)向?qū)嶓w煤內(nèi)最大垂直應(yīng)力為16.5 MPa，實體煤側(cè)應(yīng)力集中范圍和集中程度要大于沿空側(cè)，實體側(cè)煤體內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)為2.2，沿空側(cè)煤柱內(nèi)應(yīng)力小于原巖應(yīng)力，應(yīng)力波動幅度較小，整個窄煤柱寬度范圍內(nèi)均發(fā)生塑性破壞，煤柱處于卸壓狀態(tài)。

圖1 不同寬度窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布

圖2 不同寬度窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值曲線

當(dāng)煤柱寬度為4 m時，沿空側(cè)煤柱內(nèi)最大垂直應(yīng)力為7.9 MPa，側(cè)向?qū)嶓w煤內(nèi)最大垂直應(yīng)力為16.8 MPa，實體煤側(cè)應(yīng)力集中范圍和集中程度要大于沿空側(cè)，實體側(cè)煤體內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)為2.24，沿空側(cè)煤柱內(nèi)應(yīng)力略大于原巖應(yīng)力，能承受一定的載荷，應(yīng)力集中區(qū)域大約在距采空側(cè)煤壁2.5 m～3.5 m。

當(dāng)煤柱寬度為5 m時，沿空側(cè)煤柱內(nèi)最大垂直應(yīng)力為9.8 MPa，側(cè)向?qū)嶓w煤內(nèi)最大垂直應(yīng)力為17.2 MPa，實體煤側(cè)應(yīng)力集中范圍和集中程度仍然大于沿空側(cè)，實體側(cè)煤體內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)為2.3，應(yīng)力波動幅度逐漸增大，應(yīng)力集中區(qū)域大約在距采空側(cè)煤壁3.5 m～4.5 m。

當(dāng)煤柱寬度為6 m時，沿空側(cè)煤柱內(nèi)應(yīng)力應(yīng)力繼續(xù)增大,為11.7 MPa，煤柱內(nèi)高應(yīng)力區(qū)范圍也在擴大，而實體煤內(nèi)應(yīng)力有所減小，但仍然大于沿空煤柱內(nèi)的應(yīng)力。

隨著煤柱寬度的繼續(xù)增加，沿空側(cè)煤柱應(yīng)力集中程度逐漸增大，實體煤側(cè)應(yīng)力程度逐漸減小，當(dāng)煤柱寬度為8 m時，沿空煤柱側(cè)應(yīng)力超過實體煤內(nèi)應(yīng)力峰值。8 m～10 m范圍內(nèi)煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值變化不大，煤柱內(nèi)高應(yīng)力區(qū)范圍繼續(xù)增大。

由圖1可以看出，煤柱尺寸越大垂直應(yīng)力峰值越大，且垂直應(yīng)力峰值基本都位于窄煤柱中央略微靠近沿空巷道的位置，依據(jù)應(yīng)力曲線的斜率可以將其分為2個區(qū)域：

1) 劇增區(qū)：窄煤柱寬度為3 m～7 m時，窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值增長較快，增長趨勢近似為直線。窄煤柱寬度為3 m時，煤柱垂直應(yīng)力峰值為6.1 MPa，小于原巖應(yīng)力；窄煤柱寬度為4、5、6、7 m時，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值分別為7.9、9.8、11.7、13.6 MPa，皆大于原巖應(yīng)力。

2) 緩增區(qū)：窄煤柱寬度為8 m～10 m時，窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值雖有所增加但增加幅度逐漸變小，逐漸趨于穩(wěn)定。窄煤柱寬度為8、9、10 m時，窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值分別為16.5、16.8、17.2 MPa。

2.2 數(shù)值模擬位移特征

為研究采掘相向沿空巷道在經(jīng)歷相鄰工作面回采采動影響過程中，不同窄煤柱寬對巷道圍巖變形量的影響程度，對采掘相向沿空掘巷掘進迎頭位于相鄰工作面后方18 m測點斷面處不同煤柱尺寸下，煤柱位移量與巷道圍巖的位移量進行記錄分析。

1) 煤柱水平位移分析

沿巷道斷面窄煤柱寬度擴展方向，取煤柱高度一半的中部層位研究窄煤柱內(nèi)水平位移場分布特征，其對應(yīng)的煤柱向采空區(qū)側(cè)和采掘相向巷道側(cè)的水平位移峰值與窄煤柱寬度關(guān)系如圖3所示。

圖3 窄煤柱水平位移峰值分布曲線

由圖3可知，不同窄煤柱尺寸水平位移分布特征如下：

a) 在上區(qū)段工作面采動期間，窄煤柱的采空側(cè)要比沿空巷道側(cè)的位移量大，平均大60 mm左右。

b) 采空側(cè)窄煤柱的水平位移規(guī)律：當(dāng)窄煤柱寬度在3 m～5 m時，采空側(cè)窄煤柱的水平位移逐漸增加，且幅度較大；窄煤柱寬度為5 m～9 m時，窄煤柱向采空區(qū)側(cè)的水平位移呈緩慢減小趨勢；窄煤柱寬度為9 m～10 m時，窄煤柱向采空區(qū)側(cè)的水平位移仍有減小但基本趨于穩(wěn)定；其中,窄煤柱寬度為5 m時，煤柱向采空區(qū)側(cè)的水平位移達到最大值，為192.7 mm。

c) 窄煤柱向采掘相向巷道側(cè)水平位移規(guī)律：從整體看，與窄煤柱向采空側(cè)的趨勢大致相同，但位移量平均低80 mm～90 mm，窄煤柱尺寸為5 m時達到最大值，為124 mm。

2) 巷道圍巖變形量分析

不同寬度窄煤柱條件下巷道圍巖變形量詳見表2，窄煤柱寬度與巷道圍巖變形量關(guān)系見圖4。

表2 不同窄煤柱寬度條件下巷道圍巖變形量

圖4 窄煤柱寬度與巷道圍巖變形量的關(guān)系

由圖4和表2可以看出，巷道圍巖變形中除底鼓量受窄煤柱尺寸影響不大外，其他圍巖受煤柱尺寸的影響較大。窄煤柱尺寸對采掘相向沿空巷道圍巖變形量的研究分析結(jié)果如下：

1) 頂板下沉量

從總體來看，不同寬度窄煤柱條件下，沿空巷道頂板下沉量緩慢降低，下降幅度逐漸減小后下沉量基本趨于穩(wěn)定，窄煤柱寬度為3 m時頂板下沉量最大，為205.2 mm。

2) 巷道底鼓量

從圖4中曲線可以看出，巷道底鼓量在較小值小幅度波動，說明窄煤柱寬度與巷道底鼓量相關(guān)性較小。波動區(qū)間為41.80 mm～47.57 mm。其中，窄煤柱寬度為3 m時，底鼓量達到最大值，為47.57 mm。

3) 巷道沿空幫變形量

巷道沿空幫上側(cè)變形量在窄煤柱寬度為3 m～5 m時呈增長趨勢，6 m～9 m后變形量逐漸減小，9 m～10 m變形量基本趨于穩(wěn)定，且與3 m時變形量基本相同。巷道沿空幫下側(cè)變形量在窄煤柱寬度為3 m～6 m時巷道變形量呈增長趨勢，6 m～9 m時變形量逐漸下降，9 m～10 m時巷道沿空幫變形量基本趨于穩(wěn)定，且與4 m時位移量基本相同。總體上看，煤柱寬度為3 m～8 m時巷道沿空幫上側(cè)位移量要比巷道沿空幫下側(cè)變形量要大，說明巷道沿空幫上側(cè)受到應(yīng)力集中程度較大，變形嚴重，8 m～10 m上、下側(cè)的位移量相差不大。隨著煤柱寬度的增加，上、下側(cè)的變形量逐漸縮小。

4) 巷道實體煤幫變形量

巷道實體煤幫位移量在窄煤柱寬度為3 m～5 m時基本保持不變，5 m～10 m時呈緩慢下降趨勢?？傮w來看，巷道實體煤幫變形量較煤柱側(cè)變形量要小，但巷幫移近量的趨勢基本相同，總體上比巷道窄煤柱幫的變形量小50 mm～60 mm。在巷道實體煤幫下側(cè)變形量較上側(cè)大，說明巷道實體煤幫下側(cè)受到應(yīng)力集中程度較大，變形量大。

3 煤柱尺寸的確定

綜上所述，隨著窄煤柱尺寸的增大，沿空巷道兩幫的位移先增大后緩慢減小，煤柱寬度為5 m～6 m時兩幫位移達到最大值，沿空幫4 m煤柱時的位移與10 m位移基本相同，實體煤幫巷道位移在煤柱5 m之后逐漸減?。粡拇怪睉?yīng)力看4 m煤柱內(nèi)存在部分區(qū)域超過原巖應(yīng)力能承擔(dān)部分載荷，巷道圍巖的位移雖然比3 m時大，但3 m煤柱完全塑性破碎，起不到一定的隔離作用，4 m窄煤柱時巷道圍巖變形量也在可控范圍內(nèi)同時能夠起到隔離作用；經(jīng)理論計算，側(cè)向煤體屈服區(qū)為3.3 m，沿空巷道開挖后側(cè)向應(yīng)力峰值距煤壁邊緣11.1 m，煤柱和沿空巷道均處于低應(yīng)力環(huán)境；最終確定3上411工作面運輸順槽與3上408工作面采掘相向沿空掘巷留設(shè)的護巷窄煤柱尺寸為3.8 m。

4 結(jié)論

本文利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立3、4、5、6、7、8、9、10 m 8個不同寬度的窄煤柱模型進行計算，分別分析研究沿空巷道和窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力和剪應(yīng)力以及沿空巷道的圍巖變形量。得出：

1) 由于采空區(qū)覆巖活動的影響，沿空巷道兩側(cè)出現(xiàn)了應(yīng)力集中現(xiàn)象，而煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值更靠近于巷道，巷道頂?shù)装宥汲霈F(xiàn)了圓弧狀卸壓區(qū)域。窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值隨著煤柱尺寸的增加而不斷增大，煤柱從4 m開始支承壓力峰值高于原巖應(yīng)力，4 m～8 m支承壓力逐漸升高，8 m之后煤柱內(nèi)應(yīng)力大于實體煤內(nèi)應(yīng)力峰值。

2) 巷道圍巖上的剪應(yīng)力等值曲線從總體上大致以巷道中心為對稱點呈中心對稱分布，并且隨著煤柱尺寸越來越大，這種呈中心對稱的現(xiàn)象會更加明顯。沿空巷道在窄煤柱側(cè)的頂部和實體煤側(cè)的底部剪應(yīng)力區(qū)域比較集中，煤柱尺寸越大，剪應(yīng)力影響的范圍也會逐漸增大。沿空巷道開挖后，巷道的變形破壞最有可能在巷道窄煤柱頂板位置開始發(fā)生破壞。

3) 窄煤柱向采空側(cè)位移先增大后逐漸減小且在窄煤柱寬度為5 m時，煤柱向采空區(qū)側(cè)的水平位移達到最大值，為192.7 mm。從整體看，與窄煤柱向采空側(cè)的趨勢大致相同，但位移量平均低80 mm～90 mm。

4) 巷道頂板下沉量，從總體來看，不同寬度窄煤柱條件下，沿空巷道頂板下沉量緩慢降低，窄煤柱寬度為3 m時頂板下沉量最大，為205.2 mm。巷道底鼓量較小且變化不大，變化范圍為41.80 mm～47.57 mm。底鼓量最大值發(fā)生在窄煤柱寬度為3 m時，最大值為47.57 mm。

5) 巷道沿空幫位移先增大后減小，且在煤柱寬度為5 m～6 m時達到最大值。煤柱寬度為3 m～8 m時巷道沿空幫上、下側(cè)位移量相差很大，8 m～10 m后巷道沿空幫上、下側(cè)的位移量差距縮小。巷道實體煤幫的變形量較煤柱側(cè)的變形量要小，但巷幫移近量的趨勢基本相同，總體上比巷道窄煤柱幫的變形量小50 mm～60 mm。在巷道實體煤幫下側(cè)變形量較上側(cè)大，說明巷道實體煤幫下側(cè)受到應(yīng)力集中程度較大，變形量大。

6) 通過模擬監(jiān)測數(shù)據(jù)分析，確定出最終合理煤柱的尺寸為3.8 m。