張經(jīng)緯
(汾西礦業(yè)集團(tuán)公司水峪煤業(yè),山西 孝義 032300)
4203采面在4煤層~2煤層,井下標(biāo)高為+790 m~+874 m,在4202采面以東,其中,4202工作面已回采完畢形成冒落采空區(qū)。依據(jù)勘查相關(guān)地質(zhì)參數(shù)整理獲得,4202工作面煤層活動趨于穩(wěn)定,埋藏煤炭厚度較大,在7.2 m~8.1 m,均厚7.82 m,且煤層賦存不均,傾角范圍0°~4°,1層~5層存在矸石,厚度1.15 m左右。
根據(jù)4203工作面上、下順槽勘查及探煤厚資料得知,工作面煤層運(yùn)動變化較小,煤厚7.20 m~8.46 m,均厚7.83 m。煤層近水平,傾角在2°~4°,平均在3°左右。在1層~5層出現(xiàn)矸石區(qū)段,厚度0.20 m~2.10 m,均厚1.15 m,煤層結(jié)構(gòu)為:0.80(0.20)0.50(0.30)0.80(0.70)1.90(0.30)5.60,通過42盤區(qū)3條大巷及工作面兩順槽巷道的實(shí)際揭露,工作面地質(zhì)構(gòu)造簡單,未發(fā)現(xiàn)大的構(gòu)造存在,預(yù)估在采面回撤中無大的地質(zhì)斷裂帶發(fā)育。煤層的頂板巖體參數(shù)以灰色長石石英中粒砂巖為主,次為玄色、灰色粉砂巖與中砂巖混合;底板下部是雜玄色炭質(zhì)泥巖為主、少許灰白色泥質(zhì)粉巖。
41盤區(qū)的水文地質(zhì)條件簡單,臨近采場回采工作完成,采空區(qū)內(nèi)巖層變形活動逐漸減弱,有利于礦壓回避對支護(hù)的影響,煤層的完整性較好,有利于煤柱體的穩(wěn)定,開挖斷面較寬不規(guī)則斷面結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性較小,圍巖體變形較晚。
為了比較差別范圍內(nèi)的區(qū)段煤柱體與沿空掘巷圍巖斷裂的聯(lián)系,結(jié)合綜采結(jié)構(gòu)下區(qū)段煤柱兩側(cè)應(yīng)力的探究[1-2],以及得出的預(yù)留煤柱體合理范圍寬度的推算數(shù)值,以4203綜放面掘巷為建模背景,分別選取預(yù)留煤柱體寬度范圍為5、10、15、20 m 4組數(shù)值模擬計算,研究沿空掘巷預(yù)留區(qū)段煤柱范圍和掘巷后的頂?shù)装?、兩幫壁?yīng)力值分布特征[3-5],通過比較實(shí)驗(yàn)計算得出的綜放下特厚煤層沿空掘巷巷道圍巖收斂情況,得到研究參數(shù)結(jié)果。
1) 模型尺寸的確定
4203輸送巷采用圓角矩形斷面設(shè)計,工作面煤層埋深500 m,輸送巷寬度為5.8 m,高度為3.5 m,采用錨桿加錨索支護(hù)形式預(yù)留小區(qū)段煤柱進(jìn)行沿空掘巷。依據(jù)圣維南原理,開挖引起的圍巖影響范圍大概為巷道斷面的5倍左右,區(qū)段煤柱位于上區(qū)段工作面采空區(qū)邊緣位置,根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際工況和模擬計算的要求,建立120 m×100 m×60 m(寬度×長度×高度)的三維模型。
2) 模型邊界條件及圍巖力學(xué)參數(shù)
模型底部沿垂直方向固定邊界,其他各面均沿水平方向固定,水平、垂直和豎向位移均為零,即,幾何模型上部邊界載荷按500 m埋深均勻推算等效巖體自重壓力,巖石體平均容重25 kN/m3,并將自重應(yīng)力沿重力方向轉(zhuǎn)化為均布壓力以單元面壓力加載與模型頂部。
沿采空區(qū)方向預(yù)留5 m區(qū)段煤柱,每次向下一個工作區(qū)間擴(kuò)展5 m,對區(qū)段煤柱內(nèi)部的圍巖應(yīng)力變化情況進(jìn)行分析研究;比較采空區(qū)側(cè)預(yù)留煤柱邊緣應(yīng)力數(shù)值分析,對不同范圍的煤柱體,即,5、10、15、20 m 4種情況下的區(qū)段煤柱體兩側(cè)塑性區(qū)變化進(jìn)行研究;沿采空區(qū)掘進(jìn)巷道,利用錨網(wǎng)索對巷道進(jìn)行支護(hù)加固,分析區(qū)段煤柱和巷道的位移及圍巖應(yīng)力變化,就以上數(shù)值模擬分析結(jié)果進(jìn)行綜合對比,保證區(qū)段煤柱核心承載力,成功實(shí)施特厚煤層下的沿空掘巷,維護(hù)巷道圍巖的穩(wěn)定。
沿采空區(qū)一側(cè)距離下一個工作面運(yùn)輸巷道5 m位置處進(jìn)行第一次計算機(jī)數(shù)值模擬,通過增加采空區(qū)到未掘進(jìn)運(yùn)輸巷的距離來進(jìn)行多次試驗(yàn),每次擴(kuò)展增加5 m得到區(qū)段煤柱邊緣不同寬度下同一截面,區(qū)段煤柱內(nèi)位移如圖1所示。
取采空區(qū)中部位置到未開挖巷道需掘進(jìn)的頂板位置,將每個區(qū)段距離進(jìn)行10等分,對采空區(qū)一側(cè)邊緣圍巖體的位移變化進(jìn)行分析。
圖1 不同采空區(qū)距未掘進(jìn)巷道距離區(qū)段煤柱內(nèi)位移變化曲線
由以上變化曲線圖可以看出:
1) 5 m時水平和垂直位移變化較均勻,距采空區(qū)3 m處時變化在4 mm左右,垂直位移和水平位移在3.5 m處重合;
2) 10 m和15 m處垂直位移不斷增大,距離采空區(qū)邊緣位置4.5 m~5.0 m內(nèi)增加速率不斷減小,由于采空區(qū)垮落巖體的垂直變形,導(dǎo)致采空區(qū)碎漲巖塊不斷壓實(shí),采空區(qū)內(nèi)的位移變化量在不斷減小,頂板和未垮落煤段由于懸臂梁作用的斷裂產(chǎn)生回轉(zhuǎn)下沉,但由于采空區(qū)變形的不斷穩(wěn)定,對頂板的下沉有向上的支撐力,在10 m時的5 m位置和15 m的4.5 m位置以后垂直位移變化逐漸趨于穩(wěn)定;
3) 20 m的水平和垂直位移變化范圍較大,在19 mm左右,最大值和最小值也是其他3個區(qū)段的2倍左右,說明煤柱體寬度范圍過長會造成應(yīng)力數(shù)值的疊加和聚集,區(qū)段煤柱里面出現(xiàn)裂隙,應(yīng)力分布不均勻,產(chǎn)生拱形疊加效應(yīng);
4) 在5、10、15 m三個區(qū)段的x方向位移變化相對均勻,20 m處的變化在14 mm,產(chǎn)生波浪段的不均勻增加和減小,端頭5 m左右范圍內(nèi)變化在1 mm~4 mm,水平位移影響在一段距離內(nèi)變化起伏不大,說明區(qū)段煤柱主要是受到上覆巖體垮落產(chǎn)生的回轉(zhuǎn)下沉,在垂直方向上的圍巖位移變化,水平作用下由于采空區(qū)冒落巖體堆積壓實(shí),產(chǎn)生的側(cè)向擠壓作用,相對于垂直方向?qū)е碌南鲁疗茐膶^(qū)段煤柱圍巖作用較小。接下來應(yīng)該著重對采空區(qū)邊緣區(qū)段煤柱內(nèi)部垂直應(yīng)力進(jìn)行更深入的研究。
取煤柱中部到預(yù)掘進(jìn)巷道直接頂板位置區(qū)段,對此距離內(nèi)的垂直應(yīng)力分布進(jìn)行研究,繪制出冒落區(qū)邊沿位置距預(yù)掘進(jìn)巷道處不同范圍的垂直壓應(yīng)力分布變化圖,如圖2所示。
圖2 采空區(qū)距未掘進(jìn)巷道區(qū)段煤柱垂直應(yīng)力變化曲線
對比上面的圖2可知:
1) 20 m處和其他三個區(qū)段對比,垂直應(yīng)力突然增大,應(yīng)力值從3 MPa增加到12 MPa,5 m時端頭3 m處應(yīng)力值和10 m及15 m處變化接近,10 m處垂直應(yīng)力值變化范圍為0.5 MPa,比15 m處應(yīng)力值變化范圍1.9 MPa要小,但是2 m處5 m處的垂直應(yīng)力突然增大為2倍左右,說明對于不同區(qū)段煤柱應(yīng)力存在增高區(qū)和降低區(qū),長度可以有效地卸載壓力,10 m是4種方案內(nèi)應(yīng)力值變化最小的。
2) 從圖2可以看出,5 m和20 m處的圍巖垂直應(yīng)力范圍較大,10 m和15 m變化范圍較小,當(dāng)沿采空區(qū)向掘進(jìn)區(qū)巷不斷逼近時,應(yīng)力值的變化是先增大,然后降低,趨于穩(wěn)定再突然增大,說明區(qū)段煤柱核心承載力是有一定范圍的,超出這個范圍,煤柱便會破壞,承載力將會大大降低,圍巖周邊應(yīng)力會重新分布變化。
3) 通過圖2對比可以看出,圍巖的豎向應(yīng)力在10 m~15 m時變化相對均勻,變化范圍是2.5 MPa~3.5 MPa,平均豎向應(yīng)力在3 MPa左右,5 m時距離采空區(qū)邊緣2 m內(nèi)垂直應(yīng)力值穩(wěn)定在3 MPa,在20 m處垂直應(yīng)力變化增大到2倍以上,可能由于采空區(qū)側(cè)頂板回轉(zhuǎn)下沉,其應(yīng)力在區(qū)段煤柱內(nèi)部轉(zhuǎn)移集中,符合沿空掘巷圍巖活動變化特點(diǎn)。
上區(qū)段開采完畢,采空區(qū)冒落穩(wěn)定后,由于下區(qū)段巷道的挖掘又會導(dǎo)致圍巖應(yīng)力的重置,對于區(qū)段煤柱的應(yīng)力分布造成影響,導(dǎo)致煤柱兩側(cè)塑性區(qū)產(chǎn)生變化。
取采空區(qū)邊緣中部位置到掘進(jìn)巷道頂板位置,沿輸送巷道掘進(jìn)方向預(yù)留煤柱內(nèi)部10 m范圍內(nèi),對此區(qū)段影響內(nèi)的煤柱體圍巖位移量進(jìn)行比較,繪制區(qū)段煤柱不同寬度下圍巖位移變化值表,如表1所示。
表1 區(qū)段煤柱不同寬度下圍巖位移
由表1可知,區(qū)段煤柱體范圍從5 m增至10 m,圍巖主要位移區(qū)間減小,位移最大值減小13 mm,最小值基本保持不變,在20 mm左右;從10 m增加到15 m時,圍巖主要位移區(qū)間增大,但是無論是主要位移區(qū)間變化,還是最大值和最小值都保持在3 mm范圍內(nèi);從15 m增加到20 m時,位移突然減小,兩幫和頂板下沉量急劇減小,內(nèi)部破碎兩側(cè)寬度冗長。說明在5 m~15 m寬度內(nèi)區(qū)段煤柱進(jìn)入塑性區(qū),但未發(fā)生破壞,核心承載區(qū)穩(wěn)定性得到控制,在10 m處的范圍變化和位移值是最小的,應(yīng)該是合理的區(qū)段煤柱寬度,20 m處由于區(qū)段煤柱寬度過長,可能導(dǎo)致一部分煤柱破壞,變形加劇,區(qū)段煤柱的承載性大大降低。
對于沿空掘巷成功與否關(guān)鍵在于區(qū)段煤柱核心承載區(qū)的穩(wěn)定性,開挖巷道后采用怎樣的支護(hù)形式和支護(hù)參數(shù)才能更好地控制巷道周邊圍巖的變形,不同的地質(zhì)參數(shù)具體到實(shí)際工程,巷道的收斂和應(yīng)力變化也是衡量沿空掘巷成功與否的標(biāo)準(zhǔn)。針對差別范圍內(nèi)開挖階段巷道頂板的下沉量和應(yīng)力分析,如圖3所示。
圖3 區(qū)段煤柱不同寬度下巷道頂板下沉量變化曲線
對比變化曲線分析:
1) 20 m寬度的煤柱頂板下沉量遠(yuǎn)大于其他寬度處,最大變形量達(dá)到1 325 mm,幾乎是其他煤柱寬度最大值的2倍,此時,根據(jù)變形特點(diǎn)可以推斷出,由于區(qū)段煤柱寬度過長導(dǎo)致頂板以上巖梁臂發(fā)生斷裂,回轉(zhuǎn)產(chǎn)生的彎矩?zé)o法得到卸載,未垮落煤層由于壓力的集中導(dǎo)致破斷,向下個工作面滑動下沉,增加了下個工作面掘進(jìn)巷道頂板的下沉。
2) 從以上變化曲線可以看出,巷道兩端部位的相對變形量大于中間部分,圍巖變形導(dǎo)致的應(yīng)力重新分布,對于區(qū)段煤柱核心承載區(qū)的影響,在寬度為5 m~10 m,頂板變形量在400 mm~600 mm,在10 m處為最小變形量,為347 mm,相比較而言,10 m和15 m寬度下,由于區(qū)段煤柱核心區(qū)較好地承載了兩側(cè)斷裂擠壓變形帶來的變化,煤巖體進(jìn)入塑性區(qū)但是未發(fā)生破壞,巷道邊緣支撐壓力處于降低區(qū),較好地達(dá)到了泄壓的目的,也極大地節(jié)約了煤炭資源。
根據(jù)4203工作面地質(zhì)參數(shù),對特厚煤層下綜采沿空掘巷預(yù)留煤柱進(jìn)行數(shù)學(xué)建模,并運(yùn)用MIDAS/GTS軟件對不同寬度的煤柱的圍巖變形和應(yīng)力變化采取數(shù)值模擬,得出合理的區(qū)段煤柱寬度,對區(qū)段煤柱一側(cè)的邊緣應(yīng)力進(jìn)行了模擬分析,得出區(qū)段煤柱一側(cè)壓力變化范圍和不同寬度導(dǎo)致應(yīng)力分布情況。
1) 通過模擬分析對比結(jié)果,得出區(qū)段煤柱一側(cè)邊緣應(yīng)力存在升高和降低區(qū),5 m時側(cè)向壓力在逐步升高,導(dǎo)致圍巖變形和應(yīng)力重疊,10 m時壓力變化和位移均降低,變化區(qū)間也是最小,15 m時壓力增加,位移變化減小,20 m處應(yīng)力與位移變化又突然加劇。10 m處圍巖位移的最大值與最小值以及豎向應(yīng)力是4種方案中變形最為穩(wěn)定的,10 m處的豎向應(yīng)力變化范圍接近15 m處。
2) 對比了區(qū)段煤柱兩側(cè)開挖導(dǎo)致的塑性區(qū)變化,區(qū)段煤柱圍巖的位移變化和圍巖的豎向應(yīng)力分布,得出區(qū)段合理煤柱跨度為10 m左右,當(dāng)區(qū)段煤柱變形量至2倍以上時,區(qū)段煤柱核心承載區(qū)的完整度將大大減小,煤柱的極值大小逐漸增大。
3) 距離頂板5 m~15 m范圍內(nèi),合理的煤柱寬度對巷道的頂板下沉和應(yīng)力分布有影響,合理的區(qū)段煤柱寬度能夠有效地避免上覆巖層的破壞變形導(dǎo)致的滑落失穩(wěn),頂板壓力和圍巖變形速率是先增加后降低,10 m的煤柱寬度可以較好地控制巷道的穩(wěn)定性。