王世林
(山西蘭花科技創(chuàng)業(yè)有限公司 伯方煤礦分公司, 山西 高平 048400)
山西蘭花科創(chuàng)集團(tuán)伯方煤礦3205綜放工作面位于3#煤層二盤區(qū),工作面南部為3203工作面采空區(qū),北部為3207工作面采空區(qū),東側(cè)為二盤區(qū)大巷,西側(cè)為三盤區(qū)實(shí)體煤。根據(jù)工作面的賦存特征可知,3205工作面屬于孤島工作面,主采3#煤層,煤層均厚為4.71 m,平均傾角為6°,煤層頂板為中粒砂巖和砂質(zhì)泥巖,底板為砂質(zhì)泥巖和泥巖,工作面采用綜放采煤工藝,采高為2.6 m. 為保障孤島綜放工作面圍巖的穩(wěn)定,對(duì)孤島綜放工作面進(jìn)行合理區(qū)段煤柱的分析,并對(duì)工作面回采期間礦壓特征進(jìn)行分析。
采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)3205孤島綜放工作面區(qū)段煤柱的合理寬度進(jìn)行模擬分析,根據(jù)3205工作面的賦存特征,建立模型長(zhǎng)750 m×寬400 m×高180 m,固定模型側(cè)邊的水平位移,底板垂直位移。模擬方案設(shè)置4種不同的區(qū)段煤柱寬度[1-3],分別為4 m、6 m、8 m、10 m,分析不同區(qū)段煤柱寬度下圍巖的應(yīng)力及位移情況。
在不同區(qū)段煤柱寬度下,模擬方案的順序?yàn)椋撼跏嫉貞?yīng)力平衡→工作面回采巷道的開挖平衡→3203工作面回采→3207工作面回采→不同區(qū)段煤柱下本工作面的回采作業(yè),并在模型從采空區(qū)向工作面實(shí)體煤側(cè)布置測(cè)線,測(cè)線的長(zhǎng)度設(shè)置為100 m,模擬得出不同煤柱寬度下圍巖垂直應(yīng)力分布云圖,見圖1.
通過數(shù)值模擬結(jié)果及圖1可知,隨著煤柱寬度的增大,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值也不斷增大,在區(qū)段煤柱寬度為4 m時(shí),煤柱內(nèi)的峰值強(qiáng)度為6.7 MPa,垂直應(yīng)力峰值出現(xiàn)在距離采空區(qū)1.6 m的位置;當(dāng)煤柱寬度增大為6 m時(shí),煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力峰值增大為10 MPa,峰值增幅明顯,煤柱邊緣出現(xiàn)一定范圍的塑性區(qū),但煤柱整體并未破壞,在煤柱內(nèi)存在著彈性核區(qū),此時(shí)煤柱內(nèi)整體的應(yīng)力水平較低;當(dāng)煤柱從6 m增大為10 m時(shí),煤柱內(nèi)部的垂直應(yīng)力峰值也逐漸增大,由10 MPa增大為15.3 MPa;在煤柱寬度為8 m和10 m時(shí),煤柱內(nèi)部同樣存在著彈性核區(qū),但煤柱內(nèi)部的應(yīng)力水平較高,使煤柱易產(chǎn)生變形破壞,不利于煤柱的維護(hù)。
為充分分析不同煤柱寬度下圍巖的變形特征,在原設(shè)置煤柱寬度的基礎(chǔ)上,增設(shè)煤柱寬度為3 m、12 m時(shí)的模擬。根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果得出在不同煤柱寬度下,孤島綜放工作面回采巷道煤柱內(nèi)水平位移分布曲線及巷道表面位移,見圖2.
圖1 不同煤柱寬度下圍巖垂直應(yīng)力分布云圖
圖2 不同煤柱寬度下煤柱水平位移及巷道表面位移曲線圖
由圖2a)可知:1) 煤柱寬度的增大導(dǎo)致煤柱向沿空掘巷內(nèi)的位移明顯減小,但3 m煤柱時(shí),可能已發(fā)生變形破壞,不能保持煤柱自身的穩(wěn)定。2) 當(dāng)煤柱寬度處于3~8 m時(shí),煤柱向采空區(qū)側(cè)的位移與煤柱寬度呈正比例遞增關(guān)系;當(dāng)煤柱寬度超過8 m后,煤柱向采空區(qū)側(cè)的位移與煤柱寬度呈反比例關(guān)系,主要是由于煤柱太寬導(dǎo)致其位于側(cè)向支撐壓力峰值影響區(qū)域內(nèi)。3) 煤柱寬度為 3 m 或 4 m 時(shí),煤柱中部位移變化明顯,且呈非穩(wěn)定狀態(tài);當(dāng)煤柱寬度為 6 m 時(shí),其中部位移較小且基本保持穩(wěn)定狀態(tài);當(dāng)煤柱寬度超過6 m后,煤柱中部雖出現(xiàn)大部分穩(wěn)定狀態(tài),但煤柱向巷道內(nèi)的位移量卻遠(yuǎn)大于 6 m 煤柱時(shí)的位移量。
通過分析圖2b)巷道頂?shù)装寮皟蓭臀灰屏考拔灰品植伎芍S著煤柱寬度的變化,巷道圍巖變形量呈現(xiàn)先減小,然后逐漸趨于相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài),在煤柱寬度達(dá)到6 m時(shí),巷道圍巖位移基本達(dá)到穩(wěn)定,巷道表面位移隨著煤柱寬度增大的影響逐漸減小。
基于上述分析,在保障3205孤島綜放工作面圍巖穩(wěn)定的基礎(chǔ)上,為充分提高煤炭的采出率,根據(jù)不同煤柱寬度下圍巖垂直應(yīng)力及圍巖位移量的變形曲線,確定3205孤島工作面區(qū)段煤柱的寬度為6 m.
為有效分析3205孤島綜放工作面回采期間,工作面的礦壓特征,在3205工作面上部、中部和下部布置3個(gè)測(cè)區(qū),其中上部測(cè)區(qū)為Ⅰ測(cè)區(qū),監(jiān)測(cè)3臺(tái)液壓支架的工作阻力,分別為14#、28#和42#液壓支架;中部測(cè)區(qū)為Ⅱ測(cè)區(qū),監(jiān)測(cè)4臺(tái)支架的工作阻力,分別為56#、70#、84#和98#;下部測(cè)區(qū)為Ⅲ測(cè)區(qū),監(jiān)測(cè)3臺(tái)支架的工作阻力,分別為112#、126#和140#,礦壓監(jiān)測(cè)站布置方式見圖3.
圖3 3205工作面礦壓監(jiān)測(cè)站布置方式示意圖
在進(jìn)行工作面回采期間頂板來壓判據(jù)的分析時(shí),其主要參數(shù)為基本頂?shù)某醮蝸韷篖0和基本頂?shù)闹芷趤韷篖E. 當(dāng)采用液壓支架的工作阻力判定基本頂?shù)膩韷呵闆r時(shí),可通過繪制并觀測(cè)工作面回采期間液壓支架的工作阻力曲線,以支架的時(shí)間加權(quán)阻力pt加上均方差δp作為判斷工作面基本頂?shù)膩韷翰骄郲4]:
p′t=pt+δp
(1)
基于上述分析,結(jié)合工作面采用的ZF-4400/17/28型液壓支架的各項(xiàng)參數(shù),確定工作面基本頂?shù)膩韷号袚?jù)為30 MPa.
分析工作面回采期間礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果,得出不同測(cè)區(qū)支架的工作阻力曲線基本相同,現(xiàn)分別從每個(gè)測(cè)區(qū)中取一架支架進(jìn)行具體分析,分別取28#、84#和126#支架,分別代表工作面上部、中部和下部區(qū)域的礦壓特征,各支架的工作阻力曲線分別見圖4.
分析圖4可知,在礦壓監(jiān)測(cè)的30 d的范圍內(nèi),工作面上部區(qū)域出現(xiàn)了4次來壓現(xiàn)象,分別為1次初次來壓和3次周期來壓,初次來壓的步距為20.2 m,周期來壓的步距為8.8~11.2 m,支架在非來壓期間和來壓期間的平均支護(hù)阻力分別為14.3 MPa和28.9 MPa,支架的時(shí)間加權(quán)阻力動(dòng)載系數(shù)的平均值為1.73;工作面中部84#支架,在監(jiān)測(cè)期間同樣出現(xiàn)了3次周期來壓和1次初次來壓現(xiàn)象,初次來壓為24.2 m,周期來壓步距為9.6~11.2 m,支架在非來壓期間和來壓期間的平均支護(hù)阻力分別為16.35 MPa和26.09 MPa,平均動(dòng)載系數(shù)為1.64;工作面下部126#支架初次來壓步距為20.8 m,周期來壓步距為8.8~10.4 m,同樣出現(xiàn)了3次周期來壓現(xiàn)象,支架在非來壓期間和來壓期間的平均支護(hù)阻力分別為14.05 MPa和24.63 MPa,支架的平均動(dòng)載系數(shù)為1.75.
圖4 工作面不同區(qū)域液壓支架的工作阻力曲線圖
基于上述分析可知,在3205孤島綜放工作面回采期間,工作面兩端頭的初次來壓步距約為20.5 m,工作面中部區(qū)域的來壓步距約為23.8 m,工作面上部和下部區(qū)域在來壓期間支架的最大工作阻力為36.8 MPa,工作面中部區(qū)域在來壓期間最大的工作阻力為30.3 MPa. 可見,工作面上部和下部在頂板出現(xiàn)來壓現(xiàn)象時(shí),其來壓強(qiáng)度比中部區(qū)域的來壓強(qiáng)度較大,故在工作面回采過程中,應(yīng)加強(qiáng)工作面兩端頭的頂板管理。
根據(jù)3205孤島綜放工作面的具體特征,通過數(shù)值模擬的方式分析了3205區(qū)段煤柱在不同寬度時(shí),圍巖垂直應(yīng)力和圍巖位移量的變化規(guī)律,確定了區(qū)段煤柱寬度為6 m,并在工作面回采期間進(jìn)行礦壓監(jiān)測(cè)分析,得出工作面兩端頭的初次來壓步距平均為20.5 m,中部初次來壓步距約為23.8 m,工作面基本頂?shù)闹芷趤韷翰骄嘣?.8~11.2 m,工作面回采時(shí),應(yīng)加強(qiáng)兩端頭頂板的支護(hù)和管理作業(yè)。