張愛軍,李 興,田計(jì)宏,吳培林,閆小軍,申李華
(潞安化工集團(tuán) 王莊煤礦,山西 長(zhǎng)治 046031)
厚煤層綜放開采區(qū)段煤柱留設(shè)寬度一直是研究的重點(diǎn)問(wèn)題,目前國(guó)內(nèi)煤礦多數(shù)使用寬煤柱護(hù)巷,在留設(shè)寬煤柱掘進(jìn)巷道后,煤柱中部彈性核區(qū)域的存在使得煤柱強(qiáng)度較高、承載能力較強(qiáng),保證了巷道的穩(wěn)定性,但在留設(shè)寬煤柱時(shí),遺留煤炭資源較多,煤炭采出率較低。合理的煤柱寬度不僅可以保障巷道安全性,同時(shí)也可以減少煤炭資源浪費(fèi),提高煤炭采出率,從而為厚煤層綜放開采安全高效高回收煤炭資源提供保障。
謝廣祥等[1]在現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)工作面支承應(yīng)力的基礎(chǔ)上,使用FLAC3D數(shù)值軟件對(duì)工作面回采期間煤柱在留設(shè)不同寬度時(shí)進(jìn)行模擬,計(jì)算出區(qū)段煤柱內(nèi)峰值支承應(yīng)力的位置。吳紹倩等[2]對(duì)沿空巷道窄煤柱礦壓規(guī)律的研究尤為突出,分析了沿空巷道窄煤柱在巷道頂板下沉過(guò)程中的應(yīng)力場(chǎng)分布和破壞規(guī)律。鄭西貴等[3]以淮南謝橋礦為工程背景,通過(guò)模擬研究,首次提出沿空掘巷窄煤柱寬度設(shè)計(jì)時(shí)應(yīng)同時(shí)考慮掘巷影響和工作面超前支承壓力影響。在工作面留設(shè)煤柱寬度不同時(shí),對(duì)沿空掘巷全過(guò)程中的應(yīng)力場(chǎng)分布變化規(guī)律進(jìn)行研究,提出在充分考慮到掘巷擾動(dòng)及工作面超前采動(dòng)等因素的影響下,確定煤柱的合理寬度。柏建彪等[4]提出沿空掘巷窄煤柱寬度在設(shè)計(jì)時(shí)除了考慮特定的工程地質(zhì)條件外,沿空巷道所采用的支護(hù)形式和煤體的硬度是非常重要的參考條件。張村等[5]基于煤柱損傷度提出了一種煤柱臨界損傷度的計(jì)算方法,實(shí)現(xiàn)了量化煤柱損傷程度的目的,并在現(xiàn)場(chǎng)進(jìn)行觀測(cè),發(fā)現(xiàn)煤柱損傷度在掘巷期間增速較大,在后續(xù)工作面采動(dòng)中增速緩慢。徐新斌等[6]對(duì)煤柱所受側(cè)向支承應(yīng)力影響區(qū)域進(jìn)行分類,對(duì)煤柱平均荷載進(jìn)行計(jì)算,指出影響煤柱承載力不止煤柱自上覆巖層的重量,還包括采場(chǎng)頂板破斷后上覆巖層轉(zhuǎn)移到煤柱上的荷載。張廣超等[7]通過(guò)數(shù)值模擬分析不同寬度煤柱的圍巖主應(yīng)力差及變形演化規(guī)律,指出沿空掘巷后應(yīng)力分布呈現(xiàn)非對(duì)稱性,使煤柱側(cè)頂板出現(xiàn)非對(duì)稱的變形和破壞。余學(xué)義等[8]分析了大采高工作面留設(shè)煤柱受掘進(jìn)及采動(dòng)影響時(shí)的破壞規(guī)律,采用數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)相結(jié)合的方法,從實(shí)際工程中分析二次采動(dòng)對(duì)煤柱穩(wěn)定性的影響。趙鵬翔等[9]對(duì)沿空掘巷窄煤柱的尺寸效應(yīng)進(jìn)行研究,對(duì)煤柱的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和煤柱寬度間的相互影響進(jìn)行分析。
本文針對(duì)王莊礦深部厚煤層綜放開采護(hù)巷煤柱穩(wěn)定性及寬度存在的不足,結(jié)合王莊礦深部煤層典型綜放開采工作面的工程地質(zhì)條件,系統(tǒng)研究厚煤層綜放開采區(qū)段煤柱的失穩(wěn)破壞機(jī)理,優(yōu)化分析王莊礦深部厚煤層綜放開采煤柱的合理留設(shè)寬度,并提出相應(yīng)的支護(hù)優(yōu)化技術(shù)。
52M2工作面地面位置位于侯剛線與侯東線下方,無(wú)名公路以西,磚窯以北,井下位于52采區(qū)。該工作面開采煤層隸屬于3號(hào)煤層,集中賦存于二疊系山西組中下部。在該工作面所處煤層范圍內(nèi),煤層厚度穩(wěn)定,煤層下部夾矸最厚的一層為0.2 m,總煤厚為7.2 m。
根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),在52M2工作面風(fēng)巷局部地段受煤層起伏及寬度變化影響,不同區(qū)域圍巖變形破壞特征見圖1。在采用原方案支護(hù)下,風(fēng)巷受煤柱寬度變化影響,掘進(jìn)后變形較大,破壞嚴(yán)重,尤其是煤柱幫首先產(chǎn)生破裂失穩(wěn),煤柱的水平變形量較大。據(jù)工程地質(zhì)調(diào)查和基礎(chǔ)資料顯示,煤柱內(nèi)煤體較為松散、破碎,因此,在掘進(jìn)和采動(dòng)等作用影響下水平位移量較大,如圖1(a)所示。當(dāng)發(fā)生嚴(yán)重變形時(shí),在錨桿結(jié)構(gòu)與煤柱破壞變形之處形成空腔,錨桿變形扭曲嚴(yán)重,與煤體一起鼓出,如圖1(b)所示。
圖1 風(fēng)巷煤柱局部變形破壞示意
目前52M2綜放工作面留設(shè)8 m煤柱,通過(guò)在52M2工作面運(yùn)巷和風(fēng)巷布設(shè)高強(qiáng)錨桿錨索對(duì)煤柱進(jìn)行聯(lián)合支護(hù),但現(xiàn)有支護(hù)方案支護(hù)效果有限,煤柱變形破環(huán)嚴(yán)重,大大降低了風(fēng)巷和運(yùn)巷的安全性,需不斷對(duì)巷道進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),提高支護(hù)成本,影響了52M2工作面回采工作順利進(jìn)行。
為研究3號(hào)煤層煤巖的力學(xué)性質(zhì),從52M2工作面留設(shè)煤柱現(xiàn)場(chǎng)取回煤樣,將煤樣加工成D50 mm×100 mm的標(biāo)準(zhǔn)圓柱體試樣,并在端面軸向預(yù)制15 mm的孔道。用編號(hào)A、B、C、D分別代表未填充試樣、填充10 MPa超細(xì)硫鋁酸鹽水泥基注漿材料試樣、填充15 MPa超細(xì)硫鋁酸鹽水泥基注漿材料試樣、填充20 MPa超細(xì)硫鋁酸鹽水泥基注漿材料試樣,待試樣內(nèi)填充漿液凝固恢復(fù)強(qiáng)度后后開始試驗(yàn),如圖2所示。
圖2 填充水泥后煤巖試樣
圖3為各試樣單軸壓縮全應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系曲線圖。試樣在第一階段壓實(shí)階段變形量較大,說(shuō)明試樣內(nèi)部存在大量微裂紋。峰值前階段的應(yīng)力下降如圖3所示。這條曲線是由于煤巖中微裂紋擴(kuò)展的最終結(jié)果。煤巖表現(xiàn)出明顯的脆性行為,峰后階段應(yīng)力下降較快。
由圖3可知,試樣U-A-1在應(yīng)力達(dá)到峰值9.7 MPa,對(duì)應(yīng)的峰值應(yīng)變?yōu)?.7%時(shí),產(chǎn)生應(yīng)力急劇下降現(xiàn)象,這是由于A組未填充試樣孔洞內(nèi)側(cè)裂紋發(fā)育較快,應(yīng)力應(yīng)變曲線峰后階段特征較為不明顯;試樣U-A-2在應(yīng)力為6.5 MPa時(shí),出現(xiàn)了第一次應(yīng)力下降,下降幅度較小,為0.4 MPa,這是由于孔洞周邊易出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,試樣所承受應(yīng)力達(dá)到極限狀態(tài),孔洞內(nèi)側(cè)發(fā)生變形破壞,出現(xiàn)第一次應(yīng)力下降;試樣U-A-3的峰值應(yīng)力為12 MPa,對(duì)應(yīng)的峰值應(yīng)變?yōu)?.8%.
試樣U-B-1在達(dá)到峰值應(yīng)力9.7 MPa之前,出現(xiàn)應(yīng)力反復(fù)減弱的現(xiàn)象,這可能是由于煤巖自身內(nèi)部所發(fā)育的裂隙被逐漸壓實(shí);試樣U-B-2和試樣U-B-3的峰值應(yīng)力分別為11.1 MPa和9.5 MPa,峰后階段的載荷主要通過(guò)填充物與煤巖、煤巖裂隙之間摩擦力共同承載。
試樣U-C-1和U-C-2在經(jīng)歷峰前彈性變形后,試樣達(dá)到單軸抗壓峰值強(qiáng)度,分別為13.1 MPa和13.8 MPa,此后,試件屈服破壞。由于試驗(yàn)誤差,試樣U-C-3的峰值強(qiáng)度僅有8.26 MPa,峰后應(yīng)力也沒有出現(xiàn)完全跌落,由于在試驗(yàn)過(guò)程中,加載U-C-3試件時(shí),由于操作不當(dāng),導(dǎo)致試驗(yàn)結(jié)果出現(xiàn)錯(cuò)誤,因此該試件的試驗(yàn)結(jié)果不能表示煤巖的力學(xué)特性參數(shù),不予采用。
試樣U-D-1和U-D-3的峰值應(yīng)力分別為17.7 MPa和15.1 MPa,對(duì)應(yīng)的峰值應(yīng)變分別為1.0%和1.1%,峰后階段載荷主要通過(guò)填充物與煤巖、煤巖裂隙之間摩擦力共同來(lái)承載;U-D-2在峰前經(jīng)歷彈性變形后,試樣達(dá)到單軸抗壓峰值強(qiáng)度,發(fā)生屈服破壞,峰值應(yīng)力為17 MPa,應(yīng)變?yōu)?.1%.
圖3 單軸加載下全應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系曲線圖
4組試件在三軸壓縮下的應(yīng)力應(yīng)變曲線如圖4所示。T代表三軸加載試驗(yàn);A、B、C、D分別為未填充試樣、填充10 MPa水泥試樣、填充15 MPa水泥試樣、填充20 MPa水泥試樣;1、2、3、4分別代表圍壓6 MPa、12 MPa、18 MPa、24 MPa。
圖4 三軸加載下全應(yīng)力-應(yīng)變關(guān)系曲線圖
由圖4可知,A組未填充試樣在圍壓分別為6 MPa和12 MPa時(shí),峰值應(yīng)力分別為33.60 MPa和36.36 MPa,峰后應(yīng)力曲線跌落速度較快,表現(xiàn)出明顯的脆性特征,當(dāng)圍壓為18 MPa和24 MPa時(shí),試樣峰值應(yīng)力分別為48.80 MPa和50.82 MPa,試樣屈服特征明顯,峰值強(qiáng)度表現(xiàn)為屈服平臺(tái);B組填充10 MPa水泥試樣在不同圍壓下峰值強(qiáng)度分別為:52.02 MPa、58.01 MPa、60.59 MPa和66.12 MPa;C組填充15 MPa水泥試樣在不同圍壓下峰值強(qiáng)度分別為:40.23 MPa、61.46 MPa、68.47 MPa和83.73 MPa;D組填充20 MPa水泥試樣在不同圍壓下峰值強(qiáng)度分別為:52.56 MPa、66.48 MPa、72.54 MPa和80.52 MPa。隨著圍壓的增大,4組試樣的承載力和塑性變形均表現(xiàn)出增大趨勢(shì)。
填充試樣的應(yīng)力-應(yīng)變曲線與未填充試樣的應(yīng)力-應(yīng)變曲線相似,在圍壓較低的情況下也表現(xiàn)出明顯的應(yīng)力下降現(xiàn)象。當(dāng)填充試樣達(dá)到峰值強(qiáng)度時(shí),雖然煤巖具有宏觀斷裂面,但煤巖碎片與填充材料緊密粘接,填充試樣的承載力是煤巖與填充材料之間的摩擦和煤巖內(nèi)部裂隙摩擦共同作用的結(jié)果,提高了填充試件的強(qiáng)度。
根據(jù)52M2工作面的地質(zhì)條件和實(shí)際工程情況建立如圖5所示的UDEC數(shù)值模型,模型走向長(zhǎng)度及高度分別為300 m、100 m,煤層和頂?shù)装鍘r層共劃分為13層,在煤層兩側(cè)各設(shè)30 m的邊界保護(hù)煤柱以避免邊界效應(yīng)的影響。模型四周控制x和y方向位移,底部約束z方向位移。沿x、y方向施加水平應(yīng)力,側(cè)壓系數(shù)設(shè)定為1.2,沿z方向施加垂直應(yīng)力,等效于上覆圍巖自重所產(chǎn)生的均布載荷。
為研究52M2工作面煤柱留設(shè)的合理寬度,對(duì)4 m、6 m、8 m、10 m、15 m不同寬度的煤柱分別基于Voronoi泰森多邊形塊體建立數(shù)值模型。同時(shí)在煤柱內(nèi)部和幫部布設(shè)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)垂直應(yīng)力和水平位移,研究煤柱的應(yīng)力分布演化規(guī)律和承載能力,分析側(cè)向應(yīng)力對(duì)煤柱穩(wěn)定性的影響。在煤柱兩幫位置布置測(cè)點(diǎn)對(duì)兩幫水平位移量進(jìn)行監(jiān)測(cè),定量分析煤柱變形破壞特征,以監(jiān)測(cè)煤柱的變形破壞特征,然后對(duì)52M2工作面進(jìn)行開挖,如圖5所示。
圖5 52M2工作面回采后煤柱變形破壞結(jié)果示意
待模型運(yùn)算平衡后,提取處理了不同寬度煤柱的變形破壞圖,如圖6所示。
圖6 煤柱變形破壞圖
由圖6可知,隨煤柱寬度增加,煤柱內(nèi)部逐漸穩(wěn)定,內(nèi)部出現(xiàn)未破壞區(qū)域:
1) 當(dāng)煤柱寬度為4 m時(shí),煤柱變形破壞嚴(yán)重,出現(xiàn)泰森多邊形塊體垮落現(xiàn)象,煤柱區(qū)域泰森多邊形塊體出現(xiàn)大量擠壓變形,說(shuō)明煤柱內(nèi)部煤體出現(xiàn)變形破壞。
2) 當(dāng)煤柱寬度為6~8 m時(shí),煤柱兩幫變形較重,泰森多邊形塊體未出現(xiàn)垮落現(xiàn)象,煤柱中部區(qū)域泰森多邊形塊體出現(xiàn)變形較小,說(shuō)明煤柱內(nèi)部開始出現(xiàn)未破壞部分。
3) 當(dāng)煤柱寬度為10 m時(shí),煤柱恰位于峰值側(cè)向支承壓力作用區(qū)域,煤柱變形較為嚴(yán)重,兩幫部位泰森多邊形塊體脫落,巷道圍巖出現(xiàn)片幫現(xiàn)象,煤柱側(cè)圍巖穩(wěn)定性較差,不利于巷道維護(hù)。
4) 當(dāng)煤柱寬度為15 m時(shí),泰森多邊形塊體變形不明顯,煤柱內(nèi)部煤體已具有一定的穩(wěn)定性,煤柱寬度的增大使得煤柱內(nèi)部彈性核區(qū)的范圍增大,承載能力得到提高,但此時(shí)的煤柱寬度大,遺留煤炭資源多。
注漿加固技術(shù)對(duì)控制煤柱變形及維持破碎煤層沿空巷道的穩(wěn)定性效果顯著。煤柱的穩(wěn)定性主要取決于掘巷后煤柱煤體的應(yīng)力變化。采用注漿加固支護(hù)技術(shù)可有效提高煤柱穩(wěn)定性,通過(guò)對(duì)煤柱幫部變形破壞所產(chǎn)生的裂隙注入漿液,將煤柱內(nèi)部裂隙和煤體重新膠結(jié),形成整體,充分發(fā)揮煤柱煤體的自承能力。
在現(xiàn)有錨桿支護(hù)方案下,對(duì)8 m煤柱和6 m煤柱進(jìn)行模擬注漿加固,數(shù)值模擬結(jié)果如圖7所示。煤柱內(nèi)部泰森隨機(jī)多邊形較為穩(wěn)定,只有兩幫煤體部分產(chǎn)生較小變形,煤柱穩(wěn)定性得以提升。
圖7 煤柱變形破壞特征圖
在UDEC數(shù)值模擬中,結(jié)合超細(xì)硫鋁酸鹽水泥力學(xué)參數(shù)對(duì)煤柱煤體力學(xué)參數(shù)進(jìn)行修改。當(dāng)外部載荷大于煤體強(qiáng)度,煤體抵抗變形破壞時(shí),漿液凝固后所膠結(jié)的煤體固結(jié)體發(fā)揮其網(wǎng)絡(luò)骨架作用,使煤體更具韌性,且煤體殘余強(qiáng)度得到提高,抑制了煤體幫部裂隙向內(nèi)部擴(kuò)展,提高了煤柱穩(wěn)定性。
煤體中裂隙經(jīng)過(guò)注漿材料的填充,煤體強(qiáng)度增高,且塑性增強(qiáng)、脆性減弱。
在現(xiàn)有支護(hù)下,8 m和6 m煤柱注漿加固支護(hù)后的垂直應(yīng)力對(duì)比見圖8。
采用注漿加固前,8 m煤柱中的垂直應(yīng)力峰值為41.67 MPa,加固后8 m煤柱的垂直應(yīng)力峰值為58.73 MPa,注漿加固使得煤柱垂直應(yīng)力峰值提高了40.94%;加固前6 m煤柱中的垂直應(yīng)力峰值為32.03 MPa,加固后6 m煤柱中垂直應(yīng)力峰值增加為59.41 MPa;可見注漿加固使得煤柱垂直應(yīng)力峰值提高了85.48%,表明超細(xì)硫鋁酸鹽水泥基注漿材料顯著提高了煤柱所能承受的峰值應(yīng)力。
在超細(xì)硫鋁酸鹽水泥基材料注漿加固下,8 m和6 m煤柱幫的水平位移如圖9所示。
圖8 煤柱垂直應(yīng)力對(duì)比曲線圖
由圖9知,注漿加固后,8 m煤柱左幫的最大水平位移為299 mm,相對(duì)于未注漿時(shí)最大水平位移減少了41.02%;6 m煤柱左幫最大水平位移為312 mm,相對(duì)于未注漿時(shí)最大水平位移減少了38.46%.在注漿加固方案下,6 m煤柱兩幫的位移量相對(duì)于8 m煤柱增加了13 mm,但煤柱仍然處于穩(wěn)定狀態(tài),且6 m煤柱和8 m煤柱的兩幫位移量相差較小,因此在選用超細(xì)硫鋁酸鹽水泥基材料注漿加固方案時(shí),可留設(shè)6 m護(hù)巷煤柱。
圖9 煤柱幫水平位移對(duì)比曲線
當(dāng)前,52M2工作面處于掘進(jìn)結(jié)束但尚未回采階段,為分析在當(dāng)前支護(hù)方案下8 m寬度煤柱的穩(wěn)定性,以王莊礦開采深度相似的7105工作面為基礎(chǔ)開展了煤柱變形破壞現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)試驗(yàn),從而為驗(yàn)證綜放開采煤柱失穩(wěn)破壞機(jī)理并控制煤柱的穩(wěn)定性提供實(shí)測(cè)依據(jù)。在7105工作面煤柱側(cè)現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)了超前支護(hù)段內(nèi)煤柱的破壞變形情況,如圖10所示。
圖10 7105工作面煤柱側(cè)風(fēng)巷幫變形破壞圖
根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè),在采場(chǎng)上端頭處,煤柱側(cè)巷幫及頂板雖有巖體破碎并有網(wǎng)兜出現(xiàn),具有一定的變形破壞,但并不嚴(yán)重,如果變形加劇,可采用對(duì)穿錨索或注漿加固控制煤柱的失穩(wěn)破壞,以保證窄煤柱的穩(wěn)定性。7105工作面風(fēng)巷圍巖的整體狀況如圖11所示。
在巷道掘進(jìn)及工作面采動(dòng)的雙重影響下,7105風(fēng)巷超前支護(hù)段內(nèi)寬度最大變形由4.5 m變形至3.8 m,降低僅約700 mm;巷道高度由3.2 m變形至2.8 m,降低約400 mm,煤柱兩幫煤柱變形量較小,煤柱整體變形量較小,變形破壞程度相對(duì)較小,巷道完整性較好,不影響現(xiàn)場(chǎng)的安全回采,并可滿足現(xiàn)場(chǎng)安全使用需求。
圖11 7105工作面風(fēng)巷圍巖整體狀況