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    綜放復(fù)合頂板錯層位外錯式沿空掘巷異型窄煤柱寬度優(yōu)化研究

    2022-06-28 05:02:16劉會景李敬凱李廷照
    煤炭工程 2022年6期
    關(guān)鍵詞:空掘巷層位煤體

    劉會景,林 陸,李敬凱,李廷照

    (1.烏魯木齊職業(yè)大學(xué),新疆 烏魯木齊 830001;2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院,北京 100083)

    近年來我國大力發(fā)展和應(yīng)用厚煤層綜放沿空掘巷技術(shù),掘采期間沿空巷道維持穩(wěn)定的關(guān)鍵在于留設(shè)合理的煤柱寬度,保證其寬度既具有一定承載能力又恰好能避開側(cè)向支承壓力峰值,我國學(xué)者針對沿空掘巷窄煤柱留設(shè)寬度以及圍巖穩(wěn)定性控制等難題進(jìn)行了大量研究。侯朝炯等[1]提出綜放沿空掘巷圍巖大、小結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性原理,為合理設(shè)計沿空掘巷窄煤柱寬度提供理論依據(jù);李磊等[2]采用理論分析方法,建立沿空掘巷力學(xué)模型,推導(dǎo)出“內(nèi)應(yīng)力場”寬度表達(dá)式,確定了沿空掘巷合理位置;姜耀東、王德超等[3-5]利用地應(yīng)力測量三維建模技術(shù)和大型地址力學(xué)模型試驗系統(tǒng)分別研究了工作面回采期間圍巖應(yīng)力變化,并據(jù)此探索出沿空巷道窄煤柱合理寬度確定方法;張科學(xué)、張廣超、李學(xué)華、張洪偉等[6-9],通過理論分析、數(shù)值模擬以及鉆孔窺視,總結(jié)分析不同因素對綜放沿空巷道窄煤柱變形和破壞規(guī)律的影響,確定窄煤柱合理留設(shè)寬度。其他學(xué)者也針對傳統(tǒng)巷道布置下綜放沿空巷道窄煤柱合理寬度留設(shè)和圍巖控制方面進(jìn)行了大量研究[10-15],取得了較為豐富的研究成果;王志強(qiáng)等[16,17]則對錯層位外錯式沿空掘巷相鄰區(qū)段間聯(lián)合支護(hù)機(jī)理進(jìn)行探究,研究表明在特厚煤層中采用錯層位外錯式沿空掘巷,沿空巷道處于底部實體煤彈性區(qū)域中且圍巖應(yīng)力較低。但目前研究大都針對傳統(tǒng)巷道布置條件下煤柱穩(wěn)定性、煤柱留設(shè)寬度及巷道圍巖變形等方面深入研究,而對錯層位巷道布置條件下沿空掘巷煤柱穩(wěn)定性及煤柱合理留設(shè)寬度仍處于起步階段。

    故本文針對某礦綜放復(fù)合頂板沿空掘巷頂板變形量大和窄煤柱幫上下變形不協(xié)調(diào)等控制難題,研究錯層位與傳統(tǒng)巷道布置下不同煤柱型式及尺寸下綜放工作面沿空巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)及垂直應(yīng)力分布規(guī)律,確定錯層位巷道布置下沿空掘巷窄煤柱合理留設(shè)寬度。

    1 工程概況及巷道破壞特征

    1.1 工程概況

    試驗礦井605工作面現(xiàn)階段主采6號煤層,采用走向長壁綜合機(jī)械化放頂煤采煤法,煤層厚度為6.3~7.8m,平均厚度6.5m,頂煤含兩層左右夾矸,單層夾矸厚度最小為0.14m,最大為0.27m,平均傾角3°,平均埋深325m。煤層直接頂為4m左右層狀的軟弱復(fù)合巖層。巖性由上至下分別為:砂質(zhì)巖層、中砂巖、粉砂巖、泥巖、灰?guī)r、砂質(zhì)泥巖、砂泥巖互層,基本頂為6.8m中砂巖。煤層綜合地質(zhì)柱狀圖如圖1所示。

    圖1 綜合地質(zhì)柱狀圖

    1.2 巷道圍巖變形破壞特征

    605綜放工作面巷道頂板為頂煤(含夾矸)和軟弱巖層組成的復(fù)合層狀巖體,各巖層間差異性強(qiáng),粘結(jié)力弱,節(jié)理裂隙發(fā)育,兩幫為煤體,受掘進(jìn)和工作面采動影響,巷道維護(hù)困難,極易變形失穩(wěn),需進(jìn)行反復(fù)的擴(kuò)修才能維持巷道正常使用,該工作面煤巷頂板和窄煤柱變形破壞特征具有頂板巖性差異大、變形量大、變形時間長,窄煤柱幫上下變形不協(xié)調(diào)、碎脹變形顯著等特點。

    2 綜放沿空巷道合理窄煤柱寬度理論計算

    綜放工作面回采后,受采動影響基本頂在側(cè)煤內(nèi)向?qū)嶓w內(nèi)周期性破斷,關(guān)鍵塊B、相鄰巖關(guān)鍵塊A與關(guān)鍵塊C形成鉸接結(jié)構(gòu),如圖2所示?;卷?shù)钠茢啵瑢?dǎo)致上覆巖層傳遞到實體煤上的支承壓力分布以斷裂線為界線出現(xiàn)差異,形成“內(nèi)、外應(yīng)力場”,斷裂線內(nèi)側(cè)至實體煤壁為“內(nèi)應(yīng)力場”范圍S1,處于低應(yīng)力狀態(tài);斷裂線外側(cè)至實體煤深部區(qū)域為“外應(yīng)場”范圍S2,外應(yīng)力場范圍的支承應(yīng)力則由上覆巖層整體決定?!皟?nèi)應(yīng)力場”S1存在,為沿空巷道提供了較好的應(yīng)力環(huán)境。

    圖2 綜放工作面沿空巷道基本頂破斷結(jié)構(gòu)

    基本頂破斷位置是沿空巷道布置的重要參考依據(jù),為此建立側(cè)向基本頂斷裂前簡化力學(xué)模型,如圖3所示。其中側(cè)向基本頂斷裂位置可依據(jù)其最大彎矩所在位置,基本頂視為在上下方較軟巖體夾持下的平面應(yīng)變梁。圖3中,qc為懸伸部分上方承受載荷;q0為上覆巖層重量;q1為上區(qū)段工作面采動影響下側(cè)向基本頂上覆巖層應(yīng)力增量;b為側(cè)向支承壓力影響范圍;L為基本頂斷裂前基本頂懸頂長度,約等于周期來壓步距,根據(jù)現(xiàn)場實測約為18m;N′和Q′為已斷裂巖塊對關(guān)鍵塊B的作用力。

    圖3 側(cè)向基本頂破斷彈性地基梁模型

    考慮工作面?zhèn)认蛑С袘?yīng)力影響,根據(jù)文獻(xiàn)[18,19]的研究結(jié)論,工作面實體煤內(nèi)側(cè)基本頂巖梁彎矩表達(dá)式為:

    s=N/(EI)

    α=(r/2-s/4)1/2

    β=(r/2+s/4)1/2

    式中,M0,Q0為x=0處梁截面內(nèi)力。

    留設(shè)窄煤柱沿空掘巷巷道圍巖的穩(wěn)定性不僅取決于上覆巖層結(jié)構(gòu)運動,還取決于沿空巷道掘巷初期圍巖體所處的應(yīng)力應(yīng)變狀態(tài),故為確定極限平衡區(qū)及破碎區(qū)范圍建立煤層界面力學(xué)模型,如圖4所示。

    圖4 煤層界面力學(xué)模型

    在極限平衡區(qū)內(nèi),煤層界面處垂直應(yīng)力σy和剪應(yīng)力τxy為[20]:

    當(dāng)實體煤幫支承壓力超過煤體極限強(qiáng)度時,煤幫淺部煤體將發(fā)生破壞,形成一定寬度的破碎區(qū),此時煤幫支承壓力降低至原巖應(yīng)力以下,在界面CD處滿足邊界條件:

    σy|x=l=γH

    (3)

    將邊界條件式(3)帶入式(2)可得:

    將605工作面相關(guān)參數(shù)帶入式(4)計算,可知破碎區(qū)寬度Ls=4.98m,該區(qū)域煤體處于殘余承載狀態(tài),完整性較差,故確定工作面沿空巷道應(yīng)沿破碎區(qū)布置在位于“內(nèi)應(yīng)力場”低應(yīng)力區(qū)域內(nèi)且圍巖完整性較好的塑性區(qū)域。

    3 傳統(tǒng)綜放工作面沿空掘巷圍巖變形破壞機(jī)理

    通過上述理論分析可知采空區(qū)側(cè)“內(nèi)應(yīng)力場”寬度為12m,沿空巷道寬度為4.5m,為使沿空巷道處于“內(nèi)應(yīng)力場”低應(yīng)力區(qū)域?qū)挾确秶鷥?nèi),同時考慮巷幫錨桿的支護(hù)范圍,窄煤柱留設(shè)寬度范圍應(yīng)為3~7.5m,為便于研究和模擬,窄煤柱留設(shè)寬度范圍取3~8m。

    3.1 留設(shè)“T”型窄煤柱沿空掘巷圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)

    圍巖塑性區(qū)是評價巷道圍巖穩(wěn)定性的重要指標(biāo)之一,亦是影響煤柱留設(shè)尺寸的重要指標(biāo)。留設(shè)3~8m“T”型窄煤柱時,傳統(tǒng)巷道布置條件下沿空掘巷時巷道圍巖塑性區(qū)分布形態(tài),如圖5所示。

    圖5 不同尺寸“T”型煤柱巷道圍巖塑性區(qū)分布

    分析圖5可知,“T”型窄煤柱整體多發(fā)生塑性破壞,處于殘余承載階段、承載力低、塑性變形大,同時由于巷道頂板為夾矸頂煤和軟弱巖層組成的復(fù)合頂板,巷道頂板圍巖塑性區(qū)和采空區(qū)側(cè)向巖體塑性破壞區(qū)相互貫通,巷道圍巖塑性的破壞范圍增大,最大破壞區(qū)域位于沿空巷道頂板上部及煤柱,且窄煤柱和巷道頂板仍處于不穩(wěn)定狀態(tài),仍有繼續(xù)發(fā)生破壞的趨勢。隨著窄煤柱尺寸的增大,基本頂向采空區(qū)側(cè)回轉(zhuǎn)下沉,窄煤柱塑性劇烈破壞區(qū)分布形態(tài)有向采空區(qū)側(cè)偏移的趨勢。巷道兩幫圍巖塑性區(qū)整體呈非對稱分布,窄煤柱幫基本全部處于塑性破壞狀態(tài),實體煤幫呈現(xiàn)出下部破壞區(qū)域大于中上部破壞區(qū)域,且破壞深度隨著煤柱寬度增大而增加。

    3.2 留設(shè)“T”型窄煤柱沿空掘巷圍巖垂直應(yīng)力分布形態(tài)

    掘巷后巷道的掘出空間截斷側(cè)向支承壓力在煤體內(nèi)的連續(xù)分布,因此巷道兩側(cè)的窄煤柱和實體煤內(nèi)部應(yīng)力將重新調(diào)整。留設(shè)3~8m“T”型窄煤柱垂直應(yīng)力分布圖,如圖6所示。

    圖6 不同尺寸“T”型煤柱時圍巖垂直應(yīng)力分布(MPa)

    分析圖6可知,沿空巷道實體煤幫垂直應(yīng)力峰值為22 MPa左右,大于窄煤柱煤柱側(cè);當(dāng)窄煤柱寬度3~5m時,巷道兩側(cè)煤幫垂直應(yīng)力峰值差別不大;窄煤柱寬度7~8m時,窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力逐漸增加,由3~6m時的10 MPa,增加到16 MPa,增幅較大。應(yīng)力集中區(qū)域多位于沿空巷道窄煤柱幫中央,說明其是巷道頂板覆巖的承載主體,實體煤幫側(cè)應(yīng)力集中區(qū)域多位于實體煤肩角巷幫左上方區(qū)域。實體煤側(cè)應(yīng)力峰值區(qū)域中心與窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)域中心的連線不在同一直線上,而與水平方向呈30°左右的夾角,可知圍巖主應(yīng)力方向發(fā)生了偏轉(zhuǎn)。

    故傳統(tǒng)布置條件下留設(shè)3~8m“T”型窄煤柱并不能改善綜放復(fù)合頂板沿空掘巷圍巖塑性區(qū)分布的非對稱性,窄煤柱內(nèi)應(yīng)力分布呈現(xiàn)顯著的中央大邊緣小的差異性分布,窄煤柱幫處于不均衡承載狀態(tài),基本整體發(fā)生破壞。因此傳統(tǒng)巷道布置方式沿空掘巷不能有效改善綜放復(fù)合頂板沿空巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境和窄煤柱幫穩(wěn)定性。

    4 錯層位外錯式沿空掘巷布置及圍巖變形破壞機(jī)理

    針對上述問題,提出錯層位外錯式沿空掘巷巷道布置方式,如圖7所示。該布置方式突破了傳統(tǒng)巷道沿底板布置方式的局限性,使沿空掘巷相鄰區(qū)段間工作面回采巷道分別位于煤層的不同高度,一方面有利于減小上區(qū)段工作面頂板軟弱巖層厚度,另一方面,上區(qū)段工作面回風(fēng)巷沿頂板掘進(jìn),下區(qū)段工作面沿空巷道沿底板布置,在工作面右端形成起坡段改變了窄煤柱留設(shè)形式,形成由起坡段煤體和外錯煤體組成的異型窄煤柱,與原留設(shè)“T”型煤柱相比,底部寬高比顯著增加,提高了沿空巷道窄煤柱幫穩(wěn)定性。

    圖7 錯層位外錯式沿空掘巷巷道布置方式

    4.1 留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷圍巖塑性區(qū)分布形態(tài)

    本小節(jié)異型煤柱留設(shè)尺寸,仍以約定俗成的方式去定義,即以采空區(qū)側(cè)煤壁為原點,沿采空區(qū)側(cè)向工作面傾向方向與下區(qū)段巷道間留設(shè)煤柱尺寸為相鄰區(qū)段間煤柱寬度尺寸。留設(shè)3~8m異型窄煤柱寬度,沿空巷道掘巷后圍巖塑性區(qū)分布狀態(tài),如圖8所示。

    圖8 不同尺寸異型煤柱時圍巖塑性區(qū)分布

    由圖8可知,留設(shè)煤柱沿空掘巷時,異型窄煤柱和“T”型煤柱同處于側(cè)向采動劇烈影響區(qū),異型窄煤柱幫雖基本發(fā)生塑性破壞,但與“T”型煤柱相比其沿空巷道窄煤柱側(cè)起坡段煤體始終存在部分未發(fā)生破壞區(qū)域,但當(dāng)煤柱尺寸增加至7~8m,巷道頂板圍巖塑性破壞區(qū)域與采空區(qū)周圍巖體塑性區(qū)呈分開趨勢。異型煤柱寬度3~5m,煤柱底部劇烈破壞區(qū)域較小,且左側(cè)由未發(fā)生破壞和已發(fā)生破壞但已穩(wěn)定起坡段煤體組成,限制了窄煤柱破壞區(qū)域向深部發(fā)展,巷道兩側(cè)煤幫塑性區(qū)分布的非對稱性大大降低,兩幫塑性區(qū)分布較為對稱。留設(shè)6~8m異型窄煤柱,煤柱中部應(yīng)力集中程度增大,起坡段煤體未發(fā)生破壞區(qū)域隨著煤柱尺寸的增加呈現(xiàn)減小的趨勢,窄煤柱破壞范圍逐漸延伸至起坡段煤體內(nèi)部,但兩幫煤體塑性區(qū)發(fā)育仍具有底部破壞劇烈,中部次之,上部較小的趨勢,因此起坡段煤體限制并減弱了圍巖塑性區(qū)發(fā)育效果。但留設(shè)異型煤柱沿空掘巷,工作面呈現(xiàn)“鍋底”狀,起坡段煤體存在一定破壞區(qū)和塑性區(qū),因此對工作面設(shè)備管理和回收具有一定影響。

    4.2 留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷圍巖垂直應(yīng)力分布形態(tài)

    巷道布置方式和窄煤柱留設(shè)形式的改變,必然導(dǎo)致圍巖應(yīng)力傳遞路徑發(fā)生一定程度的改變,引起應(yīng)力集中分布區(qū)域重新調(diào)整。留設(shè)3~8m異型煤柱寬度,沿空巷道掘巷后圍巖垂直應(yīng)力區(qū)分布云圖,如圖9所示。

    圖9 不同尺寸異型煤柱時圍巖垂直應(yīng)力分布(MPa)

    錯層位異型窄煤柱沿空掘巷實體煤側(cè)應(yīng)力峰值區(qū)域中心與窄煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值區(qū)域中心在同一直線上,沿空掘巷巷道圍巖塑性區(qū)分布的非對稱性大大降低,圍巖主應(yīng)力偏轉(zhuǎn)程度降低。由圖9可知,巷道實體煤幫垂直應(yīng)力峰值為22MPa左右,仍大于窄煤柱幫側(cè)。異型窄煤柱寬度3~5m,巷道兩側(cè)煤幫垂直應(yīng)力峰值分布相同,但窄煤柱幫應(yīng)力同“T”型窄煤柱相比降低至4~8MPa,無應(yīng)力集中現(xiàn)象,實體煤幫側(cè)仍為22MPa左右;異型窄煤柱寬度6~8m,窄煤柱側(cè)幫內(nèi)垂直應(yīng)力增至為12~18MPa。由此可知留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷,窄煤柱側(cè)幫承載中心由原“T”型窄煤柱“中心”位置轉(zhuǎn)移至巷道左肩角處,且異型窄煤柱幫應(yīng)力總體低于“T”型窄煤柱。

    綜上所述,當(dāng)留設(shè)窄煤柱寬度較小(3~5m)時,異型窄煤柱相較與“T”型窄煤柱具有“堵漏風(fēng)、阻變形、能承載”的優(yōu)越窄煤柱護(hù)幫控制效果,同時改變了窄煤柱應(yīng)力環(huán)境,將巷道窄煤柱承載中心由原“T”型窄煤柱“中心”位置轉(zhuǎn)移至巷道左肩角處,使異型窄煤柱幫處于無應(yīng)力集中的均勻受力態(tài),沿空巷道圍巖變形非對稱大大降低。結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果,異型窄煤柱采空側(cè)合理留設(shè)煤柱寬度為5m。

    5 結(jié) 論

    1)常規(guī)綜放復(fù)合頂板工作面留設(shè)“T”型窄煤柱沿空掘巷,不能有效改善綜放復(fù)合頂板沿空巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境,窄煤柱內(nèi)應(yīng)力分布呈現(xiàn)顯著的中央大邊緣小的差異性分布、窄煤柱幫處于不均衡承載狀態(tài),自身寬高比小、穩(wěn)定性差,受采掘擾動處于殘余承載狀態(tài),仍是沿空巷道圍巖控制薄弱環(huán)節(jié),兩幫圍巖塑性區(qū)呈非對稱分布,頂板圍巖破壞深度大。

    2)采用錯層位外錯式留設(shè)異型窄煤柱沿空掘巷(3~5m)時,改變了窄煤柱應(yīng)力環(huán)境,沿空巷道窄煤柱幫承載中心由原“T”型窄煤柱“中心”位置轉(zhuǎn)移至巷道左肩角處,使異型窄煤柱幫處于無應(yīng)力集中的均勻受力狀態(tài),沿空巷道圍巖變形非對稱大大降低。結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬結(jié)果確定異型窄煤柱采空側(cè)留設(shè)寬度為5m。

    3)錯層位外錯式異型窄煤柱相比傳統(tǒng)“T”型煤柱擁有更大的寬高比,自身穩(wěn)定性更強(qiáng);有效隔離采空區(qū),防止煤柱內(nèi)部裂隙發(fā)育,溝通采空區(qū);起坡段煤體可提供的側(cè)水平約束力可防止窄煤柱向采空區(qū)垮落,同時與錨桿支護(hù)結(jié)構(gòu)施加的側(cè)向約束力,使窄煤柱處于三向應(yīng)力狀態(tài),維護(hù)窄煤柱的穩(wěn)定。

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