二次動壓巷道煤柱寬度優(yōu)化研究

龐杰文，李鵬偉，謝建林，梁 磊，郝永江

（太原科技大學 安全與應急管理工程學院，山西 太原 030024）

0 引 言

煤炭在我國能源結(jié)構(gòu)中長期占據(jù)著主導地位，且在未來數(shù)十年內(nèi)仍為我國的支柱性能源。提高煤炭的利用率和采出率一直是行業(yè)關(guān)注的重點[1-2]，影響煤炭資源采出率的因素有煤層賦存條件、礦井開采條件、采煤工藝水平及礦井管理方法等[3-4]。除去地質(zhì)條件及開采工藝帶來的資源損耗，巷道區(qū)段大煤柱的留設(shè)也會造成煤炭資源的巨大浪費。為此，在確保煤炭開采安全的前提下，設(shè)計合理的煤柱寬度，減小不必要的資源損耗，成了一個關(guān)鍵研究點。近年來，國內(nèi)煤炭行業(yè)的專家、科技工作者在關(guān)于巷道區(qū)段合理煤柱寬度的設(shè)定上進行了大量的研究。王俊峰[5]基于沿空掘巷基本頂斷裂模型和極限平衡理論分析了巷道的應力分布和外部力學環(huán)境，確定了小煤柱的合理寬度。趙賓等[6]利用FLAC3D數(shù)值軟件模擬了掘進和回采時期，不同煤柱寬度下的應力分布和塑性破壞區(qū)情況，并得到護巷煤柱的寬度。石崇等[7]基于極限平衡理論和數(shù)值模型的合理性驗證結(jié)果，對巷道頂板及兩幫的形變和支承壓力分布進行分析，確定了在受到采動影響時的區(qū)段煤柱尺寸的合理值。李斌等[8]以關(guān)鍵層理論為基礎(chǔ)，通過建立頂板關(guān)鍵塊鉸接力學模型，計算得出煤柱實際承載力，再結(jié)合線性計算方法，確定了煤柱的寬度。王志強等[9]基于基本頂關(guān)鍵塊斷裂力學理論，建立了緩斜中厚煤層采空側(cè)煤體力學模型，推導得出極限平衡區(qū)寬度并確定了煤柱尺寸。

目前對于合理護巷煤柱寬度的研究已經(jīng)有了很大進展，無論從理論分析、數(shù)值模擬還是現(xiàn)場實驗等方法上都能得到很好的應用。但考慮到礦井地質(zhì)條件和工作面回采擾動等因素的影響，在計算煤柱寬度時還是存有差異，不能用統(tǒng)一的標準一概而論，故而在研究時要對工作面采動影響有所參考。本文以山西省長治沁新煤礦工作面順槽的護巷煤柱為研究對象，通過理論分析、數(shù)值模擬并結(jié)合現(xiàn)場試驗對煤柱合理寬度進行系統(tǒng)性研究。

1 工程地質(zhì)條件分析

研究巷道位于山西省長治沁新煤礦的井田南采區(qū)，該巷道同時還服務(wù)著2個工作面，上工作面回采時為回風巷道，下工作面回采時為運輸巷道，其與上工作面回風順槽間留有小煤柱。為了將工作面間的煤柱損失降低，決定在上工作面回采期間，將研究順槽保留，后續(xù)為下工作面服務(wù)。工作面布置如圖1所示，且巷道埋深為500 m，其底板標高為780 m。

圖1 工作面平面布置Fig.1 Surface layout of the working face

研究順槽沿2號煤層頂板掘進，長度為1 400 m，在上工作面回采期間掘進。2號煤層為主焦煤，厚度為1.8~2.1 m，且裂隙發(fā)育，該工作面范圍內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定可采，結(jié)構(gòu)較復雜，中間夾有1層厚度2~5 cm的矸石。直接頂為泥巖，灰黑色，泥質(zhì)中厚層構(gòu)造，硬度小，平均厚度為4 m?；卷敒橹猩皫r，中粒塊狀構(gòu)造，硬度大，磨圓度差，平均厚度為10.55 m。直接底為中砂巖，中粒層理構(gòu)造，成分以長石英為主，硬度較大，平均厚度為2.8 m。基本底為細砂巖，細粒層理構(gòu)造，泥質(zhì)膠結(jié)，硬度較小，平均厚度為2 m。

2 煤柱尺寸計算

2.1 煤柱采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度研究

煤體開挖后，其圍巖應力重新分布，臨空面煤體首先遭到破壞，并逐步向深部擴展，直到彈性應力區(qū)邊界，邊界處煤體應力處于應力極限平衡狀態(tài)[10]。如圖2所示，x為離臨空面的距離，σy為煤柱的鉛直應力，隨著x的增大，σy呈負指數(shù)衰減。在支承壓力的作用下，從煤柱邊緣到煤柱核，會依次出現(xiàn)破壞區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)及原巖應力區(qū)[11]。

圖2 煤柱的彈塑性變形區(qū)及鉛直應力分布Fig.2 Elastoplastic deformation zone and vertical stress distribution of coal pillar

在距離臨空面一定寬度內(nèi)，存在著煤柱的承載能力與支承壓力間的一個極限平衡狀態(tài)，塑性區(qū)的寬度，即支承壓力峰值與臨空面的距離x0，可用式（1）計算：

式中：K為應力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均體積力；H為巷道埋深；p1為支架對煤幫的阻力；m為煤層開采厚度；C為煤體的粘聚力；φ為煤體的內(nèi)摩擦角；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦因數(shù)；ζ為三軸應力系數(shù)，且

2.2 煤柱寬度理論計算

合理的煤柱寬度，應既能保證巷道的圍巖形變在可控范圍內(nèi)，又能保證良好的煤炭采出率。因此根據(jù)巷道支護理論及巖體極限平衡理論，并考慮到煤柱的應力分布研究，可得出合理的護巷煤柱寬度B，計算公式一般表述為：

式中：B為護巷煤柱寬度，m；x1為上區(qū)段工作面開采在煤柱中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，m；x2為錨桿錨入煤柱的深度，m；x3為煤柱安全系數(shù)，取x3=(0.15~0.35)(x1+x2)。其中x1計算公式為：

式中：m為上區(qū)段平巷高度，取2.6 m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，取μ為0.3，則A為0.43；φ0為煤層內(nèi)摩擦角，取31°；C0為煤柱粘聚力，取0.82 MPa；k為應力集中系數(shù)，取2.4；H為巷道埋深，取400 m；γ為巖層平均容重，取25 kN/m3；P0為采空區(qū)一側(cè)的支護阻力，取0.128 MPa。將上述參數(shù)代入式（2）中計算可得x1=4.09 m。根據(jù)巷道支護參數(shù)，可得錨桿錨入煤柱的深度x2為2.5 m。安全系數(shù)x3=0.15(x1+x2)～0.35(x1+x2)，最終得出護巷煤柱寬度B為7.57～8.89 m。

上述極限平衡理論的x0，其工程應用經(jīng)驗表達式為公式（3）。

小煤柱合理寬度如圖3所示。

圖3 小煤柱合理寬度示意Fig.3 Schematic diagram of reasonable width of small coal pillar

3 煤柱寬度數(shù)值模擬

3.1 模擬方案

為分析順槽護巷煤柱留設(shè)的合理寬度，以山西省長治沁新煤礦的工程地質(zhì)條件為背景，運用FLAC3D構(gòu)建數(shù)值模型，如圖4所示。模型長為470 m，寬為150 m，高為30 m，劃分151 875個單元和176 250個節(jié)點，模型底部垂直位移固定，前后和側(cè)面水平移動固定，依據(jù)地質(zhì)條件，模型上部埋深約為489 m，其上覆巖層容重取25×104kN/m3，經(jīng)計算，模型上部載荷取值12.225 MPa，模擬采用摩爾-庫侖模型，煤巖力學參數(shù)見表1。

表1 模擬計算力學參數(shù)Table 1 Mechanical parameters for simulation calculation

圖4 FLAC3D數(shù)值模型Fig.4 Numerical model of FLAC3D

為了確定最佳煤柱尺寸，分別設(shè)置上、下工作面間的煤柱尺寸為6、8、10、12、15 m。首先將模型計算至平衡，模擬其原巖應力狀態(tài)，隨后開挖兩順槽及上工作面，且上工作面開挖40 m，模擬初次來壓狀態(tài)，以此分析研究順槽一次動壓時的破壞變形狀態(tài)。然后開挖全部上工作面煤層，并以破碎巖石填充，破碎巖石參數(shù)為弱化的巖石參數(shù)，以此模擬上工作面垮落。同時開挖下工作面40 m，模擬下工作面初次來壓狀態(tài)，分析研究順槽二次動壓下破壞變形的狀態(tài)。

3.2 一次動壓時巷道圍巖狀態(tài)分析

圖5為巷道圍巖應力場分布圖，巷道開挖后，由巷幫至巖石深處依次為塑性區(qū)、應力集中區(qū)和原巖應力區(qū)，塑性區(qū)巖石處于破壞狀態(tài)，承載能力較小。應力集中區(qū)的應力值最大，原巖應力區(qū)的圍巖處于未破壞的最初狀態(tài)，其應力約為原巖應力大小。

圖5 巷道應力場分布Fig.5 Distribution of the roadway stress field

圖6為一次動壓下不同寬度煤柱的垂直應力云圖?？芍?，當煤柱為6 m時，垂直應力最大為19 MPa。此時，煤柱處于塑性破壞狀態(tài)，承載能力較低，故而巷道應力集中區(qū)向上、下工作面煤體轉(zhuǎn)移；當煤柱為8 m時，垂直應力最大為32 MPa，煤柱為10 m時，垂直應力最大為32.5 MPa。巷道應力集中區(qū)位于煤柱中心，不難看出，當煤柱寬度分別為8 m和10 m時，應力集中區(qū)最大垂直應力值接近，證明煤柱此時具有一定的承載能力，且煤柱寬度為8 m時，其應力集中區(qū)范圍小于寬度為10 m時。當煤柱為12 m時，垂直應力最大為27 MPa，煤柱為15 m時，垂直應力最大為23.6 MPa?？芍?，當煤柱寬度大于12 m時，應力集中區(qū)仍位于煤柱之中，且出現(xiàn)了分化，煤柱中心開始出現(xiàn)原巖應力區(qū)。隨著煤柱寬度的增大，應力集中區(qū)開始向巷道側(cè)轉(zhuǎn)移。

圖6 一次動壓時不同煤柱寬度應力分布Fig.6 Stress distribution with different coal pillar widths under a dynamic pressure

煤柱寬度為6 m時，其承載能力較小，煤柱為8、10、12和15 m時，煤柱均具有一定的承載能力，但為了保證應力集中區(qū)最小化和資源損耗最小化，煤柱寬度宜取8 m。

3.3 二次動壓時巷道圍巖狀態(tài)分析

由圖7可知，煤柱寬度為6 m時，煤柱的垂直應力為18.75 MPa，其承載能力較小。當煤柱寬度為8、10、12 m時，此時煤柱間的垂直應力集中在煤柱中心，垂直應力最大值分別為35.24、35.91、28.7 MPa。煤柱具有一定的承載能力，但隨著煤柱寬度增加，應力集中區(qū)的范圍更大；煤柱寬度為15 m時，最大垂直應力為25.5 MPa。此時煤柱內(nèi)出現(xiàn)應力集中區(qū)和原巖應力區(qū)。說明煤柱承載能力滿足使用需求，但考慮到減小資源損耗，較大的煤柱寬度仍不可取。

圖7 二次動壓時不同煤柱寬度應力分布Fig.7 Stress distribution with different coal pillar widths under secondary dynamic pressure

3.4 煤柱合理寬度確定

通過數(shù)值模擬，分別比較煤柱寬度為6、8、10、12和15 m條件下的圍巖垂直應力分布，考慮到煤柱應力集中區(qū)域要小，并盡可能節(jié)省煤炭資源，建議研究順槽保護煤柱的寬度設(shè)為8 m。再結(jié)合理論分析得出的煤柱合理寬度范圍為7.57~8.89 m，綜合確定研究順槽煤柱的合理寬度為8 m。

4 順槽圍巖控制技術(shù)

根據(jù)一次支護理論，研究順槽采用強力錨桿索組合支護，如圖8所示。支護斷面寬5.0 m，高2.7 m，斷面積為13.5 m2。頂板采用錨桿錨索組合支護，錨桿采用22號左旋無縱筋螺紋鋼筋，長2 400 mm，樹脂加長錨固，錨固長度1 200 mm，設(shè)計錨固力190 kN，間排距為1 100 mm×900 mm；錨索采用22 mm高強度低松弛預應力鋼絞線，長6 300 mm，錨固長度1 970 mm，設(shè)計預緊力為250 kN。每排錨桿打設(shè)2根頂錨索，錨索距巷幫1 500 mm，間排距為2 000 mm×900 mm。幫部采用錨桿錨索組合支護，錨桿采用22號左旋無縱筋螺紋鋼筋，長2 400 mm，樹脂端部錨固，錨固長度760 mm。設(shè)計錨固力190 kN，間排距為900 mm×900 mm；錨索采用22 mm高強度低松弛預應力鋼絞線，長4 300 mm，錨固長度1 970 mm，設(shè)計預緊力為250 kN，每幫每2排錨桿打設(shè)2根錨索，錨索距頂?shù)拙鶠?00 mm，間排距為1 700 mm×1 800 mm。

圖8 順槽支護示意Fig.8 Crossheading support design

5 井下監(jiān)測分析

5.1 掘進時期

巷道在掘進過程中，其兩幫、頂?shù)装宥及l(fā)生了一定程度的形變，具體如圖9所示。其中移近量最大部位是巷道兩幫，形變量約為400 mm。頂?shù)装宓男巫兞看沃?，穩(wěn)定后有210 mm。距迎頭40 m范圍內(nèi)，巷道圍巖形變受擾動影響較為明顯，40 m之后圍巖形變趨于穩(wěn)定。

圖9 掘進時期巷道表面位移情況Fig.9 Surface displacement of roadway during excavating

5.2 回采時期

上工作面回采時期，研究順槽的圍巖形變監(jiān)測曲線如圖10所示，可知工作面超前支承壓力的影響范圍約為70 m，影響范圍內(nèi)，巷道圍巖受擾動影響較小，其中頂?shù)装逍巫兞繛?7 mm，兩幫形變量為135 mm。上回采工作面超過測點50~110 m時，在回采產(chǎn)生的劇烈擾動影響下，圍巖形變急劇增大。當上回采工作面超過測點110 m后時，圍巖形變逐漸減小，隨后達到穩(wěn)定。此過程中頂?shù)装宓淖畲笠平繛?80 mm，兩幫的最大移近量則為886 mm。由監(jiān)測數(shù)據(jù)可知，經(jīng)過掘進擾動，以及上工作面回采引起的一次動壓擾動后，圍巖變形量仍在合理范圍內(nèi)，能滿足下工作面回采時的安全要求。

圖10 回采時期巷道形變位移Fig.10 Deformation and displacement of roadway during mining

6 結(jié) 論

（1）根據(jù)巖體極限平衡理論計算，研究巷道煤柱塑性區(qū)寬度為4.09 m。安全系數(shù)取0.15～0.35時，研究巷道煤柱寬度宜取7.57~8.89 m。

（2）運用FLAC3D軟件分別模擬煤柱寬度為6、8、10、12、15 m時，研究巷道超前上工作面40 m以及超前下工作面40 m時，巷道受一次動壓影響、二次動壓影響時的垂直應力分布狀態(tài)。對比分析后，發(fā)現(xiàn)煤柱寬度為8、10、12、15 m時，煤柱均可發(fā)揮其承重作用，同時為保障煤柱應力集中區(qū)最小化及煤炭資源浪費最小化，最終確定煤柱合理寬度為8 m。

（3）考慮巷道受二次動壓影響，根據(jù)一次支護理論，研究巷道采用強力錨桿索組合支護，通過巷道圍巖變形監(jiān)測，發(fā)現(xiàn)巷道在距迎頭40 m時，其圍巖變形趨于穩(wěn)定；受一次動壓影響，巷道在上工作面超越其110 m時，圍巖變形趨于穩(wěn)定，頂?shù)滓平孔畲鬄?80 mm，兩幫移近量最大為886 mm。巷道變形在安全范圍內(nèi)，仍可服務(wù)于下工作面的回采。