區(qū)段煤柱留設(shè)寬度分析及優(yōu)化
——以崖窯峁煤礦為例

張金貴，程志恒，陳昊熠，殷帥峰，陳 亮，薛 傲

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京) 能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083；2.華北科技學(xué)院 礦山安全學(xué)院，北京 101601；3.北京科技大學(xué) 土木與資源工程學(xué)院，北京 100083)

0 引 言

目前我國(guó)煤炭開(kāi)采依然面臨著回采率整體水平較低的問(wèn)題，提高煤炭采出率，減少煤炭資源的浪費(fèi)仍是亟待解決的難點(diǎn)。影響煤炭采出率的主要因素包括地質(zhì)因素、采煤方法、機(jī)械設(shè)備等，適度減小煤炭開(kāi)發(fā)規(guī)模，提高采出率，是能源消費(fèi)趨勢(shì)變化和煤炭資源現(xiàn)狀下的必然選擇[1]。除地質(zhì)因素(斷層、陷落柱等)以及采煤方法因素造成的損失外，在開(kāi)采過(guò)程中區(qū)段留設(shè)過(guò)大煤柱很容易造成資源巨大損失[2]。

宋朝部[3]選取6種煤柱留設(shè)寬度方案進(jìn)行研究，最終確定煤柱寬度為7.0 m應(yīng)用于王莊煤礦；祁和剛等[4]提出了“一高一低”的高應(yīng)力區(qū)段煤柱綜合卸荷技術(shù)，結(jié)果表明:卸荷后煤柱內(nèi)部應(yīng)力峰值由22.5 MPa降至15.7 MPa，巷道變形得到有效控制；張常光等[5-6]建立了傾斜煤層條帶煤柱留設(shè)寬度的統(tǒng)一解，留設(shè)寬度隨煤層傾角的增加而減??；師修昌[7]揭示了工作面沿傾向方向開(kāi)采時(shí)隔離煤柱對(duì)覆巖運(yùn)移的控制作用，理論計(jì)算出了大柳塔煤礦2-2煤和5-2煤合理煤柱留設(shè)寬度分別為18.6 m和24.5 m；陳川等[8]研究在不同煤柱寬度下，巷道變形量的變化幅度由大到小的順序是煤柱幫、頂板、實(shí)體煤幫、底板，以蘆溝煤礦6 m煤柱寬度圍巖變形最為理想；文獻(xiàn)[9-13]通過(guò)離散元軟件UDEC研究了窄煤柱合理寬度以及不同區(qū)段煤柱寬度下的區(qū)段煤柱應(yīng)力分布規(guī)律；文獻(xiàn)[14-18]采用FLAC研究了煤柱應(yīng)力、圍巖變形與煤柱寬度之間的關(guān)系；汪鋒等[19]通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和數(shù)值模擬基于采動(dòng)應(yīng)力邊界線給出了頂板巷道煤柱合理尺寸。

以上研究多以理論研究和實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn)為主，缺少有效的現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)技術(shù)手段。以崖窯峁煤礦為工程背景，利用3DEC對(duì)區(qū)段煤柱受采動(dòng)影響下的穩(wěn)定性進(jìn)行分析，通過(guò)數(shù)值模擬與現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)對(duì)比，驗(yàn)證數(shù)值模擬的合理性。在此基礎(chǔ)上建立不同煤柱寬度的數(shù)值模型，分析圍巖變形及支承壓力分布規(guī)律，通過(guò)鉆孔窺視儀對(duì)優(yōu)化后的煤柱尺寸進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)驗(yàn)證，為同類型礦井在安全生產(chǎn)的條件下減少煤炭損失具有重要的意義。

1 礦井概況

崖窯峁煤礦位于陜西省神木市，所開(kāi)采的3-1煤層頂板標(biāo)高+1 062.48～+1 065.98 m，煤層傾角1°～3°，煤層埋深102～170 m，平均埋深123 m，煤層埋深淺且構(gòu)造相對(duì)簡(jiǎn)單。煤層頂板巖性以中粒砂巖、粉砂質(zhì)泥巖、泥巖為主，厚度1.8～18.1 m。煤層底板主要為粉砂質(zhì)泥巖、泥質(zhì)粉砂巖，厚度1.2～17.5 m?，F(xiàn)開(kāi)采30103工作面，留設(shè)寬15 m的煤柱。30103工作面傾向長(zhǎng)度170 m，采用走向長(zhǎng)壁式綜合機(jī)械化采煤，采高2.7 m，一次采全高，全部垮落法管理頂板，工作面構(gòu)造較簡(jiǎn)單，無(wú)斷層、褶曲等地質(zhì)構(gòu)造。

煤柱幫部支護(hù)方式為裸幫，頂板支護(hù)為錨桿錨索支護(hù)，在采動(dòng)影響范圍內(nèi)巷道幫部發(fā)生局部小范圍煤壁脫落或片幫，但在采動(dòng)影響以外區(qū)域幫部完整性較好，煤柱及巷道整體穩(wěn)定性相對(duì)較好，如圖1所示。

圖1 煤幫局部破壞Fig.1 Local destruction of coal pillar

2 區(qū)段煤柱合理留設(shè)寬度理論計(jì)算

為了確定崖窯峁煤礦的合理煤柱留設(shè)寬度B，根據(jù)極限平衡理論，建立計(jì)算模型如圖2所示，如式(1)：

B=X1+X2+X3

(1)

式中:X1為上工作面開(kāi)采后在側(cè)向煤體中產(chǎn)生的塑性區(qū)范圍，即為極限平衡區(qū)寬度X0；X2為煤層厚度的煤柱安全系數(shù)取(X1+X3)的20%～40%；X3為錨桿的有效長(zhǎng)度。根據(jù)護(hù)巷煤柱的極限平衡理論及上文巷道應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度可知，護(hù)巷煤柱的寬度須滿足B≥X。

圖2 煤柱寬度計(jì)算模型Fig.2 Calculation model of coal pillar width

根據(jù)文獻(xiàn)[20]應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度為

(2)

式中：M為煤層平均采厚，2.7 m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，泊松比μ=0.31，A=0.45；φ0為內(nèi)摩擦角，28°；c0為黏聚力，取5 MPa；k為應(yīng)力集中系數(shù)，取1.6；γ為巖層平均容重，25 000 N/m3；H為煤層埋深，123 m；Px為對(duì)煤幫的支護(hù)阻力，取0.5 MPa。

由上述計(jì)算可得，崖窯峁煤礦上區(qū)段工作面采空區(qū)應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度取X1=4.42 m，錨桿的有效長(zhǎng)度X3=2.4 m，X2=1.36～2.73 m，取2.73 m；將其代入(1)式中，經(jīng)計(jì)算得到B為9.55 m，即煤柱留設(shè)寬度的下限值為9.55 m。

3 不同煤柱寬度下的數(shù)值模擬及分析

3.1 模型尺寸的建立

研究崖窯峁煤礦3-1煤層區(qū)段煤柱合理留設(shè)寬度，按照該礦實(shí)際情況進(jìn)行模擬，比例為1∶1，工作面寬度170 m，推進(jìn)長(zhǎng)度400 m，煤層埋深123 m。根據(jù)礦井地質(zhì)情況簡(jiǎn)化地層14層，煤厚2.65 m，頂板建立厚度75 m左右，底板建立厚度37 m，距地表厚度還剩66 m，用等價(jià)載荷代替，煤柱邊界影響煤柱50 m。模型建立厚度115 m，上覆未建巖層48 m。研究上區(qū)段和下區(qū)段工作面煤柱寬度，故3DEC模型尺寸：465 m×2 m×115 m，如圖3所示。

圖3 3DEC幾何模型示意Fig.3 Sketch of 3DEC geometric model

3.2 模擬方案及測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)布置

為研究區(qū)段煤柱留設(shè)的合理寬度，根據(jù)前面計(jì)算的煤柱理論尺寸建立煤柱寬度為6、8、10、12、15 m的3DEC數(shù)值模型，分析不同煤柱寬度下煤柱的位移、應(yīng)力及塑性區(qū)分布特征。

為了對(duì)不同寬度的煤柱進(jìn)行位移及應(yīng)力的跟蹤監(jiān)測(cè)，以煤柱15 m為例，煤柱內(nèi)水平推進(jìn)方向上每1 m布置1個(gè)測(cè)點(diǎn)，共15個(gè)，垂直方向上每1 m布置1條測(cè)線，布置到煤層頂板10 m，測(cè)點(diǎn)布置如圖4所示。

圖4 測(cè)點(diǎn)布置Fig.4 Layout of measuring points

3.3 不同寬度煤柱下垂直位移分布特征

根據(jù)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)畫出不同寬度的煤柱下煤柱內(nèi)垂直位移曲線如圖5所示。

圖5 不同煤柱寬度下垂直位移曲線Fig.5 Vertical displacement curves under different coal pillar widths

由圖5可知，不同煤柱寬度下煤柱垂直位移曲線圖呈現(xiàn)一定對(duì)稱性，隨煤柱寬度減小，距底煤0、1、2、2.7、12.7 m五條測(cè)線上位移普遍增大，垂直位移峰值呈現(xiàn)逐漸增大的趨勢(shì)，煤柱寬度為15、12、10、8、6 m煤柱最大垂直位移分別是350、450、550、700、1 100 mm，最大相差750 mm，在煤柱寬度10 m時(shí)，距底煤12.7 m上各點(diǎn)在煤柱范圍內(nèi)各點(diǎn)位移大小一致，不再發(fā)生波動(dòng)，在不同煤柱寬度下5條測(cè)線變化規(guī)律基本相同。

曲線可以分為2個(gè)區(qū)域，距底煤1 m內(nèi)隨距輔運(yùn)巷距離越來(lái)越遠(yuǎn)垂直位移呈先增大后減小趨勢(shì)，距底煤1 m以上垂直位移呈先減小后增大趨勢(shì)。

3.4 不同寬度煤柱下水平位移分布特征

根據(jù)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)畫出的不同煤柱寬度下水平位移曲線如圖6所示。

圖6 不同煤柱寬度下水平位移曲線Fig.6 Horizontal displacement curves under different coal pillar widths

由圖6可知，不同煤柱寬度下煤柱水平位移曲線圖呈現(xiàn)一定對(duì)稱性，隨煤柱寬度減小，距巷道不同距離的測(cè)線上位移普遍增大，不同測(cè)線呈現(xiàn)先增大后減小趨勢(shì)，位移峰值呈現(xiàn)逐漸增大的趨勢(shì)，煤柱寬度為15、12、10、8、6 m煤柱最大水平位移分別是800、900、1 000、1 100、1 300 mm左右，最大相差500 mm，在煤柱寬度15、12 m時(shí)，距巷道兩側(cè)4 m范圍內(nèi)水平位移都呈現(xiàn)先增大后減小趨勢(shì)，超過(guò)4 m范圍水平變異基本不變，此范圍為煤柱變形較小區(qū)域或煤柱不變形，在煤柱寬度10 m時(shí)，距巷道兩側(cè)4 m范圍內(nèi)水平位移都呈現(xiàn)先增大后減小趨勢(shì)，煤柱中間出現(xiàn)一定變形，此時(shí)變形較少區(qū)域開(kāi)始沒(méi)有，煤柱寬度為8 m和6 m時(shí)，各測(cè)線水平位移進(jìn)一步增加，煤柱內(nèi)全部出現(xiàn)變形，煤柱寬度越小，變形越嚴(yán)重，水平位移越大。

3.5 不同寬度煤柱下垂直應(yīng)力分布特征

根據(jù)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)畫出的不同煤柱寬度下垂直應(yīng)力曲線如圖7所示。

由圖7可知，不同煤柱寬度下垂直應(yīng)力云圖呈現(xiàn)規(guī)則對(duì)稱“V”型分布，拉應(yīng)力及壓應(yīng)力分布位置基本一致，拉應(yīng)力主要分布在煤柱兩幫，壓應(yīng)力主要分布在煤柱中心和煤柱頂?shù)撞糠謳r體，并以煤柱中心向頂?shù)装逯饾u減小，并逐漸表現(xiàn)為由剪切破壞向拉伸破壞；但隨煤柱寬度減小，壓應(yīng)力及拉應(yīng)力分布區(qū)域逐漸增大，煤柱寬度為15、12、10、8、6 m時(shí)煤柱最大壓應(yīng)力值分別是7.74×107、1.07×108、1.54×108、2.22×108、1.97×108Pa，壓應(yīng)力最大值呈現(xiàn)先增大后減小的趨勢(shì)，這是因?yàn)殡S煤柱寬度減小，煤層開(kāi)采后使上覆巖層發(fā)生破壞，應(yīng)力重新分布，側(cè)向支承壓力增加，頂板結(jié)構(gòu)破壞以力的形式作用在煤柱上，煤柱載荷增加，煤柱壓應(yīng)力集中嚴(yán)重，在煤柱寬度8 m時(shí)，煤柱內(nèi)部破壞，開(kāi)始卸壓，但應(yīng)力值仍增大，在煤柱6 m時(shí)，煤柱大范圍破壞，應(yīng)力大量卸載，使得壓應(yīng)力減小。煤柱寬度越小，煤柱內(nèi)壓力越大，煤柱完整性越差，變形越嚴(yán)重。

圖7 不同煤柱寬度下垂直應(yīng)力曲線Fig.7 Vertical stress curve under different coal pillar width

3.6 不同寬度煤柱下塑性區(qū)變化規(guī)律

運(yùn)用3DEC導(dǎo)出煤柱塑性區(qū)分布如圖8所示。由圖8可知，煤柱寬15 m時(shí)，煤柱兩側(cè)5 m范圍內(nèi)發(fā)生剪切破壞和拉伸破壞，煤柱內(nèi)存在一定未破壞區(qū)域，但未貫穿煤柱，煤柱較穩(wěn)定。煤柱寬度12 m時(shí)，煤柱兩側(cè)破壞區(qū)域進(jìn)一步加大，煤柱內(nèi)仍存在一定未破壞區(qū)域，但塑性區(qū)仍未貫穿煤柱，煤柱仍比較穩(wěn)定。煤柱寬度10 m時(shí)，煤柱內(nèi)剪切破壞區(qū)域進(jìn)一步加大，剪切破壞塑性區(qū)開(kāi)始貫穿煤柱，煤柱整體發(fā)生破壞，但破壞程度較小，煤柱仍具有一定的承載能力。煤柱寬度8 m時(shí)，塑性區(qū)貫通煤柱，煤柱整體發(fā)生大面積破壞，承載能力較差。煤柱寬度6 m時(shí)，剪切破壞和拉伸破壞塑性區(qū)完全貫通煤柱，頂?shù)装逡舶l(fā)生大面積塑性破壞，破壞嚴(yán)重，承載能力很差。

圖8 不同煤柱寬度下塑性區(qū)Fig.8 Plastic zone map under different coal pillar width

綜上所述，煤柱寬度為6 m及8 m時(shí)，煤體自身承載能力低，塑性變形較嚴(yán)重，圍巖位移較大；煤柱寬度12～15 m時(shí)，煤柱內(nèi)未破壞區(qū)域較大，煤柱較為穩(wěn)定，但資源浪費(fèi)嚴(yán)重；煤柱10 m時(shí)，煤柱雖處于應(yīng)力升高區(qū)范圍內(nèi)，具有一定水平位移，但巷道圍巖仍具有一定的承載能力，其內(nèi)部具有一定的彈性核區(qū)域，能夠滿足巷道圍巖的穩(wěn)定及維護(hù)，并略高于理論計(jì)算的煤柱寬度范圍9.55 m，因此，該礦合理留設(shè)煤柱寬度為10 m。

4 工程實(shí)踐

為驗(yàn)證通過(guò)數(shù)值模擬及理論分析所得出的10 m煤柱留設(shè)寬度的合理性，現(xiàn)場(chǎng)對(duì)優(yōu)化前的15 m煤柱及優(yōu)化后的10 m煤柱進(jìn)行鉆孔窺視以觀測(cè)煤柱內(nèi)部裂隙情況。如圖9、圖10所示。

圖9 寬15 m煤柱鉆孔窺視Fig.9 Drilling view of 15 m coal pillar

圖10 寬10 m煤柱鉆孔窺視Fig.10 Drilling view of 10 m coal pillar

根據(jù)圖9可知，在鉆孔深度為0～0.98 m，煤體破碎嚴(yán)重，裂隙表現(xiàn)明顯，煤柱淺部變形破壞嚴(yán)重，有著顯著地分區(qū)域破裂的特征；在鉆孔深度為0.98～3.84 m的窺視圖中，裂隙數(shù)量減少，煤壁破裂減小，煤壁破裂及裂隙不明顯，但含微裂隙；在鉆孔深度為3.84～5.10 m的窺視圖中，煤體仍有少量裂隙，大于5.10 m鉆孔窺視，裂隙較少且不明顯，煤柱內(nèi)較完整，此范圍區(qū)域煤柱處于彈性狀態(tài)。

根據(jù)圖10可知，鉆孔深度為0～1.62 m，裂隙表現(xiàn)明顯，煤柱淺部變形破壞嚴(yán)重，有著顯著地分區(qū)域破裂的特征；在鉆孔深度為1.62～4.28 m的窺視圖中，裂隙數(shù)量減少，煤壁破裂及裂隙不明顯，但含微裂隙；在鉆孔深度為4.28～5.19 m的窺視圖中，煤體仍有少量裂隙，大于5.19 m鉆孔窺視，裂隙較少且不明顯，煤柱內(nèi)較完整，此范圍區(qū)域煤柱處于彈性狀態(tài)。

現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)留設(shè)寬10 m煤柱幫部破壞情況如圖11所示。

圖11 寬10 m煤柱破壞Fig.11 Failure diagram of 10 m coal pillar

綜上所述，通過(guò)對(duì)15 m和10 m的煤柱進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)鉆孔監(jiān)測(cè)，無(wú)論是否受采動(dòng)影響，煤柱內(nèi)裂隙發(fā)育和擴(kuò)展的影響不大，煤柱內(nèi)存在一定范圍未破壞區(qū)域，煤柱具有一定的完整性和穩(wěn)定性，煤柱寬度留設(shè)8 m和6 m時(shí)，塑性區(qū)完全貫通，承載性能差，破壞嚴(yán)重。

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，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。

5 結(jié) 論

1)通過(guò)極限平衡理論對(duì)30103工作面建立了煤柱寬度計(jì)算模型并計(jì)算得出所留設(shè)煤柱的寬度至少應(yīng)大于9.55 m。

2)通過(guò)模擬6、8、10、12和15 m不同煤柱的寬度，結(jié)果表明，煤柱寬度從15 m逐漸減小到6 m，煤柱中的最大垂直應(yīng)力、水平位移、垂直位移逐漸增加，塑性區(qū)逐漸貫通。護(hù)巷煤柱寬度為10 m時(shí)，煤柱塑性區(qū)恰處于貫通或未貫通區(qū)間，煤柱內(nèi)部具有一定的彈性核區(qū)域，能夠滿足巷道圍巖的穩(wěn)定及維護(hù)。

3)通過(guò)鉆孔窺視儀得到了15 m及10 m煤柱內(nèi)部裂隙的發(fā)育情況。煤柱寬度15 m和10 m時(shí)，無(wú)論是否受采動(dòng)影響，煤柱內(nèi)裂隙發(fā)育和擴(kuò)展的影響不大，煤柱內(nèi)存在一定范圍未破壞區(qū)域，煤柱具有一定的完整性和穩(wěn)定性。