淺埋煤層房式采空區(qū)下開采煤柱穩(wěn)定性研究

安 鑫

(西山煤電集團(tuán) 官地礦，山西 太原 030022)

近年來有關(guān)淺埋煤層的開采受到研究學(xué)者的廣泛重視，尤其在淺埋房式開采中，由于留設(shè)的煤柱比較多，受開采擾動影響，煤柱會逐漸破壞，造成采空區(qū)無法保證有永久性的煤柱支撐。房式采空區(qū)的煤柱分布情況及其破壞情況會直接導(dǎo)致下位煤層開采過程中的應(yīng)力分布特征發(fā)生變化[1]. 由此，我國學(xué)者對淺埋煤層開采的礦壓顯現(xiàn)規(guī)律及煤柱穩(wěn)定性分析進(jìn)行了大量研究。張俊云[2]、侯忠杰[3]對淺埋工作面頂板的斷裂及垮落過程進(jìn)行了深入研究，得出了不同下沉情況下的支護(hù)強(qiáng)度計(jì)算方法。楊治林[4]通過對頂板巖層的失穩(wěn)過程和其彎曲后的不穩(wěn)定性進(jìn)行研究，成功推導(dǎo)出斷裂后頂板下沉量計(jì)算公式。付武斌[5]根據(jù)礦壓理論及有限元強(qiáng)度拆減理論，對淺埋層采空區(qū)下的煤柱穩(wěn)定性進(jìn)行了研究，得出了煤柱穩(wěn)定性主要受煤柱的主應(yīng)力影響。王平虎[6]通過建立3#煤層殘留煤頂板力學(xué)模型，對頂板的撓曲變形進(jìn)行分析，總結(jié)了該頂板的下沉規(guī)律。巫仕振[7]通過對唐山溝煤礦11#煤層不同類型煤柱的載荷和強(qiáng)度進(jìn)行理論分析，得出了煤柱穩(wěn)定性的相關(guān)結(jié)論。

本文結(jié)合前人研究成果，在廣泛收集資料的基礎(chǔ)上，結(jié)合理論分析和數(shù)值模擬方法，對石圪臺礦綜采工作面過2#煤層房式采空區(qū)的超前支承壓力的分布特征和塑性區(qū)分布規(guī)律進(jìn)行了研究，對工作面的安全生產(chǎn)、煤礦的經(jīng)濟(jì)效益等具有重要的研究意義和使用價值。

1 工程背景

2#煤層工作面煤房與煤柱之間以“口對柱”形式分布，煤房寬度為6 m，煤柱見方尺寸為8 m，即采用“采六留八”房式布置，房式采空區(qū)結(jié)構(gòu)見圖1. 從工作面停采線至切眼每100 m劃分為一開采區(qū)段，區(qū)段間留設(shè)20 m的隔離煤柱帶，工作面平均采高為4 m. 3#煤層傾角為1°～3°，煤層平均厚度為4.0 m，埋深121.3 m，3#與2#煤層采空區(qū)層間距33～48 m，3#煤層頂板、底板均以砂質(zhì)泥巖、粉砂巖為主，直接頂為粉砂巖、細(xì)粒砂巖、中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖。工作面采用三巷布置，分別為主運(yùn)、輔運(yùn)和回風(fēng)順槽，3條順槽均沿煤層底板掘進(jìn)。

圖1 房式采空區(qū)結(jié)構(gòu)圖

房式采空區(qū)對3#煤層影響主要有以下幾點(diǎn)：

1) 殘留煤柱發(fā)生流變，回采過程中突然失穩(wěn)破壞，造成頂板瞬時劇烈來壓。2) 當(dāng)煤層埋深較淺時，煤柱垮落可能造成地表突然塌陷，對地表房屋等建筑物造成損害，采空區(qū)大面積垮落甚至造成礦震現(xiàn)象。3) 上煤層房式開采殘留煤柱形成應(yīng)力集中，對下煤層頂板支護(hù)不利。

2 房柱及隔離煤柱穩(wěn)定性分析

房式采空區(qū)中煤柱受力情況復(fù)雜，煤柱支承壓力的大小與煤層埋藏深度、煤柱煤房尺寸、頂?shù)装鍘r性、煤層傾角等因素有關(guān)。由于回采寬度較小，采空區(qū)直接頂會部分垮落，基本頂一般不發(fā)生冒落，且冒落的矸石未能接頂，房式采空區(qū)矸石不具有承載性。按煤柱承載最大載荷狀態(tài)考慮，即采空區(qū)上覆巖層的重量全部作用于留煤柱上。

1) 當(dāng)煤柱所受載荷大于自身的極限強(qiáng)度時，煤柱產(chǎn)生破壞，破壞時滿足：

k≥σp/σ

(1)

式中：

k—安全系數(shù)；

σ—煤柱所受平均應(yīng)力，MPa；

σp—煤柱的極限強(qiáng)度，MPa.

煤柱的極限強(qiáng)度是決定煤柱穩(wěn)定性的關(guān)鍵條件。煤柱的極限強(qiáng)度與煤塊的尺寸、抗壓強(qiáng)度、圍巖接觸面等因素有關(guān)。煤柱強(qiáng)度可由式(2)計(jì)算：

(2)

式中：

R—煤柱強(qiáng)度，MPa；

Rc1—煤的單軸抗壓強(qiáng)度，MPa，該礦煤的抗壓強(qiáng)度取15；

h—煤柱高度，m.

計(jì)算得出，6 m×8 m、20 m煤柱的強(qiáng)度分別為18.33 MPa、28.32 MPa.

2) 根據(jù)面積法轉(zhuǎn)換公式計(jì)算煤柱平均應(yīng)力：

(3)

式中：

H—巷道埋深，m，取148.8；

γ—上覆巖層平均容重，kN/m3，取2.4；

Ak—開采工作面面積，m2；

Az—煤柱面積，m2.

該礦房柱式采空區(qū)埋深較淺，煤柱布置整齊、尺寸相等，通過輔助面積法計(jì)算煤柱載荷比較合理。

經(jīng)計(jì)算，6 m×8 m房柱的載荷為：

考慮煤房區(qū)塌陷，對于寬度為20 m的隔離煤柱載荷計(jì)算公式為：

P20×N=[a+wH-0.25D2cotδ]γ

(4)

式中：

w—煤柱寬度，m；

D—區(qū)段長度，m，取90；

δ—煤房上覆巖層垮落角，(°)，取60.

確定隔離煤柱上覆載荷，煤柱單位面積的平均載荷，即平均應(yīng)力為：

=14.6MPa

(5)

當(dāng)安全系數(shù)k>1.5時，煤柱所受最大應(yīng)力集中在煤柱核區(qū)，煤柱能承載上覆巖層的重量，并能保持長期穩(wěn)定；當(dāng)k逐漸減小，煤柱最大應(yīng)力逐漸向煤柱核區(qū)集中，導(dǎo)致煤柱產(chǎn)生由外向內(nèi)的破壞，最終導(dǎo)致煤柱整體失穩(wěn)。當(dāng)安全系數(shù)k

3 房采后3#煤層開采圍巖應(yīng)力及破壞特征

3.1 模型的建立

根據(jù)2#、3#煤層工作面實(shí)際賦存狀態(tài)及尺寸，并考慮到邊界效應(yīng)，模型兩邊需各留出60 m的保護(hù)煤柱。模型尺寸為340 m×300 m×130 m，模型邊界條件為四周施加水平位移約束，X、Y方向位移為零；模型底部邊界固定，即底部邊界X、Y、Z方向的位移均為零；模型頂部為自由邊界，在Z軸方向設(shè)定自重載荷。

根據(jù)提取巖芯所做的煤巖物理力學(xué)性質(zhì)實(shí)驗(yàn)，獲取各煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1.

表1 模型煤巖物理力學(xué)參數(shù)表

3.2 房采圍巖應(yīng)力特征、下位未采煤層應(yīng)力場環(huán)境

以“采六留八”方式開采2#煤層，開采后采場圍巖應(yīng)力重新分布，圍巖應(yīng)力分布特征見圖2. 煤房開采后，采空區(qū)底板應(yīng)力呈“碗”形分布，在采空區(qū)下方形成應(yīng)力降低區(qū)，而房柱下方形成應(yīng)力集中區(qū)。經(jīng)計(jì)算可知，該層位原始垂直應(yīng)力為3.5 MPa，8 m房柱中心垂直應(yīng)力可達(dá)14 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為3.9；房柱失穩(wěn)后，房柱垂直應(yīng)力由14.0 MPa降低到8.2 MPa，承載能力降低，由其承載的上覆巖層將由兩側(cè)大煤柱承擔(dān)，在大煤柱兩側(cè)將形成明顯的應(yīng)力集中區(qū)。與之相反，邊界煤柱區(qū)垂直應(yīng)力由8.0 MPa升高到12.5 MPa，成為高應(yīng)力集中區(qū)，應(yīng)力集中系數(shù)達(dá)3.6. 通過對比分析房柱破壞前后應(yīng)力分布情況可知，隨著房柱的不斷破壞，圍巖中的高應(yīng)力逐漸由房柱轉(zhuǎn)移到邊界大煤柱，直至再次平衡。

圖2 2#煤層房柱開采后圍巖垂直應(yīng)力分布圖

2#煤層開采后，3#煤層應(yīng)力場環(huán)境見圖3，在20 m煤柱下方均存在不同程度的增壓區(qū)，3#煤體中垂直應(yīng)力為5.0 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.11，對開采不利。房柱破壞區(qū)域下方3#煤中間區(qū)域處于明顯的應(yīng)力降低區(qū)，垂直應(yīng)力為3.8 MPa，降低了16%，使3#煤體中積聚的彈性能得到有效釋放，對3#煤開采有利。由此可知，下位3#煤采動應(yīng)力主要受煤柱尺寸和房柱是否失穩(wěn)影響，過大煤柱時應(yīng)加強(qiáng)礦壓觀測及頂板的管理避免動力災(zāi)害的發(fā)生。

圖3 3#煤層應(yīng)力分布曲線圖

3.3 3#煤層開采圍巖應(yīng)力分布特征

2#煤房采穩(wěn)定后，按開采計(jì)劃開挖下覆3#煤層，綜合考慮運(yùn)算速度和模擬目的，開采步距設(shè)為20 m，分析3#煤開采過程中圍巖應(yīng)力分布特征。考慮到篇幅，只列舉部分圍巖應(yīng)力和塑性區(qū)分布圖。工作面推進(jìn)不同距離時圍巖垂直應(yīng)力分布見圖4.

圖4 3#煤工作面推進(jìn)不同距離時應(yīng)力分布云圖

3#煤綜采工作面推進(jìn)20 m、40 m、60 m時，超前支承壓力影響范圍由工作面前方30 m增加到60 m，其中高應(yīng)力區(qū)為工作面前方1～22 m，支承壓力值為4.3 ～9.1 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)由1.66增加到2.1.

當(dāng)工作面分別推進(jìn)100 m、160 m、220 m時，距離20 m隔離煤柱越來越近，超前支承壓力影響范圍在工作面前方由30 m增加到46 m，支承壓力值4.3～16.8 MPa，應(yīng)力集中峰值分別距工作面前方7 m、2.5 m、3 m處，工作面超前支承壓力應(yīng)力集中系數(shù)在2.6～3.7.

綜上所述，超前支承壓力最大峰值均處于2#煤留設(shè)煤柱中且應(yīng)力集中程度和煤柱尺寸密切相關(guān)，由于受煤柱兩側(cè)支承壓力的疊加作用，20 m隔離煤柱下方應(yīng)力峰值較大。工作面推進(jìn)開采3#煤層結(jié)束時，高應(yīng)力區(qū)集中在2#煤所留設(shè)20 m隔離煤柱下方，工作面走向中部開采后頂板巖層垮落卸壓，在上覆巖層的作用下又重新壓實(shí)，垂直應(yīng)力逐步恢復(fù)。從應(yīng)力云圖中可以看出在開切眼和停采線附近上覆巖層中拉應(yīng)力高度集中，則可預(yù)測開切眼側(cè)上覆巖層垮落角為72°，停采線側(cè)上覆巖層垮落角為69°.

3.4 3#煤層開采塑性區(qū)分布特征

工作面推進(jìn)不同距離的塑性區(qū)分布特征見圖5，工作面推進(jìn)至80 m時，房柱與下位煤層工作面開采頂板的塑性區(qū)并未上下連通，說明關(guān)鍵層并未發(fā)生破斷，和理論分析較為一致；當(dāng)工作面推進(jìn)至120 m時，連接房柱與其下方煤層開采間的巖層及頂板全部為塑性區(qū)，表明關(guān)鍵層已發(fā)生破斷，直至工作面全部推進(jìn)結(jié)束，并且破斷后應(yīng)力釋放導(dǎo)致兩層之間巖層發(fā)生垮落，此時20 m煤柱正在受剪切破壞，將會產(chǎn)生失穩(wěn)破壞，對3#煤工作面造成較大影響，和理論分析下位煤層開采過20 m煤柱時，動載系數(shù)較大，可能引發(fā)壓架事故較為一致。

4 結(jié) 論

1) 該礦2#煤層房式開采后，殘存的煤柱主要分為6 m×8 m房柱和區(qū)段之間留設(shè)的20 m隔離煤柱帶。經(jīng)理論分析可知，6 m×8 m房柱可能會隨著時間作用發(fā)生流變最終失穩(wěn)；20 m隔離煤柱可以長期保持穩(wěn)定。

2) 下位煤層開采在推進(jìn)至20 m隔離煤柱處，下部巖層會發(fā)生應(yīng)力集中現(xiàn)象，對下位煤層開采無法起到卸壓效果，對工作面礦壓顯現(xiàn)造成較大影響；在6 m×8 m房柱失穩(wěn)結(jié)構(gòu)下3#煤層處于卸壓狀態(tài)，應(yīng)力降低16%，對其礦壓顯現(xiàn)影響較小。

3) 通過數(shù)值模擬分析可知，3#煤開采過程中受2#煤層留設(shè)煤柱和房柱的影響，超前支承壓力有所不同，工作面回采期間，在工作面前方2.0～25 m為高應(yīng)力區(qū)，超前支承壓力影響范圍為20～46 m，超前支承壓力峰值為4.3～16.8 MPa，超前支承壓力最大峰值均處于2#煤留設(shè)20 m隔離煤柱及房柱失穩(wěn)區(qū)域下方。

4) 考慮實(shí)際開采過程，在3#煤層過20 m隔離煤柱時，很有可能發(fā)生動載礦壓現(xiàn)象，導(dǎo)致支架壓死事故，嚴(yán)重影響礦井安全生產(chǎn)，后期應(yīng)該加強(qiáng)頂板支護(hù)和過房式采空區(qū)礦壓觀測。