張建民
(西山煤電臨汾公司 光道煤業(yè),山西 臨汾 041000)
特厚煤層合理的區(qū)段煤柱寬度能夠保證煤柱的穩(wěn)定,使工作面安全回采,在此基礎(chǔ)上應(yīng)盡可能地縮短區(qū)段煤柱的寬度,以實(shí)現(xiàn)煤炭資源開(kāi)采的可持續(xù)性[1]. 劉金海、姜福興等[2]以新巨龍礦井特厚煤層綜放工作面為工程背景,綜合考慮巷道支護(hù)、資源回收、次生災(zāi)害控制、沖擊地壓防治等因素,確定該礦深井特厚煤層綜放工作面區(qū)段煤柱合理寬度為5.0~7.2 m. 陳紹杰、郭惟嘉等[3]以建新礦13#煤層為研究背景,通過(guò)物理試驗(yàn)及數(shù)值模擬軟件的手段對(duì)不同煤柱寬度下回采時(shí)煤柱的穩(wěn)定性和煤柱的應(yīng)力進(jìn)行了分析,確定該礦20 m的煤柱寬度可保持煤柱的穩(wěn)定性。以斜溝煤礦具體的生產(chǎn)地質(zhì)條件為背景,采用不同的理論計(jì)算方法得出煤柱寬度,并通過(guò)數(shù)值模擬的方法對(duì)不同寬度煤柱在回采過(guò)程中的應(yīng)力分布情況進(jìn)行分析,得到合理的煤柱寬度。
斜溝煤礦23112綜放工作面即將回采結(jié)束,需進(jìn)行下區(qū)段23110綜放工作面的準(zhǔn)備作業(yè)。23110工作面的南側(cè)西側(cè)均為實(shí)體煤,所采13#煤層的傾角為7.1°,普氏硬度為2~3,煤厚14.52~15.15 m, 平均14.79 m. 煤層上方為可見(jiàn)黃鐵礦結(jié)核,厚0~1.53 m,平均0.99 m的沙質(zhì)泥巖直接頂,直接頂上覆有厚度7.4 m呈灰白色的中細(xì)粒砂巖基本頂;泥巖基本底和碳質(zhì)泥巖直接底的厚度分別為9 m和2.1 m.
合理的區(qū)段煤柱寬度應(yīng)使順槽處于側(cè)向支承壓力的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),保證回采巷道的穩(wěn)定,并要求煤柱寬度能夠隔絕上區(qū)段的采空區(qū),即在保證安全的前提下盡量提高回采率。
經(jīng)驗(yàn)估算法認(rèn)為:上區(qū)段工作面回采且頂板垮落穩(wěn)定后,會(huì)導(dǎo)致下區(qū)段煤層上方支承壓力的重新分布[4],如圖1所示,煤層距離上區(qū)段工作面采空區(qū)由近及遠(yuǎn)會(huì)形成減壓帶、支撐壓力升高帶、壓力高峰帶、支承壓力下降帶和原巖應(yīng)力帶。原則上應(yīng)將所留設(shè)煤柱及回采巷道布置在原巖應(yīng)力帶內(nèi),避開(kāi)高于原巖應(yīng)力壓力的區(qū)域,即可使所留設(shè)的煤柱及回采巷道承受較低的支承壓力,使其便于維護(hù)。

圖1 煤柱側(cè)向支承壓力分布條帶圖
所留設(shè)煤柱邊緣距支撐壓力高峰帶頂點(diǎn)的距離L可由經(jīng)驗(yàn)公式(1)計(jì)算得到:
L=15.015-0.475f-0.16Rc1-0.199ξ+
1.593m+1.7×10-3H
(1)
式中:
L—所留設(shè)煤柱邊緣距支撐壓力高峰帶頂點(diǎn)的距離,m;
f—所留設(shè)煤柱煤體的堅(jiān)固性系數(shù),取2;
Rc1—煤層直接頂?shù)膯屋S抗壓強(qiáng)度,MPa,取70.8;
ξ—該特厚煤層的平均傾角,(°),取5;
m—該特厚煤層的采高,m,取4.6;
H—所采煤層的埋深,m,取313.
將上述參數(shù)代入式(1)即可計(jì)算得到23110工作面與23112采空區(qū)之間所留設(shè)煤柱邊緣距支撐壓力高峰帶頂點(diǎn)的距離L為9.6 m. 實(shí)體煤內(nèi)受采動(dòng)影響而形成的側(cè)向支承壓力基本上呈對(duì)稱(chēng)分布,即支承壓力升高帶、高峰帶與下降帶的總寬度應(yīng)為2倍的煤柱邊緣距支撐壓力高峰帶頂點(diǎn)的距離。經(jīng)驗(yàn)估算法應(yīng)將巷道布置在這一區(qū)域外,即煤柱寬度L1≥19.2 m.
載荷估算法認(rèn)為:留設(shè)區(qū)段煤柱后,煤柱會(huì)承受兩部分載荷,即采空區(qū)殘留破斷頂板傳遞的載荷和煤柱覆巖自身載荷[5].合理的煤柱寬度應(yīng)保證能夠承載這兩部分的載荷之和,見(jiàn)圖2.

圖2 區(qū)段煤柱受載示意圖
通過(guò)式(2)可以計(jì)算出煤柱體單位長(zhǎng)度所承受的總載荷:
P=[(L2+D)×H-0.25D2cotψ]ρg
(2)
式中:
P—留設(shè)煤柱所承受的總載荷;
L2—所留設(shè)區(qū)段煤柱的寬度,m;
D—上區(qū)段采空區(qū)寬度,m,取180;
ψ—所采煤層直接頂?shù)淖匀豢迓浣牵?°),取42;
ρ—直接頂巖層容重,g/cm3,取1.99;
g—9.8 N/kg.
在得到留設(shè)煤柱所承受的總載荷后,即可通過(guò)式(3)計(jì)算得到煤柱單位寬度上的載荷σ:
(3)
而煤柱極限載荷的計(jì)算公式見(jiàn)式(4):
(4)
式中:
R—煤柱極限載荷;
Rc2—所采13#煤?jiǎn)屋S抗壓強(qiáng)度,MPa,取16.4;
h—所留設(shè)區(qū)段煤柱的高度,m,取4.6.
聯(lián)立上式即可得到載荷估算法條件下合理煤柱寬度應(yīng)滿(mǎn)足的條件為σ≤R,即煤柱能承受的極限強(qiáng)度要大于煤柱所承受的平均載荷。通過(guò)計(jì)算得到載荷估算法條件下,23110工作面留設(shè)的區(qū)段煤柱寬度L2≥19.6 m.
彈性核理論[6]認(rèn)為:合理的煤柱寬度應(yīng)保證上區(qū)段回采及下區(qū)段掘進(jìn)后煤柱兩側(cè)產(chǎn)生塑性形變后,煤柱中央有一定寬度的彈性區(qū)保證煤柱的穩(wěn)定,彈性區(qū)的寬度應(yīng)大于等于二倍的煤層采高,即合理煤柱寬度由式(5)計(jì)算得到:
L3=x0+2m+x1
(5)
式中:
L3—彈性核理論下區(qū)段煤柱的合理寬度,m;
x0—煤柱在上區(qū)段工作面回采時(shí)形成的塑性區(qū)寬度,m;
x1—煤柱在下區(qū)段回采巷道掘進(jìn)時(shí)形成的塑性區(qū)寬度,m;
m—該特厚煤層的采高,m,取4.6.
由極限平衡理論,x0的計(jì)算公式見(jiàn)式(6),x1的計(jì)算公式見(jiàn)式(7):
(6)
式中:

f0—砂質(zhì)泥巖直接頂與13#煤層間的摩擦因數(shù),取0.64;
K—應(yīng)力集中系數(shù),取1.4;
γ—23110工作面覆巖體積力的平均值,kN/m3,取18;
C—該特厚煤層內(nèi)聚力,MPa,取1.3;
φ—該特厚煤層內(nèi)摩擦角,(°),取30.48.
計(jì)算得到x0=7.38 m.
(7)
式中:
px—煤柱幫的支護(hù)阻力,MPa,取0.2;
α、β—Mises準(zhǔn)則系數(shù),分別取0.16、0.73.
計(jì)算得到x1=2.41 m.
通過(guò)以上計(jì)算可以得到彈性核理論中23110合理區(qū)段煤柱寬度L3應(yīng)為18.99 m.
上述3種計(jì)算方法所得到的區(qū)段煤柱寬度結(jié)果不同,為了充分保證礦井開(kāi)采的安全,區(qū)段煤柱的寬度應(yīng)選取上述計(jì)算的最大值,即23110綜放工作面區(qū)段煤柱應(yīng)≥19.6 m,為了記錄施工方便,確定區(qū)段煤柱寬度為20 m.
以斜溝煤礦23110工作面區(qū)段煤柱的寬度為研究對(duì)象,借鑒類(lèi)似綜放工作面區(qū)段煤柱留設(shè)的數(shù)值模擬研究,在23110、23112綜放工作面具體參數(shù)的基礎(chǔ)上,運(yùn)用FLAC3D軟件建立高80 m、長(zhǎng)180 m、寬70 m的模型,見(jiàn)圖3,并在其周?chē)┘游灰七吔纭Q芯可蠀^(qū)段工作面回采時(shí)及下區(qū)段工作面回采時(shí)14 m、16 m、18 m、20 m、22 m和24 m區(qū)段煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布情況,得到最優(yōu)解,確定合理的寬度。

圖3 區(qū)段煤柱寬度研究模型圖
不同寬度煤柱在上區(qū)段綜放工作面回采時(shí)的支承壓力分布曲線(xiàn)見(jiàn)圖4. 由圖4可發(fā)現(xiàn):不同寬度的煤柱在上區(qū)段綜放工作面回采時(shí)所受峰值支承壓力相差不大。區(qū)段煤柱寬度為14~18 m時(shí),煤柱內(nèi)部在上區(qū)段綜放工作面回采時(shí)所承受的支承壓力峰值基本相同,約為32.7 MPa;區(qū)段煤柱寬度為20~24 m時(shí),煤柱內(nèi)部承受約為32.8 MPa的最大支承壓力。但是留設(shè)區(qū)段煤柱寬度≤18 m時(shí),煤柱內(nèi)發(fā)生應(yīng)力集中的位置靠近下區(qū)段的回采巷道,增加了下區(qū)段回采巷道的支護(hù)及維護(hù)成本;煤柱寬度留設(shè)為20~24 m時(shí),煤柱內(nèi)發(fā)生應(yīng)力集中的位置靠近上區(qū)段的采空區(qū),下區(qū)段回采巷道一側(cè)承受的支承壓力較低,避免下區(qū)段回采巷道受上區(qū)段工作面的采動(dòng)影響而增加維護(hù)成本。

圖4 不同寬度煤柱在上區(qū)段回采時(shí)的支承壓力分布圖

圖5 不同寬度煤柱在下區(qū)段回采時(shí)的支承壓力分布圖
不同寬度煤柱在下區(qū)段綜放工作面回采時(shí)的支承壓力分布曲線(xiàn)見(jiàn)圖5. 由圖5可發(fā)現(xiàn):上區(qū)段回采結(jié)束下區(qū)段工作面回采過(guò)程中,應(yīng)力集中現(xiàn)象更為劇烈,但煤柱內(nèi)部支承壓力峰值隨煤柱寬度的增加而減小。區(qū)段煤柱寬度為20 m、22 m、24 m時(shí)平均最大支承壓力為54.5 MPa,較煤柱寬度為14 m、16 m、18 m時(shí)平均最大支承壓力下降35%. 并且區(qū)段煤柱寬度為14 m和16 m時(shí),煤柱中部承受較高的支承壓力,其曲線(xiàn)呈“單峰型”;當(dāng)區(qū)段煤柱寬度為20~24 m時(shí),煤柱中部沒(méi)有高強(qiáng)度的應(yīng)力集中,存在一定寬度的彈性核,其支承壓力曲線(xiàn)呈“馬鞍型”;22 m、24 m寬的區(qū)段煤柱下煤柱所受支承壓力并沒(méi)有大幅減小,煤柱中央彈性核的寬度沒(méi)有明顯增加。故確定斜溝煤礦23110綜放工作面應(yīng)留設(shè)20 m的區(qū)段煤柱。
23110綜放工作面與23112工作面之間留設(shè)20 m寬的區(qū)段煤柱,待上區(qū)段回采結(jié)束垮落穩(wěn)定后,于23110工作面的回風(fēng)順槽內(nèi)煤柱一側(cè)布置一組鉆孔應(yīng)力計(jì)測(cè)點(diǎn),煤柱內(nèi)部2~18 m深度上每遞增2 m布置一個(gè)鉆孔應(yīng)力計(jì),共9個(gè)。23110綜放工作面回采至距測(cè)點(diǎn)15 m和5 m時(shí)區(qū)段煤柱內(nèi)支承壓力分布曲線(xiàn)圖見(jiàn)圖6.

圖6 23110綜放工作面回采過(guò)程中20 m煤柱內(nèi)部支承壓力分布曲線(xiàn)圖
由圖6可知,23110綜放工作面回采至距測(cè)點(diǎn)15 m和5 m時(shí),煤柱內(nèi)側(cè)向支承壓力峰值分別為17 MPa和49 MPa,即距工作面越近煤柱所受支承壓力越高;但是測(cè)點(diǎn)距工作面不同距離時(shí)煤柱內(nèi)部發(fā)生應(yīng)力集中的位置基本相同,圖6中煤柱距工作面15 m和5 m時(shí)煤柱內(nèi)部存在11.6 m和10 m寬的彈性核,寬度大于2倍煤層采高9.2 m,故20 m寬煤柱可以保證23110綜放工作面的安全回采。
以斜溝煤礦23110綜放工作面留設(shè)區(qū)段煤柱為背景,通過(guò)經(jīng)驗(yàn)估算法、載荷估算法和彈性核理論計(jì)算并輔以數(shù)值模擬軟件驗(yàn)證等多種手段確定了合理的區(qū)段煤柱寬度為20 m. 23110綜放工作面回采過(guò)程中煤柱內(nèi)布置的鉆孔應(yīng)力計(jì)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示,回采過(guò)程中煤柱內(nèi)支承壓力曲線(xiàn)呈現(xiàn)“馬鞍型”,且煤柱中部存在寬度大于2倍采高的彈性核,可以保證23110綜放工作面的安全回采。