張志沛, 李 鋒
(西安科技大學地質與環境學院, 西安 710054)
區段煤柱的留設一直是煤礦設計人員關心的話題。優化的區段煤柱能夠提高煤層回采安全性和煤炭回收率,避免了國有財產的流失;同時中國的緩傾斜厚煤層淺部煤炭儲量大,煤質良好。因此進行區段煤柱留設寬度優化研究對于緩傾斜厚煤層淺部回采意義重大。
前人在研究區段煤柱方面取得了很大的進展。劉金海等[1]采用微地震監測、理論計算等方法得到了深井特厚煤層區段煤柱的合理寬度;張國華等[2]得到了中厚煤層區段煤柱合理寬度理論計算公式;張小艷等[3]建立了較為真實反映地下巖層形態、產狀和巖石品位的三維數值模型,為區段煤柱合理留設研究提供建模基礎;屠洪盛等[4]得到了急傾斜煤層區段煤柱主要受到沿傾向的剪切破壞、向采空區滑落破壞方式的結論;祁和剛等[5]研究了深部礦井高應力區段煤柱底板破壞特征;霍永釗[6]以官地礦13510工作面為對象,研究不同寬度煤柱的應力分布與承載能力;張曉虎等[7]通過非線性突變理論方法得到了煤柱失穩的靜力學判據及煤柱運動的混沌特征;袁瑞甫等[8]研究了傾斜煤層開采后,覆巖演化特征、區段煤柱的變形和失穩破壞特征;曹峰等[9]通過進行動壓影響下巷道變形特征的研究,為區段煤柱合理留設提供了依據;張科學等[10]得到了大煤柱內部進行沿空掘巷煤柱寬度確定方法;楊俊哲等[11]通過分析不同寬度區段煤柱應力和塑性特征得到了區段煤柱的合理寬度;張宇菲等[12]通過分析楊莊礦區不同寬度煤柱下巷道圍巖主應力差、支護受力和圍巖位移等變化確定煤柱合理寬度;白進龍[13]研究了張家峁14204工作面區段煤柱合理寬度。楊竹軍[14]采用非爆破方法實現基本頂斷裂主動控制,降低了覆巖關鍵塊對區段煤柱附加荷載。
前人通過理論計算、數值模擬分析與現場實際監測分析的方法在區段煤柱的力學特征和變形破壞機制方面取得了豐碩的成果,使區段煤柱寬度優化研究較為準確。區段煤柱寬度優化研究還存在明顯的不足:首先,大多數學者致力于厚煤層深部區段煤柱研究,成果豐碩,然而針對緩傾斜厚煤層淺部區段煤柱寬度優化研究較少;其次,在區段煤柱應力分析中僅考慮了主應力差的影響,然而忽略了摩爾庫倫準則中摩爾應力圓與強度包絡線的位置關系,使應力分析缺乏理論支撐;最后,在區段煤柱寬度優化方面缺乏煤層回采過程中巷道圍巖與支護結構受力、變形破壞特征及現場實際驗證的綜合分析。因此,現以某煤礦地質與設計資料為背景,采用數值模擬方法分析不同煤柱寬度下煤層回采時巷道圍巖主應力、塑性區、支護結構應力及位移變化特征,確定煤柱留設優化寬度,結合工程實際進行驗證,以為當地類似緩傾斜厚煤層淺部區段煤柱留設提供借鑒,并且進一步完善區段煤柱研究領域。
研究區地勢相對平緩,屬于大陸性季風氣候,四季分明。年平均氣溫15.2 ℃,最熱月平均氣溫27.2 ℃,最冷月平均氣溫1.2 ℃。降水是水資源最主要的補給方式。研究區內含煤地層由灰色泥巖、粉砂巖、中砂巖及煤組成,11024工作面與11025工作面位于二1煤層,煤層的平均厚度為6.2 m,產狀為傾向北東,傾角10°~15°,埋深較淺,地質構造簡單。
11024工作面回風巷與相鄰11025工作面運輸巷均采用矩形截面,寬度×高度尺寸分別為:4 700 mm×3 500 mm、4 300 mm×3 500 mm,采用沿頂板掘進的方式。巷道的兩幫與頂板均用錨桿、錨索與錨網相結合的支護方式,頂錨桿采用左螺旋鋼高強度錨桿、規格為φ24 mm ×3 500 mm、間距為700 mm;兩側幫錨桿采用左螺旋鋼高強度錨桿、規格為φ22 mm×2 800 mm、間距為800 mm;錨索采用規格為φ17.8 mm×10 000 mm鋼絞線、間距為700 mm。
采用Fast Lagrangian Analysis of Continua 3D軟件對11024工作面和11025工作面進行區段煤柱寬度為3、6、9、12、15 m的回采模擬,分析不同區段煤柱下巷道圍巖主應力、塑性區、支護結構應力和位移規律,為確定煤柱合理寬度提供數值分析基礎。如圖1所示數值分析模型,尺寸為長度×寬度×高度=150 m×110 m×90 m,共327 440 個節點、243 240 個單元;巷道均為矩形截面,回風巷道模型截面尺寸為4 700 mm×3 500 mm,運輸巷道模型截面尺寸為4 300 mm×3 500 mm;為了提高分析模擬結果的準確性,按照距離巷道越遠處模型網格單元越稀疏的原則,確定了網格的加密區和稀疏區;模型表面根據實際情況為自由地面,沒有約束,四周與底部考慮了工作面回采的影響范圍進行了固定。

圖1 數值分析模型Fig.1 Numerical analysis model
根據室內試驗得到巖土體的物理力學參數如表1所示,巖土體采用Mohr-Coulomb本構關系、泊松比為0.25~0.34,并選用彈塑性模型。

表1 巖土體物理力學參數Table 1 Physical and mechanical parameters of rock-soil body
利用數值模擬軟件,首先對模型進行初始應力場平衡計算;其次,進行煤層11024工作面和11025工作面巷道開挖與支護計算;然后,進行煤層11024工作面回采計算;最后,進行煤層工作面巷道圍巖計算結果分析。
基于莫爾-庫倫直線強度理論,巖石剪切破壞狀態取決于最大主應力和最小主應力。當最大、小主應力確定的莫爾應力圓與強度包絡線相交時,巖石處于破壞狀態;當應力圓與強度線相切時,巖石處于極限平衡狀態;當應力圓與強度線相離時,巖石處于安全狀態。巖石的主應力差反應莫爾應力圓的大小,結合最小主應力確定摩爾應力圓的位置與形態,因此通過分析最小主應力與主應力差確定應力圓與強度包絡線的關系,評價巷道圍巖的穩定性。假設σ1、σ2和σ3分別表示巖石的最大主應力、中間主應力和最小主應力,則主應力差為σs=|σ1-σ3|。
通過數值模擬軟件進行11024工作面與11025工作面區段煤柱寬度為3、6、9、12、15 m時巷道形成及煤層回采模擬,得到如圖2所示不同煤柱寬度下巷道圍巖主應力差圖。

圖2 不同煤柱寬度下巷道圍巖主應力差圖Fig.2 Principal stress difference of roadway surrounding rock with different coal pillar widths
(1)在巷道角隅處出現應力集中現象。實體煤側角隅比區段煤柱側角隅集中程度高,說明實體煤側角隅形成的莫爾應力圓半徑較大;在巷道頂、底板及側幫中部,主應力差相比周圍巖石小,形成的莫爾應力圓半徑小。
(2)巷道兩側產生了應力集中現象。隨著煤柱寬度的減小,區段煤柱兩側最大主應力差逐漸降低;區段煤柱由兩處應力集中區域向單一應力集中區域轉化,應力集中區域所占煤柱區域的比例升高。
由于巷道兩側的煤柱主應力差復雜,為了更深層地研究煤柱的應力差變化規律,以巷道寬度方向為側線方向,設置回風巷實體煤側壁中點深部4 m為起始監測點,測點間距1 m,得到如圖3所示不同煤柱寬度下監測點主應力差曲線圖。

圖3 不同煤柱寬度下監測點主應力差曲線圖Fig.3 Principal stress difference curve of monitoring points with different coal pillar widths
(3)實體煤主應力差隨煤柱寬度變化不明顯。區段煤柱主應力差曲線隨著煤柱寬度減小由雙峰逐漸轉化為單峰狀態,峰值處的主應力差減小,谷底處的主應力差增大,并且主應力差集中區域占煤柱的比例增大。表明:區段煤柱莫爾應力圓平均半徑隨著煤柱寬度的減小而增大。
(4)煤柱寬度為9、12、15 m時,主應力差曲線峰值處與谷底處的主應力差值變化較小;煤柱寬度為3 m和6 m時,峰值處的主應力差減小和谷底處的主應力差增大顯著,說明在3 m和6 m區段煤柱容易產生破壞現象。
為了評價巷道圍巖穩定性,除了掌握圍巖主應力差確定的莫爾圓半徑外,還需分析圍巖的最小主應力,確定莫爾應力圓與強度包絡線的關系,判斷圍巖的變形破壞狀態。如圖4所示為不同煤柱寬度下巷道圍巖最小主應力圖。

圖4 不同煤柱下巷道圍巖最小主應力圖Fig.4 Minimum principal stress of roadway surrounding rock with different coal pillar widths
(1)巷道頂板中部最小主應力為拉應力,并且主應力差小。說明在巷道頂板中部拉應力集中,并且巖石的抗拉強度低,容易發生巖石拉斷破壞現象。
(2)巷道角隅處巖石最小主應力小、主應力差大,形成的莫爾應力圓與強度包絡線相交,表明在巷道角隅巖石發生剪切破壞現象。
(3)巷道兩側產生了最小主應力擴散現象。隨著煤柱寬度的減小,區段煤柱由兩處應力擴散區域向單一應力擴散區域轉化,應力擴散區域所占煤柱區域的比例升高,煤柱內最小主應力平均值減小,并且煤柱莫爾應力圓平均半徑較大,因此隨著煤柱寬度的減小,煤柱內部越容易發生煤層剪切破壞現象,影響巷道圍巖穩定性。
為了準確地評價巷道圍巖穩定性,繪制如圖5所示不同煤柱寬度下監測點最小主應力曲線圖,分析巷道兩側煤柱的最小主應力,并結合主應力差研究成果,判別煤柱的變形破壞狀態,評價巷道圍巖穩定性。

圖5 不同煤柱寬度下監測點最小主應力曲線圖Fig.5 Minimum principal stress curve of monitoring points with different coal pillar widths
(4)針對巷道實體煤側,在煤柱寬度為9 m、12 m和15 m時最小主應力和主應力差無顯著變化,莫爾應力圓與強度包絡線相離,處于安全狀態,巷道圍巖穩定;在煤柱寬度為3 m和6 m時距離實體煤幫2 m內最小主應力顯著減小,主應力差集中程度大,莫爾應力圓與強度包絡線相交,處于剪切破壞狀態,巷道圍巖不穩定。
(5)針對巷道區段煤柱側,不同煤柱寬度下最小主應力曲線為單峰狀態。隨著煤柱寬度的減小,單峰處的最小主應力依次減小,煤柱寬度從15 m降至9 m過程中最小主應力減小不顯著,應力圓半徑小,確定的莫爾應力圓與強度包絡線相離,煤柱處于穩定狀態;煤柱寬度從6 m降至3 m過程中單峰處的最小主應力減小顯著,應力圓半徑較大,煤柱處于破壞狀態,巷道圍巖不穩定。
結合主應力研究成果分析如圖6所示不同煤柱寬度下巷道圍巖變形破壞特征,判斷巷道圍巖變形破壞狀態,確定巷道圍巖的穩定性。

圖6 不同煤柱寬度下巷道圍巖變形破壞特征圖Fig.6 Deformation and failure characteristics of roadway surrounding rock with different pillar widths
(1)巷道角隅處巖石產生剪切破壞,實體煤柱側角隅比區段煤柱側角隅破壞程度大;巷道頂、底板及側幫中部過去出現了巖石拉斷破壞,任建喜等[15]提出矩形斷面硐室為直線型周邊,容易出現拉應力區且巖石的抗拉強度低,使得巖石容易出現拉斷破壞,影響硐室穩定。此次模擬結果與理論高度一致。
(2)煤柱寬度為9、12、15 m時,巷道圍巖處于穩定狀態;煤柱寬度為6 m時,巷道兩側出現剪切破壞現象,區段煤柱僅存在30%彈性區域,難以長期服務巷道生產需要,巷道圍巖不穩定;煤柱寬度為3 m時,區段煤柱塑性區域貫通,巷道圍巖不穩定。這與主應力分析的結果相吻合,說明主應力研究成果能合理地解釋巷道周圍煤柱破壞狀態。
通過對巷道圍巖支護結構應力分析得到支護結構的主要受力部位與范圍,分析支護結構對巷道圍巖穩定性的影響。巷道圍巖的支護結構主要由錨桿、錨索和水泥漿組成,本次模擬發現錨桿與錨索抗力學性能強,安全系數高,穩定性高,但是水泥漿的穩定性差。水泥漿的破壞會使錨桿、錨索失效,引起支護結構破壞,影響巷道圍巖穩定性。因此以支護結構水泥漿為研究對象,得到如圖7所示不同煤柱寬度下巷道圍巖支護結構水泥漿應力圖。

圖7 不同煤柱寬度下巷道圍巖支護結構水泥漿應力圖Fig.7 Grout stress of support structure of roadway surrounding rock with different coal pillar widths
(1)對于巷道頂板支護結構水泥漿應力,錨索水泥漿主要為拉應力集中且位于底部,錨桿水泥漿主要為壓應力集中且位于頂部。對于錨索水泥漿底部拉應力而言,偏向實體煤側錨索水泥漿拉應力大于偏向區段煤柱側水泥漿拉應力,但小于中部錨索水泥漿拉應力;對于錨桿水泥漿頂部壓應力而言,偏向區段煤柱側錨桿水泥漿壓應力大于中部錨桿水泥漿壓應力,但小于偏向實體煤側錨桿水泥漿壓應力。
(2)對于巷道角隅錨桿水泥漿應力,在水泥漿頂部產生小范圍的壓應力集中現象,這與角隅處存在小范圍的較大應力相吻合,其他區域存在較好的承載能力,角隅錨桿水泥漿處于穩定狀態。
(3)巷道兩側錨桿水泥漿頂部主要承受壓力、底部主要承受拉力。錨桿水泥漿頂部壓應力表現為巷道兩側上部錨桿水泥漿壓應力大于中部錨桿水泥漿壓應力,且小于下部錨桿水泥漿壓應力。
從水泥漿應力圖中看出,對于巷道區段煤柱側錨桿水泥漿應力隨著煤柱寬度變化呈現復雜變化,為直觀分析錨桿水泥漿應力變化特征得到如圖8所示回風巷道區段煤柱側錨桿水泥漿應力曲線圖。

圖8 不同煤柱寬度下回風巷道區段煤柱側幫錨桿水泥漿應力圖Fig.8 Rock bolt stress curve for section coal pillar side of return airway with different pillar widths
(4)錨桿水泥漿主要承受拉力位置在底部,當煤柱寬度為12、15 m時上部錨桿水泥漿拉應力大于中部錨桿水泥漿拉應力且小于下部錨桿水泥漿拉應力;當寬度為6、9 m時上部錨桿水泥漿拉應力大于下部錨桿水泥漿拉應力且小于中部錨桿水泥漿拉應力;當寬度為3 m時上部錨桿水泥漿拉應力大于中部錨桿水泥漿拉應力且小于下部錨桿水泥漿拉應力。
(5)當煤柱寬度為9、12、15 m時,錨桿水泥漿具有良好的承載能力且應力集中范圍小,巷道圍巖穩定;當煤柱寬度為6 m時區段煤柱中部錨桿水泥漿拉應力接近水泥漿抗拉強度,并且拉應力集中區域占錨桿全長的25%,影響錨桿與穩定巖體的相互作用,不利于巷道圍巖長期穩定;當煤柱寬度為3 m時區段煤柱錨桿水泥漿拉應力接近水泥漿抗拉強度,且上、中、下拉應力集中區域占錨桿的25%、30%和35%,影響巷道圍巖穩定。
(6)區段煤柱錨桿水泥漿主要承受壓力位置在頂部,錨桿水泥漿壓應力與煤柱寬度呈現負相關,隨著煤柱寬度減小錨桿水泥漿頂部壓應力增大。煤柱寬度從15 m降到9 m的過程中正應力小且變化幅度小;煤柱寬度從6 m降至3 m過程中正應力顯著增大,但低于水泥漿抗壓強度。
以巷道圍巖位移與主應力、支護結構應力研究成果為基礎,預測巷道圍巖潛在位移,分析巷道圍巖穩定性。如圖9所示為不同煤柱寬度下巷道圍巖位移圖。

圖9 不同煤柱寬度下巷道圍巖位移圖Fig.9 Displacement of roadway surrounding rock with different pillar widths
(1)巷道頂板沉降現象最為顯著;巷道實體煤側幫移近量大于區段煤柱側幫移近量;巷道底板的隆起現象不明顯。巷道角隅處巖石位移量比周圍巖石位移量小;巷道實體煤側幫角隅位移量大于區段煤柱側幫角隅位移量,角隅處巖石的位移量變化規律與主應力變化規律吻合。
(2)煤柱位移量與區段煤柱寬度為負相關,隨著煤柱寬度的減小位移量逐漸增大;煤柱位移量的變化規律與錨桿應力變化規律基本一致。
(3)煤柱寬度為3 m和6 m時煤柱支護結構趨近破斷且處于剪切破壞狀態,巷道圍巖不穩定;煤柱寬度為9、12、15 m時支護結構具有良好的承載能力,巷道圍巖處于彈性變形階段、位移量滿足巷道生產需要,巷道圍巖處于穩定狀態。
通過FLAC3D數值模擬軟件進行緩傾斜厚煤層淺部區段煤柱為3、6、9、12、15 m時工作面回采模擬,分析巷道圍巖的主應力、塑性區、支護結構受力和位移變化特點。在煤柱寬度為3 m時,區段煤柱莫爾應力圓與強度包絡線相交、塑性區貫通、支護結構趨于破壞;在煤柱寬度為6 m時,區段煤柱兩側莫爾應力圓與強度包絡線相交、僅存在30%的彈性區域、支護結構趨于破壞。因此不能滿足巷道生產需要,3、6 m屬于煤柱不合理寬度。在煤柱寬度為9、12、15 m時,巷道圍巖莫爾應力圓與強度包絡線相離、均為彈性變形階段、支護結構有良好的承載力、圍巖位移小,兼顧煤礦生產需求及提高煤炭資源利用率,煤柱合理留設寬度范圍為9~12 m,煤柱留設優化寬度為9 m。
為了驗證該煤礦緩傾斜厚煤層淺部區段煤柱留設優化寬度的合理性。本礦區11024工作面與11025工作面的區段煤柱寬度為9 m,以11024工作面回風巷與11025工作面運輸巷為監測對象,由于巷道運營過程中對底部煤炭進行經常臥底處理,所以巷道進行頂板和側幫表面的位移監測與頂板的離層監測。巷道掘進方向30 m設置為第一個測站,間隔20 m設置一個測站,共設置3個測站,淺部測點的深度為1.5 m,深部測點的深度為5 m,進行70 d的監測。得到以下結果。
(1)針對巷道表面位移而言,回風巷與運輸巷頂板表面位移分別為73 mm與67 mm,實體煤側幫表面位移分別為55 mm與51 mm,區段煤柱側幫表面位移分別為38 mm與37 mm。數值模擬結果與實測數據吻合,說明數值模擬符合現場實際;巷道表面位移滿足巷道安全生產要求,得出采用現用的支護方案能有效提高巷道表面穩定性。
(2)回風巷與運輸巷頂板淺部監測點離層量分別為28 mm與25 mm、深部監測點離層量分別為43 mm與37 mm。表明該支護方案能解決頂板巖石的不協調變形破壞問題,防止巖石的突發性破壞。
通過監測結果分析看出,當巷道圍巖采用現有的支護方案時,既能使巷道圍巖表面穩定,又能防止巷道頂板巖石的突發性破壞,巷道圍巖處于穩定狀態,并且使得煤炭生產率與回收率最優化。該緩傾斜厚煤層淺部區段煤柱留設優化寬度為9 m是合理的。
(1)煤柱寬度為9~15 m時,巷道圍巖莫爾應力圓與強度包絡線相離,處于穩定狀態;煤柱寬度為3~6 m時,煤柱莫爾應力圓與強度包絡線相交,為破壞狀態,巷道圍巖處于失穩狀態。
(2)煤柱寬度為9~15 m時,巷道圍巖為彈性變形階段,處于穩定狀態;煤柱寬度為6 m時,區段煤柱兩側為剪切破壞狀態、煤柱僅存在30%彈性區,不利于長期承載,巷道圍巖穩定性差;煤柱寬度為3 m時,區段煤柱塑性區貫通,產生整體剪切破壞,巷道圍巖處于失穩狀態。
(3)煤柱寬度為9~15 m時,巷道圍巖錨桿水泥漿有良好的承載能力,處于穩定狀態;煤柱寬度為6 m時,巷道區段煤柱側中部錨桿水泥漿集中拉應力接近抗拉強度且集中區域占錨桿的25%,影響錨桿與穩定巖體相互作用,不利于巷道圍巖長期穩定;煤柱寬度為3 m時,區段煤柱側上、中、下錨桿水泥漿集中拉應力接近抗拉強度且集中區域占錨桿的25%、30%和35%,影響巷道圍巖穩定。
(4)煤柱寬度為9~12 m時,巷道圍巖支護結構承載能力大、處于彈性變形階段且位移量滿足巷道生產需要,巷道圍巖處于穩定狀態,為煤柱合理寬度范圍。工程實際驗證表明,煤柱寬度為9 m時,能有效控制圍巖變形破壞,使煤炭生產效率與回收率最優化,屬于煤柱留設優化寬度。