淺埋煤層綜采工作面10 m區(qū)段小煤柱穩(wěn)定性分析

鎖良晨

(中煤能源研究院有限責(zé)任公司，陜西 西安 710054)

0 引言

煤炭作為我國(guó)能源消費(fèi)的主體，也是重要的不可再生資源，盡可能地提高煤炭回采率十分重要，尤其對(duì)于資源附存條件優(yōu)越的淺埋煤層意義重大。留設(shè)煤柱保護(hù)采準(zhǔn)巷道仍是我國(guó)許多煤礦采取的主要護(hù)巷方法，但同時(shí)也損失了大量的煤炭資源[1]。合理的區(qū)段煤柱寬度不僅要保證開(kāi)采的安全性，還要保證開(kāi)采的經(jīng)濟(jì)性。目前我國(guó)煤礦對(duì)于區(qū)段煤柱留設(shè)主要有以下幾種方式。一是留設(shè)30 m以上大煤柱，使上下區(qū)段的采動(dòng)互不影響，但煤炭資源浪費(fèi)較嚴(yán)重；二是留設(shè)10～30 m小煤柱，該方式易在煤柱中形成疊加應(yīng)力區(qū)，煤柱易擠壓破碎而失去承載能力；三是無(wú)煤柱開(kāi)采。針對(duì)煤柱穩(wěn)定性的研究，有效區(qū)域理論是通過(guò)分析煤柱的破壞以確定相應(yīng)的煤柱穩(wěn)定寬度[2-5]。此外，可以在煤柱三向強(qiáng)度特性的基礎(chǔ)上，依據(jù)煤體的三向強(qiáng)度特性來(lái)分析確定煤柱的穩(wěn)定性及相應(yīng)的寬度[6]。奚家米等[7]通過(guò)總結(jié)、分析經(jīng)驗(yàn)法，理論計(jì)算法，數(shù)值模擬法，現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)4種確定煤柱寬度方法的優(yōu)缺點(diǎn)，提出了采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)和數(shù)值模擬結(jié)合的方法來(lái)確定保留煤柱寬度。黃亞軍等[8]通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)工程地質(zhì)調(diào)查、理論分析、煤柱表面位移監(jiān)測(cè)等監(jiān)測(cè)反饋，全面分析了受淺埋、近距、上分層采空區(qū)與本層煤回采等多重?cái)_動(dòng)作用下的馮家塔煤礦1402工作面保護(hù)煤柱損傷破壞過(guò)程，針對(duì)保護(hù)煤柱損傷破壞規(guī)律對(duì)保護(hù)煤柱進(jìn)行支護(hù)優(yōu)化。吳玉意等[9]以神木瑤渠煤礦12508工作面為研究對(duì)象，采用有限差分軟件FLAC3D對(duì)不同煤柱寬度下圍巖變形破壞規(guī)律進(jìn)行分析，并通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)數(shù)據(jù)驗(yàn)證，區(qū)段煤柱留設(shè)10 m時(shí)，巷道整體變形較小，能夠保證安全生產(chǎn)。

神木市大砭窯煤礦主采5-2號(hào)煤層，煤層平均厚度為2.47 m，埋深56.95～166.08 m。礦井采用平硐開(kāi)拓方式，中央分列式通風(fēng)方式，抽出式通風(fēng)方法，長(zhǎng)壁式綜合機(jī)械化采煤工藝，全部垮落法管理頂板。目前礦井選用的區(qū)段煤柱留設(shè)寬度為10 m，區(qū)段煤柱寬度不僅關(guān)系到礦井安全，而且對(duì)于盤(pán)區(qū)資源回收率也會(huì)有一定的影響，因此，分析采用10 m寬度后煤柱的穩(wěn)定性，以驗(yàn)證綜采小區(qū)段煤柱留設(shè)的合理性。

1 區(qū)段煤柱合理留設(shè)寬度分析

1.1 塑性區(qū)寬度

區(qū)段煤柱一側(cè)為回采空間，一側(cè)為采準(zhǔn)巷道。回采空間和采準(zhǔn)巷道在區(qū)段煤柱兩側(cè)形成各自的塑性變形區(qū)，塑性區(qū)的寬度分別為x0和x1，如圖1所示。區(qū)段煤柱保持穩(wěn)定的基本條件是煤柱兩側(cè)產(chǎn)生塑性變形后，在煤柱中央存在一定寬度的彈性核，彈性核的寬度應(yīng)不小于煤柱高度的2倍[10-11]。

圖1 煤柱兩側(cè)塑性區(qū)分布Fig.1 Plastic zone distribution on both sides of coal pillar

1.2 煤柱寬度計(jì)算

1.2.1 區(qū)段煤柱寬度計(jì)算公式

區(qū)段煤柱的主要作用是隔離采空區(qū)和維護(hù)巷道的正常使用，隨著回采工作面的不斷向前推進(jìn)，回采工作面四周的支承壓力分布將隨之發(fā)生變化，為了保證回采安全進(jìn)行，必須保證區(qū)段煤柱有一定寬度。區(qū)段煤柱寬度計(jì)算公式為

B≥x0+2m+x1

(1)

式中，x0為采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度，m；x1為實(shí)體煤側(cè)塑性區(qū)寬度，m；m為開(kāi)采高度，m。

在距離煤體邊緣一定寬度內(nèi)存在著煤體的承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態(tài)。運(yùn)用巖體的極限平衡理論，可得到塑性區(qū)內(nèi)任意點(diǎn)的垂直應(yīng)力、應(yīng)力降低區(qū)的寬度和塑性區(qū)寬度，即支承壓力峰值與煤柱邊緣之間的距離x0。

(2)

1.2.2 計(jì)算結(jié)果驗(yàn)證

隨著工作面的推進(jìn)和采動(dòng)時(shí)間的延續(xù)，煤柱上的支承力的大小也隨之變化。一般情況下，當(dāng)工作面推進(jìn)至煤壁前方50～100 m處開(kāi)始受到采動(dòng)影響，隨著工作面的臨近，由原巖應(yīng)力γH按指數(shù)曲線增長(zhǎng)到KγH，K值在回采工作面附近，一般在工作面后方0～20 m處達(dá)到最大，一側(cè)采動(dòng)的煤體K的最大值一般為1～2[12]。為安全起見(jiàn)，采空區(qū)側(cè)采動(dòng)時(shí)5-2號(hào)煤層頂板應(yīng)力的增高系數(shù)取K=1.9，考慮非采空區(qū)側(cè)二次擾動(dòng)影響應(yīng)力增高系數(shù)同樣取K=1.9。煤壁的側(cè)向約束力一般為0.1～0.3 MPa，選用0.2 MPa；煤層可開(kāi)采厚度最大值為3.16 m；φ0為界面的內(nèi)摩擦角，考慮界面為弱面，摩擦角取20°；側(cè)壓力系數(shù)按泊松比0.25計(jì)算，由于地表起伏變化較大，埋深56.95～166.08 m，上覆圍巖重度γ=24 kN/m3；分界面粘聚力同樣考慮界面為弱面影響，粘聚力選取0.8 MPa。將上述參數(shù)帶入式(2)，當(dāng)埋深為最小值56.95 m時(shí)，x0為0.78 m；當(dāng)埋深為最大值166.08 m時(shí)，x0為1.81 m。因此，代入式(1)，區(qū)段煤柱合理寬度為B≥9.94 m。即大砭窯煤礦5-2號(hào)煤層區(qū)段煤柱留設(shè)寬度10 m大于理論計(jì)算寬度，滿足理論計(jì)算結(jié)果。

2 區(qū)段煤柱穩(wěn)定性的數(shù)值模擬

以3503工作面為模擬對(duì)象，工作面面長(zhǎng)170 m，走向長(zhǎng)度2 460 m，共布置有工作面主運(yùn)順槽、輔運(yùn)順槽、回風(fēng)順槽3條順槽。直接頂為細(xì)砂巖，厚度17.62 m，局部含粉砂巖和夾矸；老頂為粗砂巖，厚度18.19 m。運(yùn)用FLAC3D軟件，依據(jù)煤柱寬度的不同，共建立區(qū)段煤柱寬度6 m、8 m、10 m、12 m、14 m、16 m，共6組方案。通過(guò)對(duì)比不同區(qū)段煤柱寬度留設(shè)方案，論證10 m煤柱的合理性。

2.1 不同煤柱寬度下內(nèi)部應(yīng)力分布特征

2.1.1 不同寬度煤柱豎向應(yīng)力分布

工作面開(kāi)采后作垂直于煤柱的剖面，統(tǒng)計(jì)煤柱頂部豎向應(yīng)力分布情況并繪制曲線如圖2所示。由圖2可知，區(qū)段煤柱豎向應(yīng)力曲線多為雙峰應(yīng)力曲線，應(yīng)力峰值隨著煤柱寬度的增大反而減小。當(dāng)區(qū)段煤柱寬度為6 m時(shí)，其豎向應(yīng)力峰值為15.13 MPa；當(dāng)煤柱寬度為8～16 m時(shí)，豎向應(yīng)力峰值分別為14.51 MPa、14.27 MPa、14.16 MPa、14.05 MPa和13.95 MPa；根據(jù)應(yīng)力峰值分布情況可知，當(dāng)區(qū)段煤柱寬度B≤8 m時(shí)，應(yīng)力峰值變化不大；當(dāng)區(qū)段煤柱寬度B為6 m時(shí)，區(qū)段煤柱垂直應(yīng)力呈現(xiàn)為單峰應(yīng)力曲線；當(dāng)區(qū)段煤柱寬度B≥8 m時(shí)，垂直應(yīng)力呈現(xiàn)為非對(duì)稱雙峰應(yīng)力曲線；靠近采空區(qū)側(cè)的區(qū)段煤柱應(yīng)力普遍要比實(shí)體煤側(cè)的應(yīng)力值大。

2.1.2 受擾動(dòng)影響后的應(yīng)力分布

當(dāng)煤柱寬度為10 m時(shí)，一次采動(dòng)時(shí)煤柱內(nèi)部最大應(yīng)力為15.20 MPa，如圖3所示。二次采動(dòng)時(shí)增加至18.52 MPa，如圖4所示，增加了21.8%。因此，二次擾動(dòng)對(duì)煤柱穩(wěn)定性影響較大，但此時(shí)巷道僅作回風(fēng)通道，通過(guò)加強(qiáng)監(jiān)測(cè)和及時(shí)修護(hù)，對(duì)生產(chǎn)的影響較小。此外，煤柱內(nèi)部應(yīng)力最大值由老采空區(qū)側(cè)向新采空區(qū)側(cè)移動(dòng)，應(yīng)力集中程度有所增加。

圖3 10 m煤柱受一次擾動(dòng)影響后應(yīng)力分布云圖Fig.3 Stress distribution of 10 m coal pillar affected by once mining

圖4 10 m煤柱受二次擾動(dòng)影響后應(yīng)力分布云圖Fig.4 Stress distribution of 10 m coal pillar affected by twice mining

2.2 煤柱內(nèi)部塑性區(qū)分布特征

煤柱寬度10 m時(shí)，受一次采動(dòng)時(shí)塑性區(qū)寬度為5.6 m，煤柱近采空區(qū)側(cè)較大為3.1 m、實(shí)體煤側(cè)較小為2.5 m，如圖5所示。當(dāng)二次采動(dòng)過(guò)后塑性區(qū)增加至6.3 m，近采空區(qū)側(cè)維持3.1 m不變，實(shí)體煤側(cè)增加了0.6～3.1 m，煤柱兩側(cè)塑性區(qū)寬度基本一致，如圖6所示。

圖5 一次采動(dòng)后煤柱塑性區(qū)分布Fig.5 Plastic zone distribution of coal pillar after once mining

圖6 二次采動(dòng)后煤柱塑性區(qū)分布Fig.6 Plastic zone distribution of coal pillar after twice mining

2.3 煤柱不同寬度下圍巖變形特征

圖7是不同寬度煤柱在回采后，輔運(yùn)順槽達(dá)到穩(wěn)定時(shí)的圍巖變形量曲線圖。由圖7可知，隨著煤柱寬度的減小，巷道圍巖變形量呈負(fù)指數(shù)形式減小，當(dāng)煤柱寬度B為6 m時(shí)，頂板下沉量為57.96 mm，兩幫移進(jìn)量為46.8 mm，變形較大；當(dāng)煤柱寬度B≥10 m時(shí)，圍巖穩(wěn)定性增加顯著，圍巖變形量大幅減小，當(dāng)煤柱寬度B繼續(xù)增大時(shí)，頂板下沉量和兩幫移進(jìn)量基本保持不變，其中頂板下沉量為21.6～27.6 mm，兩幫移進(jìn)量為20.8～22.2 mm，此時(shí)圍巖能夠保持穩(wěn)定，所以煤柱寬度為10 m較為合理。即，可以認(rèn)為5-2號(hào)煤層區(qū)段煤柱寬度選擇10 m左右較為合適。

圖7 不同寬度煤柱下輔運(yùn)變形情況Fig.7 Deformation of auxiliary transportation roadway under different coal pillar widths

3 現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析

在距離3503工作面切眼340 m位置布置一個(gè)測(cè)站，分別于運(yùn)輸順槽和輔運(yùn)順槽中部位置各施工一個(gè)鉆孔并安裝一部?jī)牲c(diǎn)頂板離層儀，每個(gè)鉆孔內(nèi)2個(gè)固定器依次位于直接頂、老頂中部。

3.1 運(yùn)輸順槽位移監(jiān)測(cè)

3503工作面運(yùn)輸順槽的位移監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)如圖8所示。可知，在距回采工作面30 m以外，頂板累計(jì)位移量變化不大，基本控制在1 mm以內(nèi)，可認(rèn)為頂板基本上處于穩(wěn)定狀態(tài)，未發(fā)生移動(dòng)。當(dāng)距回采工作面20 m以內(nèi)時(shí)，隨著與工作面距離的不斷減小，巖層移動(dòng)量變化較為顯著，直接頂巖層移動(dòng)量最大約為4 mm，老頂最大移動(dòng)量約為9 mm。

圖8 3503工作面運(yùn)輸順槽頂板移動(dòng)量變化曲線Fig.8 Variation curve of roof movement of transport roadway in 3503 working face

3.2 輔運(yùn)順槽位移監(jiān)測(cè)

3503工作面輔運(yùn)順槽位移監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)如圖9所示。由圖9可知，在距綜采工作面30 m以外，頂板累計(jì)位移量變化不大，基本控制在1 mm內(nèi)，可認(rèn)為頂板基本上處于穩(wěn)定狀態(tài)，未發(fā)生移動(dòng)。當(dāng)距回采工作面前后20 m范圍內(nèi)，巷道頂板移動(dòng)較為劇烈，至采空區(qū)后方30 m以后巷道頂板變形量逐漸趨于穩(wěn)定，直接頂巖層移動(dòng)量最大約為2.7 mm，老頂最大移動(dòng)量約為4.1 mm。

圖9 3503工作面輔運(yùn)順槽頂板移動(dòng)量變化曲線Fig.9 Variation curve of roof movement of auxiliary transport roadway in 3503 working face

綜上，通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，在區(qū)段煤柱留設(shè)10 m時(shí)，回采動(dòng)壓影響下的巷道整體變形不大，滿足安全生產(chǎn)要求。

4 結(jié)論

(1)結(jié)合大砭窯煤礦具體開(kāi)采條件，采用極限平衡區(qū)理論對(duì)合理煤柱寬度進(jìn)行了驗(yàn)證，結(jié)果表明預(yù)留煤柱寬度不應(yīng)小于9.94 m。

(2)采用FLAC3D軟件對(duì)煤柱受力、塑性區(qū)分布進(jìn)行模擬，模擬結(jié)果表明當(dāng)煤柱寬度小于10 m時(shí)，頂板下沉量、兩幫移近量增幅較為顯著，當(dāng)煤柱寬度大于10 m后，頂板下沉量、兩幫移近量變化較為平緩，因此，留設(shè)10 m保護(hù)煤柱較為合理。

(3)采用頂板離層儀對(duì)巷道變形量進(jìn)行監(jiān)測(cè)，結(jié)果表明：工作面前后20～30 m范圍內(nèi)是頂板離層的主要區(qū)域，老頂最大移動(dòng)量4 mm，直接頂最大移動(dòng)量9 mm，表明巷道變形小，煤柱穩(wěn)定性較高，驗(yàn)證了5-2號(hào)煤層綜采區(qū)段煤柱留設(shè)10 m是可行的。