大断面综放沿空巷道煤柱合理宽度研究

马玉罡

(山西中煤华晋能源有限责任公司 王家岭矿,山西 河津 043300)

近年来,我国厚煤层开采方法不断向大尺度、快推进的大型集约化综放方向发展[1],但是开采时相邻工作面回采巷道受采动影响较剧烈,破坏了巷道的稳定性。因此,确定有效区段煤柱宽度既避免煤炭资源浪费又保证沿空巷道围岩的稳定。国内外学者针对不同地质情况进行了深入研究[2-7]。王卫军等[8]研究了基本顶在给定变形条件下煤柱宽度的确定方法;张科学等[9-10]研究发现煤柱位移方向偏向于巷道一侧,改善了沿空巷道的维护;冯吉成等[11]等通过确定煤柱宽度解决了深井大采高工作面留设大煤柱导致回收率低的难题。

本文以王家岭煤矿20102综放工作面为工程背景,分析大断面强采动综放煤巷围岩偏应力赋存状态,结合现场地质生产条件和理论计算,进一步解释第二、第三偏应力不变量分布规律及其柱宽效应,为大断面强采动综放煤巷围岩控制提供基础数据。

1 工程概况

201采区主采2号煤,煤层赋存稳定,钻孔揭露煤层厚度6.03 m～6.39 m,平均厚度6.21 m,煤层倾角2°～5°,平均3°。直接顶为砂质泥岩,厚度为2.0 m;老顶为细砂岩,厚度为9.6 m;底板为泥岩,厚度为1.61 m,详细岩层分布及力学参数如表1所示。

表1 岩层参数及力学分布Table 1 Parameters and mechanics distribution of strata

图1 201采区工作面及回采巷道布置Fig.1 Layout of 201 mining areas and roadways

20102综放面位于201采区中央大巷的东侧,其北侧为20104综放工作面,两工作面间的区段煤柱宽度为19.4 m。20102工作面长度为225 m,走向长度为1 400 m。20104综放面开采与20102区段回风平巷掘进相向,在距离中央辅助运输大巷约550 m处交汇,因此,20102区段回风平巷0～550 m段将经历20104综放面开采的采动影响。工作面布置图见图1。

2 煤柱合理宽度数值分析

2.1 数值模拟方案设计

岩土塑性理论[12]认为:偏应力张量只引起变形物体的形状变化而不引起体积的变化,塑性变形的发生发展,即变形结果,主要是由偏应力张量所决定。因此,本次使用FLAC3D软件,主要模拟王家岭煤矿20102区段回风平巷围岩的偏应力分布,以偏应力第二不变量和偏应力第三不变量作为衡量指标,绘制煤柱宽度20 m、16 m、12 m、8 m和4 m时顶板深度0.4 m(1号)、1.4 m、2.4 m、3.4 m、4.4 m、5.4 m、6.4 m、7.4 m、8.4 m、9.4 m、10.4 m、11.4 m、12.4 m、13.4 m、14.4 m、15.4 m、16.4 m、17.4 m、18.4 m和19.4 m(20号)水平面对应的偏应力不变量,见图2所示,分析顶板围岩畸变特征及应变分布特征。数值计算模型(见图3)规格450 m×200 m×70 m,施加上覆岩层的自重载荷7 MPa。

2.2 模拟结果分析

2.2.1强采动煤巷偏应力第二不变量柱宽效应

不同煤柱宽度下(20 m、16 m、12 m、8 m和4 m)顶板不同层位偏应力不变量监测曲线见图4所示。

煤柱宽度为20 m的状态下,顶板浅部(0～10 m范围内)偏应力第二不变量曲线呈不对称马鞍状,实体煤侧顶板内不变量最大值达到43 MPa2,煤柱内不变量最大值达到20 MPa2,煤柱承载能力最高并集聚了大量形变能。顶板深部(10 m～20 m范围内)偏应力第二不变量分布呈单峰形态,峰值位于煤柱内,顶板处于0变量状态。巷道上方顶板浅部0～3.4 m范围内偏应力不变量保持较低的应力值,说明出现不同程度卸压,巷道围岩变形破坏较大。

煤柱宽度为16 m和12 m的状态下,巷道围岩中偏应力不变量仍呈明显的集中态势,主要分布于煤柱内6 m～8 m和实体煤帮侧3 m～5 m,煤柱区内偏应力不变量峰值约为30 MPa2,实体煤顶板偏应力不变量峰值约为90 MPa2,呈显著不对称的马鞍形分布,煤柱在覆岩运动下开始出现明显的破坏,导致煤柱内赋存的能量开始释放。巷道顶板上方浅部岩层内(3.4 m)偏应力不变量保持小于90 MPa2,巷道受采动影响程度较高,围岩变形较大。

a-实体煤侧测线长度;b-巷道宽度;c-煤柱宽度图2 强采动煤巷顶板围岩测线布置图Fig.2 Layout of survey lines for roof surrounding rocks under strong mining

图3 数值计算模型Fig.3 Numerical simulation model

图4 不同煤柱宽度下顶板岩层内偏应力第二不变量变化曲线Fig.4 Variation curve of the second invariant of deviatoric stress in roof strata under different coal pillar widths

当煤柱宽度减小至8 m乃至以下时,整体而言,强采动煤巷顶板中偏应力第二不变量呈单峰值分布形态,峰值强度50 MPa2,分布在实体煤帮之中。煤柱中偏应力第二不变量呈减小趋势,煤柱承载性能大幅度衰减。对于巷道及煤柱上方顶板内偏应力而言,8 m煤柱时不变量要大于4 m时,因此8 m煤柱合理性更强。

2.2.2强采动煤巷偏应力第三不变量柱宽效应

不同煤柱宽度下(20 m、16 m、12 m和8 m)强采动煤巷顶板不同层位偏应力不变量监测曲线见图5所示,分析可得:

煤柱宽度为20 m状态下,偏应力第三不变量曲线呈现为“倒峰驼”状,实体煤帮侧偏应力第三不变量为-44 MPa2,煤柱内偏应力第三不变量为-48 MPa2,两部分煤体应变状态均为高强度压应变;浅部煤体在巷道及其延伸区域内偏应力第三不变量为0～10 MPa2,处于拉应变状态。

煤柱宽度为16 m和12 m状态下,偏应力第三不变量分布曲线呈单一峰值状,峰值区位于实体煤帮内深部5 m左右,煤柱区域内偏应力第三不变量大于-10 MPa2,可见,随着煤柱宽度减小,煤柱内岩体由压应变范围和程度逐步减小。

图5 不同煤柱宽度下顶板岩层内偏应力第三不变量分布曲线Fig.5 Distribution of the third invariant of deviatoric stress in roof strata under different coal pillar widths

随着煤柱宽度进一步减小至8 m以及8 m以下时,顶板岩层内偏应力第三不变量发生显著变化,以巷道中线区域为界,靠近煤柱帮侧顶板岩体处于拉应变状态,最大偏量值为15 MPa2;靠近实体煤帮侧顶板岩体处于较高的压应变状态;在巷道区出现拉应变和压应变类型的剧烈转化,此时煤柱煤岩体受到采动影响较为强烈,采取合理的控制措施可保证巷道稳定。

3 煤柱宽度理论计算

基于上述20102区段煤柱的应力分布规律和稳定性分析,结合王家岭煤矿的地质资料和煤岩样力学实验结果,采用塑性计算法和极限强度计算方法来确定王家岭矿2号煤层20102区段煤柱的合理宽度。

3.1 塑性区计算法

根据围岩内应力场的影响范围,按照煤巷两帮煤体应力和极限平衡理论,得出沿空巷道小煤柱尺B的表达式:

B=x1+x2+x3.

式中:x1为采空区侧在煤柱中产生的塑性区宽度,m;x2为锚杆锚入煤柱的深度,m;x3为安全距离,m;λ为侧压系数;m为上区段平巷高度即采高,m;φ为煤体内摩擦角,°;k为应力集中系数;γ为岩层平均容重,N/m3;H为巷道埋深,m;C为煤体粘聚力,MPa;p为上区段平巷支架对下帮的支护阻力,MPa。将相关参数取值代入计算得沿空巷道合理在煤柱尺寸B为8.3 m。

3.2 极限强度理论计算法

根据极限强度理论计算法确定煤柱极限荷载σ与极限强度R关系式：

式中:D为采空区宽度,m;δ为采空区上覆岩层跨落角,°;Rc为煤块的单轴抗压强度,MPa;h为煤柱高度,m;其它字母含义同上式。

整理得出王家岭区段煤柱B的计算公式：

B=

根据地质生产资料可知:h=3.5 m;Rc=55 Mpa;γ=2.5×104N/m3;δ=60°;D=250 m;H=265 m。经计算可得:B=7.75 m。

根据上述计算结果并结合数值模拟分析,综合确定20102区段煤柱宽度为8.0 m。

4 现场矿压观测与分析

在护巷煤柱宽度为8 m的情况下,对20102回风巷进行矿压观测,选取40 m距离作为矿压观测区段,每隔20 m设1个测站,共设3个测站,分别记录巷道两帮变形量及顶板离层情况。

通过数据整理可知,测站距上区段工作面25 m时,巷道受上区段采动影响剧烈两帮及顶底板位移速率达到峰值。当与工作面不断靠近过程中,巷道变形量继续增加但增长速率逐渐减小,直到工作面经过测站70 m时巷道顶板开始逐渐稳定,基本不再受采动影响,两帮移近量则是在工作面推过80 m以后逐步趋近于稳定。当巷道最终稳定后两帮累计位移量为488 mm,顶底板移近量为316 mm,均在安全范围之内。

5 结论

1)强采动条件下,20102区段回风平巷顶板浅部0～3.4 m范围内围岩保持较低畸变能量值,应变类型为拉应变;中位岩层4.4 m～6.4 m范围内围岩保持较高程度畸变能,围岩保持较高的承载能力,应变类型由拉应变向平面应变类型转化,深部围岩畸变能分布受巷道开挖扰动作用较小,围岩应变为单一压应变。

2)随煤柱宽度的减小,煤柱帮内偏应力第二不变量呈先增大后减小的趋势,应变类型为拉应变→压应变→拉应变转化。实体煤帮偏应力第二不变量呈先增大后减小的趋势,应变类型:拉应变→压应变→平面应变。

3)当煤柱宽度大于8 m时,煤柱及其上方顶板岩体内偏应力不变量存在峰值区,应变类型为压应变或处于平面应变类型,煤柱宽度有必要进一步优化;当煤柱宽度小于或等于8 m时,偏应力第三不变量峰值集中于实体煤帮侧,巷道顶板处于偏应力不变量降低区域,偏应力第三不变量在巷道区域出现剧烈的拉压应变转化。

4)王家岭煤矿20102采区回风平巷煤柱合理宽度为8 m,但巷道两侧顶板岩层中偏应力分布呈现不对称状态,煤柱帮一侧巷道变形破坏程度高于实体煤帮侧,因此针对该情况需要采取合理地支护措施。

[1] 王金华.特厚煤层大采高综放开采关键技术[J].煤炭学报,2013,38(12):2089-2098.

WANG Jinhua.Key Technology for Fully-mechanized Top Coal Caving with Large Mining Height in Xtra-thick Coal Seam[J].Journal of China Coal Society,2013,38(12):2089-2098.

[2] 钱鸣高,石平五.矿山压力与岩层控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[3] 陈炎光,陆士良.中国煤矿巷道围岩控制[M].徐州:中国矿业大学出版社,1994.

[4] 侯朝炯,李学华.综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理[J].煤炭学报,2001,26(1):1-7.

HOU Chaojiong,LI Xuehua.Tability Principle of Big and Small Structures of Rock Surrounding Roadway Driven along Goaf in Fully Mechanized Top Coal Caving Face[J].Journal of China Coal Society,2001,26(1):1-7.

[5] 马念杰,侯朝炯.采准巷道矿压理论及应用[M].北京:煤炭工业出版社,1995.

[6] 贾双春,王家臣,朱建明,等.厚煤层窄煤柱沿空掘巷中煤柱极限核区计算[J].中国矿业,2011,20(12):81-84.

JIA Shuangchun,WANG Jiachen,ZHU Jianming.Calculating of the Elastic Central Zone of Narrow Coal Pillar along Goaf of Coal Caving in the Thick Coal Seam[J].China mining magazine.2011,20(12):81-84.

[7] 柏建彪,侯朝炯,黄汉富.沿空掘巷窄煤柱稳定性数值模拟研究[J].岩石力学与工程学报,2004,23(20):3475-3479.

BAI Jianbiao,HOU Chaojiong,HUANG Hanfu.Numerical Simulation Study on Stability of Narrow Coal Pillar of Roadway Driving Along Goaf[J].Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2004,23(20):3475-3479.

[8] 王卫军,侯朝炯,李学华.老顶给定变形下综放沿空掘巷合理定位分析[J].湘潭矿业学院学报,2001,16(2):1-4.

WANG Weijun,HOU Chaojiong,LI Xuehua.Postion Analysis of Road Driving along Next Goaf Under Given Deformation of the Main Roof in Sublevel Caving Face[J].Journal of Xiangtan Mining Institute,2001,16(2):1-4.

[9] 张科学.深部煤层群沿空掘巷护巷煤柱合理宽度的确定[J].煤炭学报,2011,36(S1):28-35.

ZHANG Kexue.Determining the Reasonable Width of Chain Pillar of Deep Coal Seams Roadway Driving along Next Goaf[J].Journal of China Coal Society,2011,36(S1):28-35.

[10] 张科学,张永杰,马振乾,等.沿空掘巷窄煤柱宽度确定[J].采矿与安全工程学报,2015,32(3):446-452.

ZHANG Kexue,ZHANG Yongjie,MA Zhenqian,etal.Determination of the Narrow Pillar Width of Gob-side Entry Driving[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2015,32(3):446-452.

[11] 冯吉成,马念杰,赵志强,等.深井大采高工作面沿空掘巷窄煤柱宽度研究[J].采矿与安全工程学报,2014,31(4):580-586.

FENG Jicheng,MA Nianjie,ZHAO Zhiqiang,etal.Width of Narrow Coal Pillar of Roadway Driving along Goaf at Large Height Mining Face in Deep Mine[J].Journal of Mining & Safety Engineering,2014,31(4):580-586.

[12] 郑颖人,龚晓南.岩土塑性力学基础[M].北京:中国建筑工业出版社.1989.