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(阳泉煤业(集团)有限责任公司,山西 阳泉045000)
阳泉矿区位于沁水盆地西北隅,由于局部区域特殊的地质条件限制,采掘衔接布局发生变化,诸多矿井不可避免的面临沿空掘巷这一现场问题[1-3]。工作面煤柱的危险性主要在于其高集中应力,该条件造成回采巷道稳定性较差、工作面压力大等问题,甚至产生煤矿动力灾害。如何提高沿空掘巷的安全性成为研究的热点问题之一。沿空掘巷成为综采工作面的主要开采手段之一。国内外学者针对沿空掘巷进行了大量研究,侯朝炯、马振乾、王朋飞等[4-6]针对孤岛工作面上覆岩层结构进行了分析,确定了影响孤岛工作面回采巷道稳定性的关键因素,揭示了孤岛工作面结构稳定性原理。张科学、李磊、张炜等[7-12]通过对基本顶岩层垮落特征、直接顶和煤体变形特点及采空侧支承压力分布规律等进行研究,提出了沿空掘巷回采巷道及煤柱尺寸的合理位置确定方法。上述研究成果为矿井安全高效开采提供了技术支撑。寺家庄矿是阳泉矿区典型的煤与瓦斯突出矿井,主采的15#煤层具有高地应力、高瓦斯含量、低透气性的特征,现面临沿空掘巷难题。基于寺家庄矿15106 综采工作面地质条件,采用理论计算方法确定工作面上覆岩层结构,计算得出煤柱尺寸理论值;建立数值模型,模拟分析工作面应力分布特征,确定工作面卸压区范围,结合理论计算结果,确定现场监测方案;依据现场监测数据,优化综采工作面沿空掘巷煤柱尺寸。
寺家庄矿属阳泉煤业(集团)有限责任公司的主力生产矿井,矿井年生产能力为5.00 Mt,服务年限为79.2 年。主采15#煤层为煤与瓦斯突出煤层,煤层透气性系数0.175 m2/(MPa2·d),最大原始煤层瓦斯含量24.62 m3/t。
15106 工作面煤层的最大厚度为6.89 m,最小厚度为3.92 m,平均厚度为5.35 m,15106 工作面岩层赋存总体平较缓,局部有波状起伏,15106 工作面最大倾角为12°,最小倾角为1°,平均倾角为6.5°,为近水平煤层。煤层直接顶为黑色泥岩,基本顶为粉砂岩,直接底为铝质泥岩,基本底为石灰岩。原始煤层瓦斯含量为9.0~12.0 m3/t。15106 工作面沿走向布置,长度1 543 m,宽度286 m,两侧为已采空的15104 工作面及15108 工作面。
回采工作面可视为1 个宽度较大的煤柱,两侧工作面回采后,在工作面煤体上方基本顶将形成一定的块体结构。该结构由顶板稳定块体A、铰接块体B、断裂垮落的块体C 组成,其中铰接块体B 对于其下方回采巷道布置起着关键性作用[13]。
邻近工作面回采后,基本顶破断,铰接块体B与稳定块体A 相连,块体A 受回转力矩作用产生下沉,块体A 与块体B 处于不稳定状态,导致煤柱工作面靠近采空区侧形成高支撑应力状态,其造成的影响远大于掘进巷道期间的应力重新分布。在两侧靠近采空区的支撑应力影响下,回采工作面的应力分布划分为卸压区、应力集中区及原岩应力区。将回采巷道布置在关键块B 下方的卸压区即可降低回采巷道围岩应力,起到卸压掘进的效果。
根据内外应力场理论[14-15],支承应力场将分为2个部分:S1“内应力场”、S2“外应力场”,内外应力场分布特征示意图如图1。内应力场的支承压力来自于基本顶,其分布特征由基本顶的自重及运动特征决定;外应力场的支承压力来自于上覆岩层的总体自重,其分布和大小取决于开采深度、煤岩强度和边界条件。
图1 内外应力场分布特征示意图Fig.1 Schematic diagram of internal and external stress field distribution characteristics
沿空掘巷煤柱尺寸确定的基本原则是将巷道布置在内应力场(卸压区)中,“内应力场”力学模型如图2,图中σx为侧向应力,σy为垂向应力,h 为煤层厚度,S1为基本顶岩梁断裂时的长度,x 为煤体内任意点距巷帮的水平距离,Gx为煤体刚度、yx为煤体压缩量,G0为靠近顶板断裂线处的煤体刚度,y0为煤壁处的煤体压缩量。
图2 内应力场力学模型Fig.2 Internal stress field mechanics model
分布在内应力场(S1)范围中的支承压力F 为:
根据“内外应力场理论”,工作面内应力场分布的垂直支承压力等于工作面初次来压临界点处基本顶岩梁的质量,则:
S1可表示为:
式中:S1为基本顶岩梁断裂时的长度,m;L 为工作面长度,m;C0为工作面初次来压步距,m;Mi为基本顶岩梁厚度,m;ρ 为基本顶岩层平均密度,t/m3;G0为煤体刚度,GPa;y0为煤体的压缩量,m。
寺家庄矿15106 工作面长L 为240 m,应用关键层理论计算可得工作面初次来压步距C0为38 m(即关键块体B 侧向长度),基本顶岩梁厚度为4.6 m,基本顶平均密度为2.65 t/m3,煤体刚度为1.0 GPa,煤壁处工作面煤体压缩率为0.7 m,可计算得到“内应力场”范围S1约为10.5 m,即卸压区宽度约为10.5 m。考虑现场地质开采条件,巷道设计宽度约4.8 m,为保证通风安全,沿空掘巷煤柱尺寸为4~6 m。
3.2.1 数值模型
以寺家庄矿15106 工作面的煤层地质条件为背景建立FLAC3D模型。模型长800 m,宽800 m,高160 m,共计2 293 104 个单元和2 608 050 个节点,15106 工作面数值模型如图3。
图3 15106 工作面数值模型Fig.3 Simulation model of 15106 face
模型载荷条件:模型上部边界为11.75 MPa 的载荷,按深度470 m、密度2.5 t/m3确定垂直应力。模型边界条件:左右为单约束边界,下部为全约束边界。模型采用摩尔-库仑(Mohr-Coulomb)屈服准则,煤岩物理力学参数见表1。
表1 煤岩物理力学参数Table 1 Coal and rock physical and mechanical parameters
3.2.2 工作面应力分布特征
按照现场实际开采顺序,先开采15104 工作面,再开采15108 工作面,使15106 工作面形成孤岛区域。工作面煤体垂直应力分布曲线如图4。
图4 15106 工作面垂直应力分布曲线Fig.4 Vertical stress distribution curve of 15106 isolated island face
1)邻近工作面回采完成后,工作面两侧形成的卸压区和应力集中区的宽度不会产生相互叠加,15106 工作面距采空区约45~205 m 区域为原岩应力区。
2)工作面内沿宽度方向的垂直应力呈“马鞍形”分布。应力峰值位置距采空区边界15~20 m,峰值约27.4 MPa,应力集中系数约2.6。
3)工作面两侧卸压区约为9~12 m,数值模拟分析结果与理论计算结果基本一致。通过模拟分析进一步确定沿空掘巷煤柱优化尺寸。
3.2.3 沿空掘巷煤柱尺寸分析
根据理论分析结果,设计分析方案共4 个,留设煤柱宽度分别为4、5、6、7 m。对比分析不同宽度时煤柱的稳定性并确定沿空掘巷煤柱宽度。不同煤柱宽度垂直应力分布云图如图5。
煤柱宽度4 m 时,垂直应力峰值5.85 MPa,应力集中系数0.56;煤柱宽度5 m 时,垂直应力峰值8.76 MPa,应力集中系数0.83;煤柱宽度6 m 时,垂直应力峰值10.34 MPa,应力集中系数0.98;煤柱宽度7 m 时,垂直应力峰值15.79 MPa,应力集中系数1.50。为更加直观分析不同煤柱宽度的垂直应力分布情况,采用Fish 语言提出煤柱垂直应力数据,不同煤柱尺寸垂直应力分布曲线如图6。
分析可知,煤柱宽度4~6 m 时,煤柱垂直应力逐渐升高,但均低于原岩应力,应力波动幅度较小;煤柱宽度7 m 时,垂直应力显著升高,垂直应力峰值达到原岩应力1.5 倍。说明煤柱尺寸6 m 为临界状态,当煤柱宽度继续增大,则无法进行沿空掘巷。
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3.3.1 煤柱应力监测方案
为验证理论计算与数值模拟结果,在寺家庄矿15106 同采区的15116 工作面进行煤柱应力分布特征测试。15116 工作面进风巷与15118 工作面采空区之间留有20 m 煤柱,在工作面前方200 m 以外的煤柱侧布置监测断面,每组断面间隔50 m,共布置3 组;每组包含5 个钻孔应力计,其钻孔深度分别为2、4、6、8、10 m。钻孔监测方案平面布置如图7。
图7 监测断面布置示意图Fig.7 Monitoring sectional schematic arrangement
3.3.2 煤柱应力分布特征测试结果
随着工作面的不断推进,绘制3 组监测断面同一深度测点的平均值与其相对工作面位置关系曲线如图8。
在工作面前方的煤柱均引起了超前支承压力的存在,并且超前支承应力极值点都出现在工作面前方约14 m。2、4、6、8、10 m 测点由采动引起的超前支承压力应力集中系数分别为:1.10、1.12、1.18、1.29、1.57,随着测点深度的增加,煤柱应力呈上升趋势,当测点深度为2~6 m 时,煤柱应力上升趋势较慢,当测点深度为8 m 时,煤柱应力急剧上升。可知,超前支承应力的临界值出现在煤柱内6 m 左右。
图8 不同深度测点应力变化值曲线Fig.8 Stress change curves of different depth points
3.4.1 煤与瓦斯突出危险性
消除寺家庄矿综采工作面小煤柱掘进过程中的煤与瓦斯突出危险性是保证安全生产的关键,为分析巷道掘进的突出危险性,采用瓦斯含量指标,分析与采空区不同距离处突出危险性的大小,利用施工的瓦斯抽采钻孔,对距采空区距离分别为20.8、23.8、29.8 m 处进行了瓦斯含量测试,距采空区不同距离处瓦斯含量变化曲线如图9。
图9 距采空区不同距离处瓦斯含量变化曲线Fig.9 Variation curves of gas content at different distances from the goaf
巷道未开挖时,工作面煤体侧向的卸压消突范围≥15 m,巷道按照留设7 m 煤柱尺寸开挖后,工作面侧向煤体的卸压范围往工作面深部转移,工作面侧向煤体的卸压消突范围会增加到23.8 m(7+4.8+12);若按照理论计算结果煤柱留设尺寸4 m 来开挖,工作面侧向煤体的卸压消突范围为15~23.8 m,15106 工作面回风巷两帮的卸压范围为6.2~15 m,单纯靠巷道的卸压不足以满足巷道两帮15 m 范围内无突出危险的要求,因此还需要采取一定的补充瓦斯抽采措施将6.2~15 m 范围内瓦斯含量降低到8 m3/t 以下,以保证掘进过程中的安全。
3.4.2 巷道布置安全性
3.4.3 沿空掘巷煤柱尺寸
基于沿空掘巷煤柱尺寸优化理论,15106 工作面沿空掘巷煤柱尺寸为4~6 m;15106 工作面应力分布数值模拟结果表明,煤柱尺寸6 m 为临界状态;15116 工作面煤柱应力分布特征测试结果表明,侧向超前支承应力的临界值出现在煤柱内6 m 左右;从煤与瓦斯突出危险性方面分析,工作面侧向煤体的卸压消突范围为15~23.8 m;巷道布置安全性分析表明,由于采空区遗留钻场的影响,需考虑适当增大煤柱尺寸。
综上,寺家庄矿15106 工作面采用7 m 宽小煤柱进行沿空掘巷是可行的,能够提高工作面开采的安全性,寺家庄矿15106 工作面设计如图10。
图10 15106 工作面采掘工程平面图Fig.10 Mining plan of 15106 working face
分别在15106 小煤柱掘进工作面和15116 普通工作面回风巷道布置2 个巷道围岩位移测点,分析15106 工作面进行小煤柱掘进的效果。小煤柱掘进前后巷道围岩变形监测曲线如图11。
图11 小煤柱掘进前后巷道围岩变形监测曲线Fig.11 Surrounding rock deformation monitoring curves of roadway before and after pressure relief mining
1)巷道围岩变形主要发生在回采期间工作面超前40 m 范围内,采用沿空掘巷前,顶底板最大移近量约564 mm,两帮最大移近量约316 mm。
2)采用7 m 小煤柱沿空掘巷后,顶底板最大移近量约为324 mm,两帮最大移近量约为224 mm;巷道顶底板移近量及两帮移近量较未采用沿空掘巷前分别降低了42%、29%,巷道断面能够符合采掘生产要求。
综上所述,现场实测数据验证了理论计算与数值分析结果,寺家庄矿15106 工作面采用宽度7 m的煤柱进行沿空掘巷有利于回采巷道的稳定性。
实施小煤柱沿空掘巷前掘进工作面每月平均进尺84.2 m,实施后15106 工作面进回风巷道平均月进尺103.8 m,月进尺提高了23.3%;月进尺最高达127.8 m,平均月进尺94 m,是普通工作面平均月进尺的2.35 倍。掘进期间瓦斯浓度观测结果表明:15106 工作面进回风巷道迎头瓦斯最大0.25%,平均0.04%,掘进回风瓦斯最大0.35%,平均0.15%,平均瓦斯涌出量为0.87~1.12 m3/min。掘进期间,消突钻孔数量减少约2/3,可以保证安全生产。
1)揭示了综采工作面上覆岩层结构特征,确定沿空掘巷巷道应布置在关键块体B 下方,应用内外应力场理论、关键层理论,得到了回采工作面卸压区宽度的计算方法。
2)基于沿空掘巷煤柱尺寸优化理论,分别对煤柱应力分布特征进行数值模拟及现场测试,结合煤与瓦斯突出危险性分析及巷道布置安全性分析,确定寺家庄矿15106 工作面进行沿空掘巷的煤柱尺寸为7 m。
3)寺家庄矿15106 工作面小煤柱掘进现场实践表明,顶底板最大移近量约324 mm,两帮最大移近量约224 mm,巷道顶底板移近量及两帮移近量较未采用沿空掘巷前分别降低了42%、29%;防突钻孔工程量减少约2/3,15106 工作面进回风巷月平均进尺提高至原始煤体中月平均进尺的2.35 倍。