劉 建,張 松
(1. 畢節市非煤礦山安全生產監督管理站,貴州 畢節 551700; 2. 畢節市工業和信息化局,貴州 畢節 551700)
在高瓦斯礦井,由于瓦斯濃度過高,為達到通風及瓦斯抽采治理要求,一般采用以巷道群為主的多巷布置。巷道間相互擾動,由于開挖深度的加深,掘進期相互擾動效應逐漸變強[1-2],國內多數學者采用理論分析、數值模擬等研究方式針對巷道群布置下圍巖的破損機理和穩定控制技術進行了系統性的研究[3-4]. 以山西晉城寺河礦W2302工作面回風側巷道群為研究對象,主要對其煤柱寬度進行相應的合理性驗證研究。
寺河礦為大采高、高瓦斯礦井,研究對象為2巷、3巷、4巷,主要研究3巷和4巷間的煤柱寬度,工作面和巷道布置圖見圖1. W2302工作面目前主采3#煤,并采用一次采全高開采方式,煤層埋深400~500 m,平均煤厚6.07 m,傾角4o,瓦斯含量24.7 m3/t.
根據該礦瓦斯防治安全標準,掘進時的瓦斯濃度不得高于7.9 m3/t,考慮采掘接替平衡,必須提高巷道成巷速度并將富集瓦斯抽采利用,提升抽采效率。因此,采用底板抽采瓦斯的巷道布置,2巷位于煤層地板6 m巖層處。通風方式采用“三進兩回”方式,見圖2,因巷道間層位不同,需從3巷與4巷間聯絡巷附近打通風立眼至底板2巷,以實現工作面正常通風。3#煤頂底板相關巖性力學參數見表1.

圖1 工作面和巷道布置圖

圖2 通風方式示意圖

表1 煤巖體試樣力學參數表
對3巷和4巷間合理煤柱寬度進行相應的理論研究,對現場煤柱留設寬度的合理性進行驗證。
根據現場實際情況,對W2302工作面回風側建立相應的煤柱內部應力疊加分布模型,見圖3.

圖3 現場煤柱內部應力疊加分布模型圖
圖3中,F(ε)曲線代表W2302工作面開挖后在煤柱形成的應力分布;f1(ε)代表塑性區內的應力分布曲線;f2(ε)即代表彈性區;同理,G(ε)、L(ε)則代表巷道開挖對左(右)煤柱形成的應力曲線;g1(ε)、l1(ε)代表塑性區曲線;g2(ε)、l2(ε)代表彈性區曲線。
煤柱內部的應力符合Weibull分布,根據文獻[5]函數表達式為:
(1)
圖3只是針對單個因素下的函數曲線圖,但實際煤柱內應力應是工作面回采和巷道開挖后的應力疊加,留設煤柱到達一定寬度后,煤柱間原巖應力區消失,煤柱內的應力分布是由工作面回采和巷道開挖后的應力相加,并且呈一定規律重新分布,根據以上理論分析,可得工作面回采及巷道開挖后W2303工作面右側煤體內應力疊加重新分布后函數見式(2).

q(ε)=C0tanφ+piλ1()e2tanφmλ1(ε)-C0tanφ+[γHt(k2-1)e1-t+γH]ε∈[0,x?1)(k1-1)γHse1-s+(k2-1)γHte1-t+2γHε∈[x?1,B-x?2)C0tanφ+piλ2()e2tanφmλ2(ε)-C0tanφ+[γHs(k1-1)e1-s+γH]ε∈[B-x?2,B)0ε∈[B,B+a)C0tanφ+piλ2()e2tanφmλ2(ε)-C0tanφ+[γHs(k1-1)e1-s+γH]ε∈[B+a,B+a+x?3)(k1-1)γHte1-t+(k2-1)γHue1-u+2γHε∈[B+a+x?3,+∞)ì?í??????????????(2)
式中:
t=(-ε+xg+B-x4)/xg;
u=(xg+ε-B-a-x4)/xg;
s=(ε+xf-x1)/xf;
x1、x4—塑性區范圍,m;
xf、xg—函數緩急調節參數;
λ1、λ2—側壓系數;
k1、k2—應力增高系數;
C0—內聚力,MPa;
φ——內摩擦角,(o);
pi—錨桿支護強度,MPa,取0.2;
m—巷高,m,取3.8;
B—煤柱寬度,m;
γ—容重,kN/m3;
a—4巷寬度,m,取5.85.
式中,在ε=x1時,煤柱內最大應力為f2(ε)=k1γH.k1值即為最大應力值的主要影響因素,應力值越大,對工作面回采在煤柱內產生的支承應力的最大值影響越大,相反則越小。在ε→+∞范圍中通過改變xf的值(增大或減小),可以調節f2(ε)函數曲線的緩急程度,隨著煤柱內應力逐漸向煤柱深部延伸,f2(ε)函數值將不斷減小直至降低至原巖應力。同理,巷道開挖時,通過改變xg的值(增大或減小),可以調節l2(ε)函數曲線的緩急程度。

(k1-1)se1-s+(k2-1)te1-t+1=k1*
(3)
(4)
(5)
結合現場情況,利用數值模擬和理論計算對比研究得出k1、k2、xg、xf的值,其中計算參數選取如下:H=410 m(煤層埋深),ρ=2.5×103kg/m3,煤厚6.07 m,pi=0.2 MPa,C0=0.26 MPa,φ=10o;數值計算得出單一巷道開挖后圍巖垂直應力見圖4,數值計算的煤柱內應力分布和xg賦不同值時煤柱內應力函數曲線見圖5.

圖4 煤柱內支承應力分布圖(單巷開挖)

圖5 不同xg時煤柱內支承應力圖(單巷開挖)
由圖4,5可知,k2=1.33,λ2=0.3. 在xg=5時,通過理論計算曲線和數值所得曲線基本重合,因此可以取值xg=5.
同理,模擬得出圍巖垂直應力云圖(單工作面回采)見圖6,數值計算的煤柱內應力分布和xf賦不同值時煤柱內應力函數曲線見圖7.

圖6 煤體內垂直應力云圖(單工作面回采)

圖7 不同xf時煤柱內支承應力圖(單工作面回采)
由圖6,7可知,k1=1.77,λ1=0.6. 其中,在距離工作面10 m范圍內,理論計算的塑性區煤柱內應力低于模擬計算的結果,原因是在數值計算中煤柱受到工作面回采后的上覆巖層旋轉下沉產生的水平應力,煤柱內應力受力增加較快,實際生產中,處于采空區的煤體是離散體,不能向煤柱施加水平應力。因此,在距離工作面10 m范圍內,理論計算的煤柱內應力更接近現實情況,在xf=10時,距離工作面10 m以外的煤柱內應力理論計算曲線和數值所得曲線基本重合,因此,可取xf=10.
維持巷道穩定的煤柱寬度應滿足:當煤柱左右側皆受壓變形并形成一定寬度的塑性區,煤柱中心需保留一定范圍的彈性核區,并且彈性核區的寬度需大于煤柱高度的兩倍,因此合理煤柱寬度應大于左右兩側塑性區寬度與兩倍的煤柱高度的和,即式(6):
(6)
式中:


mc—煤柱高度,m,取6.
求解式(6),得出B>37 m,由于W2302工作面回采完畢后巷道繼續受到下一個工作面(W2303)的回采影響,出于安全考慮,保留安全系數1.2,得B>44.4 m,取整后W2302工作面回風側3巷和4巷間煤柱寬度為45 m.
為驗證理論研究,分析現場巷道變形規律,在2巷、3巷和4巷分別布置1個表面位移測站,為統一巷道的左右幫,規定W2302工作面推進方向左側為巷道左幫,W2303工作面推進方向右側為巷道右幫。測站布置見圖8.

圖8 回風側巷道群測站布置圖
測站1布置在2巷中,測站距切眼617 m;W23022巷左側為W23023巷,右側為W23024巷;測站2布置在3巷,距切眼542 m;測站3布置在4巷,距切眼412 m;現場工作面回采期間巷道表面收斂曲線見圖9.

圖9 巷道斷面收斂曲線圖
測站1和測站3是W2302工作面回采時,巷道的變形規律曲線;測站2是W2302工作面回采時,巷道表面的收斂規律曲線。由圖9c)可知:在工作面超前50 m左右巷道變形曲線斜率迅速增大,此時巷道受采動影響較為嚴重,巷道變形速率增大;布置測站2的巷道服務于W2302工作面,由于這條巷道受到二次采動的影響,該巷道變形明顯要比3巷變形嚴重,但是不會影響到煤炭的安全采出;測站1布置在2巷,由于其不在同一層位,巷道采用直墻半圓拱形,并且巷道掘在巖層中,雖然巷道相比其他兩巷易維護,但是由于受到兩次采動的影響,巷道變形要明顯大于3巷和4巷。
總體看,巷道頂底板變形大于巷道兩幫變形;受兩次采動影響的巷道變形較大,為確保煤礦安全生產需在后期加強維護。
1) 建立了應力疊加分布計算模型,分析煤柱內應力分布規律并得出相應的計算式。
2) 研究得出煤柱合理寬度應大于37 m,同時考慮安全系數,煤柱寬度應大于44.4 m.
3) 經現場實測數據分析,驗證W2302工作面回風側煤柱寬度45 m是可行的,為了安全生產,后期需加強對受兩次采動影響巷道的維護。