李 楠
(山西西山煤電股份有限公司 西銘礦, 山西 太原 030052)
煤炭是我國國民生產的重要能源,是我國的國民經濟命脈。我國幅員遼闊,地層賦存多種多樣,煤層間距從數米到幾十米不等,對于不同的煤層間距開采方法不盡相同。當煤層間距較大時,上下煤層的開采互不影響或者影響較小;而當煤層間距較小時,上下煤層的開采相互影響較嚴重,因此對于如何開采近距離煤層,我國許多學者進行了深入的研究并取得了顯著的成果。
張百勝等[1]運用數值模擬分析方法,研究煤柱支承壓力在底板的分布規律,提出采用應力改變率確定極近距離下部煤層回采巷道的合理位置方法,并通過現場實踐證明該方法可行。朱濤等[2]運用散體和塊體理論,對極近距離煤層下層煤工作面下位直接頂巖層結構的穩定性進行了力學分析,揭示了下層煤開采時端面頂板冒落的機理。康健等[3]應用FLAC3D建立數值力學模型,通過研究極近距離薄煤層同采時,在上、下層工作面不同錯距時,工作面覆巖位移場、塑性區及應力場的變化,揭示其應力傳遞規律,并結合現場工業試驗,得出合理的同采工作面錯距公式。
針對西銘礦南六采區8#、9#煤層距離近,9#煤層開采時易受上部8#煤層的影響造成巷道布置以及支護難度加大。通過采用理論分析、計算以及數值模擬的方法分析了影響下部煤層回采巷道布置的因素。
西銘礦區位于西山井田西南部,東鄰南四采區,西為南八采區,南鄰杜兒坪礦,留設保護煤柱,北為北七采區和古交千峰精煤有限公司。上覆西十采區2#煤已回采,西十二采區2#煤正在回采。采區地面標高+1 328.8~+1 546.6 m,8#煤底板標高+960~+1 075 m,9#底板標高+985~+1 065 m,采區東西長2 144 m,南北寬2 126 m,面積458 113 m2. 8#煤厚度穩定,為2.37~4.99 m,平均3.39 m,結構復雜,夾石厚度0.2 m左右,可采指數1,變異系數9.6%,全層可采。9#煤厚度1.91~4.17 m,平均2.94 m,結構復雜,可采指數1,變異系數9.1%,厚度穩定,全區可采。8#與9#煤層層間距為2.36 m,煤層埋深為300 m左右。
由于上部煤層開采時使用區段煤柱進行護巷,因此,上部煤層開采完畢后區段煤柱會被遺留下來,煤柱的兩側處于采空區狀態。根據力學傳遞原理可知,當上部煤層的區段煤柱完整性好,即承載能力較強時會將上部煤層煤柱所承受的力傳遞至下部煤層,這對下部煤層巷道的布置是非常不利的。因此,應盡量使得煤柱的彈性區減小或者為零,使煤柱的塑性區盡可能的增大或者使煤柱整個都處于塑性區,這樣可以使煤柱的承載能力減弱,使得煤柱上的壓力無法轉移至下部煤層,降低煤柱上的應力集中程度,使得煤柱對下部煤層的影響和破壞降到最低。
通常長壁工作面的護巷煤柱為長條形,其長度要遠大于寬度,則單位長度內煤柱的受力狀態可以簡化為平面應變問題進行分析。建立煤柱的彈塑性力學模型,見圖1.

圖1 煤柱的彈塑性力學模型圖
單元體的平衡方程為:
(1)
式中:
C—內聚力,MPa;
M—煤層的厚度,m;
f—煤層與頂底板的摩擦系數;
σx—水平應力,MPa;
σy—垂直應力,MPa.
平衡條件為:
(2)
式中:
φ—內摩擦角,(°).
(3)
(4)
當塑性區的寬度為x0時,則塑性與彈性區相接處的應力為:
σy|(x=x0)=kγH
(5)
式中:
k—應力集中系數;
γ—容重,kN/m3;
H—埋深,m.
將式(5)帶入式(4)得:
(6)
式中:
p—支架對煤幫的支護阻力,MPa.
上部煤層變為塑性狀態的煤柱寬度為:
L≤2x0
(7)
煤柱穩定的最小寬度:
B=2x0+(1~2)M
(8)
即:
(9)
西銘礦南六采區8#、9#煤層,內摩擦角為30°,內聚力C=1.8 MPa;支架對煤幫的阻力P=0,摩擦系數取0.2,應力集中系數取3.6,上覆巖層平均容重為25 kN/m3,煤層埋深為300 m. 經計算得,x0值為3 m左右,由式(7)計算得L為6 m,由式(8)計算得B為9~12 m,即西銘礦8#煤開采的穩定煤柱寬度應為9~12 m. 根據西銘礦其它采區回采經驗,工作面煤柱留設為20 m. 由此可知,8#煤層的煤柱為穩定煤柱。
上部煤層殘留煤柱的寬度不同,其承載能力與應力集中系數差別較大,傳遞至下部煤層的應力差異也較大。當煤柱完全處于塑性狀態時,煤柱的承載能力較弱,相應煤柱的應力集中程度較小,對下部煤層的影響程度和范圍較小,這對于下部煤層的布置是有利的。對于穩定性好的煤柱,由于其完整性較好,能夠承載上覆巖層的壓力并傳遞至下部煤層,根據力學特性可知,對于煤柱其應力集中部位位于煤柱的下方,這對于下部煤層的開采是不利的,因此對于上部煤層存在穩定煤柱時,下部煤層回采巷道的布置應避開煤柱的應力集中區。除了上部煤層殘留煤柱的影響外,上部煤層開采對底板的破壞也對下部煤層的回采巷道布置有著很大的影響,由于煤層間距較近,上部煤層的底板變成下部煤層的頂板,上部煤層的底板破壞較嚴重時造成下部煤層頂板也相應的破壞嚴重,這對下部煤層的開采造成了影響。
西銘礦8#煤層為穩定煤柱,當上部煤層的煤柱寬度L>B時,能夠形成為穩定煤柱,其傳遞的集中載荷在底板形成較大范圍的應力增高區。巷道布置宜采用內錯式布置形式[4]. 內錯距離由下式確定:
L0≥(h1+h2)tanθ
(10)
式中,L0為上部煤層殘留煤柱與下部煤層回采巷道的內錯距離;h1為上下煤層間距,取2.36 m;h2為下部煤層回采巷道的高度,取3 m;θ為應力影響角,結合西銘礦8#及9#煤層的具體地質條件取45°.
代入式(10)得,L0≥5.36 m
因此,為避開上部8#煤層殘留煤柱的影響,8#與9#煤層回采巷道的內錯距離至少應大于5.36 m,同時考慮1.5倍的安全系數,內錯距不小于8 m.
根據西銘礦8#、9#煤層的綜合柱狀圖、鉆孔柱狀圖,建立基于數值模擬軟件FLAC3D的開采模型,模型模擬幾何尺寸:長150 m×寬289.2 m×高66.61 m,模型共劃分415 800個單元,433 222個節點。模型的4個側面為位移邊界,限制水平位移,底部為固定邊界,限制垂直位移。模擬過程為:建立模型并將其賦值平衡,回采8#煤層,8#煤層沿x軸開挖150 m并運行至平衡,之后回采9#煤層,模擬不同內錯距離下巷道的穩定情況,9#煤層工作面推進100 m,每次開挖10 m,運行1 500步。該次數值模擬研究不同內錯距離下巷道的穩定性,為符合實際情況提高計算準確性,將巷道兩側以及頂板10 m的網格加密,并在巷道內布置測點以便于監測巷道的圍巖變形情況。計算模型見圖2.

圖2 計算模型圖
對不同內錯距離(4 m、6 m、8 m、10 m)進行模擬,在巷道的內部布置測點并監測巷道的變形量以確定最佳的內錯距離。
不同內錯距離下,8#煤層工作面推進150 m時,9#煤層回采巷道圍巖變形量見圖3.

圖3 不同內錯距離下巷道圍巖變形圖
由圖3可知,隨著內錯距離增大巷道圍巖的變形量越小,達到一定值后巷道圍巖變形量趨于穩定。當內錯距離小于8 m時,隨著內錯距離的增大巷道圍巖變形量逐漸減小,且減小的程度非常明顯;當內錯距離為8~10 m時,隨著內錯距離的增大巷道圍巖變形量逐漸減小,但減小的程度已經變緩;當大于10 m時,巷道圍巖變形量就已經趨于穩定。
8#煤層殘留煤柱下方2 m距煤柱中心不同位置處垂直應力變化曲線見圖4. 由圖4可知,煤柱下垂直應力呈現一種單峰的形態,煤柱正下方的垂直應力最大,距離煤柱中心越遠垂直應力越小,位于煤柱中心兩側10 m外垂直應力(≤8 MPa)恢復原巖應力狀態(8 MPa). 因此,由數值模擬可知,當內錯距離大于10 m時,殘留煤柱對下部煤層的影響最小。

圖4 距煤柱中心不同處的垂直應力變化曲線圖
通過上述分析,對西銘礦下部9#煤層回采巷道布置的合理位置取距上部8#煤層殘留煤柱邊緣水平距離10 m處。對巷道表面采用“十字測點法”布置測點,監測巷道掘進期間30天內的巷道圍巖變形量以驗證其效果。監測曲線見圖5.

圖5 巷道圍巖隨時間的變形曲線圖
由圖5可知,巷道兩幫及頂底板移近量在觀測的前7天變形速率較快(巷道的變形速率約為8 mm/d),因為此時巷道剛剛開掘完成,圍巖變形正處于快速變形階段,之后變形速率逐漸變緩,最后從18天開始變形速率趨于平穩,巷道的兩幫及頂底板的最大變形量為45 mm和55 mm,巷道圍巖的總體變形量較小,說明巷道的穩定性較好。可見,該次研究結果正確。
西銘礦南六采區8#與9#煤層距離較近,為避免9#煤層開采受8#煤層殘留煤柱的影響,由理論計算可得,回采巷道的內錯距離不小于8 m. 通過數值模擬可得,當內錯距離大于10 m時,殘留煤柱對下部煤層的影響最小。根據8#、9#煤層具體工程條件,確定8#與9#煤層回采巷道內錯距離為10 m并在現場實施,通過現場觀測圍巖變形驗證了研究結果的正確。