玉華煤礦綜采工作面面間煤柱合理尺寸研究

2022-03-17 10:24:32谷拴成張志飛楊超凡袁增云霍小泉

中國礦業 2022年3期

谷拴成，張志飛，楊超凡，袁增云，霍小泉

(1.西安科技大學建筑與土木工程學院，陜西西安 710054；2.陜西陜煤銅川礦業有限公司，陜西銅川 727000)

0 引言

地下煤炭開采工作中，煤柱主要起保護、隔離、護巷和支撐的作用[1]。在回采階段，各綜采工作面面間煤柱承擔著隔離綜采工作面與維護回采巷道穩定的作用，煤柱合理寬度影響著回采安全與資源回收率。國內學者對于面間煤柱寬度的確定進行了有益探索。現有研究主要針對特定地質條件下的采煤工作面，采用現場監測、理論分析和數值模擬方法綜合確定其寬度[2-7]。張廣超等[8]利用數值模擬分析了不同煤柱寬度下的圍巖破壞規律，據此確立了煤柱的合理寬度，并研究了8 m煤柱下巷道結構及礦壓，建立頂板斷裂后穩定的鉸接結構模型，確立斷裂線與煤壁間的內應力場，進行圍巖穩定性分析后提出了支護對策。劉金海等[9]建立了關鍵層與采空區側煤體應力傳遞計算模型，推導出工作面側向支承壓力計算公式，并通過對側支承壓力現場實測，得到應力峰值發生轉移的特征，通過數值模擬與工程類比的方法確定了煤柱的合理寬度。煤柱在不同階段對巷道發揮的作用不同，在回采階段，面間煤柱發揮著維護回采巷道與保證安全生產的主要作用；當工作面回采后，隨著回采巷道的廢棄，面間煤柱護巷的使命完成，主要起到支撐上部覆巖，減小地表沉陷的作用[10-11]。

本文基于已有研究，首先考慮煤體在不同區域不同采動影響下應力狀態變化，對比采空區側煤柱與實體煤側煤柱在工作面不斷推進時的應力峰值轉移情況，結合巷道生產、維護的實際情況，針對實體煤一側煤柱建立傳力拱力學模型，推導出拱軸方程與拱上荷載作用；其次對煤柱支承壓力分布規律進行研究，進一步結合Mohr-Coulomb極限平衡與剛塑性理論對采面面間煤柱留設寬度、煤幫加固范圍進行研究；最后采用現場監測進行驗證，最大程度提高資源回采率及巷道安全性。

1 2410工作面概況和應力監測

1.1 工程概況

玉華煤礦2410工作面位于+892 m水平，設計走向長度2 000 m，面寬240 m，面積40萬m2，主采煤層為4-2煤層。工作面由外向內0～800 m，煤厚4.0～6.0 m。2410工作面平面布置與巷道空間關系如圖1所示，其南側為2408工作面開采后形成的采空區，北側為實煤體。2410工作面和2408工作面現有面間煤柱寬度為30 m，運輸順槽距2408回風順槽平面凈隔厚40 m。直接頂為粉細砂巖，含少量黃鐵礦結核、植物化石及煤屑，厚1.85～7.38 m，一般厚度5.00 m，硬度4～5級，屬于中等堅實至極不堅實頂板。老頂為灰、灰白色細砂巖，中粗砂巖，成分以石英、長石為主，含黃鐵礦結核、煤屑，泥鈣質膠結，致密堅硬，具斜層理，波狀層理，局部老頂中含礫石，厚7.37～17.90 m，一般厚度12.90 m，硬度5～7級，屬于中等穩定頂板。

圖1 2410工作面平面及回采巷道布置Fig.1 Plane and mining roadway layout of2410 working face

圖2 監測斷面布置圖Fig.2 Layout of monitoring section

1.2 煤柱應力監測

為了研究在工作面回采過程中煤柱內部應力分布情況，在玉華煤礦2410工作面運輸巷道S1斷面與回風巷道G1斷面別設置了測點對煤柱應力進行監測。在毗鄰實煤體的運輸巷G1斷面處安裝4個埋深為1 m、2 m、3 m和4 m的鉆孔應力計；毗鄰采空區的回風巷S1斷面處安裝3個埋深為1 m、2 m和3 m的鉆孔應力計，具體監測斷面布置如圖2所示，回采過程中所得監測結果如圖3所示。

圖3 煤柱應力監測結果Fig.3 Monitoring results of coal pillar stress

G1斷面監測數據表明：距煤壁埋深1 m和2 m處的應力值在整個回采影響期間基本呈現先增后減的趨勢。在回采工作面推進至測站45 m時，埋深1 m處的煤柱應力值開始減小，推進至距測站25 m時，該處應力急劇下降，說明此時1 m處的煤柱遭到破壞；同理可得，埋深2 m處的煤柱應力在回采工作面推進至測站34 m時開始下降；23 m時急劇下降，說明此時埋深2 m處的煤柱遭到破壞，承載能力大大降低。埋深3 m和4 m處的應力計讀數隨著工作面的推進不斷增加，表明埋深3 m和4 m處的煤體擁有足夠的承載能力，尚未發生破壞，由此可以推斷臨近實煤體的煤柱塑性區深度在2～3 m之間。同理可得，S1斷面所監測的臨近采空區的煤柱塑性區范圍也在2～3 m之間。

監測結果顯示，臨近采空區與實煤體的塑性區范圍基本相近，但在工作面回采過程中的應力增量峰值卻不同，為分析應力增量峰值產生差異的原因，進一步將煤柱應力數據進一步匯總，繪制分布三維圖投影圖，如圖4所示。

圖4 煤柱應力三維投影圖Fig.4 Three-dimensional projection of coal pillar stress

由圖4可知，S1斷面所監測煤柱應力峰值出現向煤柱深部轉移的現象，G1斷面則沒有出現應力轉移的現象。推測出現這種現象的原因為：由于S1斷面所監測的煤柱臨近2408工作面采空區，受前期2408工作面采動影響，煤柱已經承擔了部分荷載，因此煤柱承載力下降即應力增量峰值較低，并且需要更多的受荷面積承擔2410工作面回采時傳遞的采動壓力，因此臨近采空區的煤柱應力出現了向深部轉移的現象；由于S1斷面所監測的煤柱臨近實煤體，在2410工作面回采之前煤體未受擾動，其承載力較高即應力增量峰值較高，在2410工作面回采時煤柱應力峰值轉移現象出現較晚。

2 理論分析

監測結果表明，綜采工作面面間煤柱的應力分布形式與煤柱周邊情況密切相關，回采過程中，臨近采空區的煤柱在工作面回采后不再起到維護巷道穩定的作用，但臨近實煤體的煤柱在下一工作面回采時仍承擔著維護下一工作面回采巷道穩定的作用，因此，理論研究重點應集中于與實體煤相鄰的煤柱。由監測結果還可以發現，當綜采工作到達S1斷面，此時煤柱應力峰值才開始向深部轉移，在此之前深部煤柱應力未達到峰值，因此，此時煤柱受到的壓力達到極限，故建立模型分析此時煤柱的受力情況。

2.1 傳力拱模型的建立

我國開采薄煤層、中厚煤層和大部分厚煤層時，幾乎都采用全部垮落法處理采空區[12]。覆巖破壞表現出三個較為明顯的分帶：垮落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶。垮落帶主要是直接頂部分巖層垮落形成，巖石呈破碎狀，堆積雜亂無章，碎脹系數大，填充了采空區且限制了上覆巖層的持續變形，因此在采空區形成初期，將在垮落煤巖體上方形成承受并傳遞覆巖自重荷載的初始傳力拱[13]，該拱承擔全部的覆巖自重荷載；隨著垮落的破碎煤巖體的壓實，破碎煤巖體將具有一定的承載能力。基于工程實際，建立如圖5所示的物理力學分析模型，并提出以下假定：①工作面回采過后形成采空區，上覆巖體在自重荷載作用下形成傳力拱；②傳力拱處于平面應變狀態，符合彈性力學基本假定；③垮落煤巖體完全填充初始傳力拱拱內空間，與傳力拱共同承擔采空區上覆巖土體荷載。

2.2 拱軸方程求解與拱上作用分析

2.2.1 拱軸方程求解

根據最佳拱軸理論[14]，若取初始傳力拱y1拱高為Hk，可得拱軸方程見式(1)。

(1)

根據假定③的條件，若取垮落煤巖體初始碎脹系數為KP建立等式，見式(2)。

(2)

聯立式(1)和式(2)，得到初始傳力拱y1，見式(3)。

(3)

隨著工作面的推進，待開采影響穩定后，初始傳力拱y1在上覆巖土體自重荷載作用下產生變形，并形成穩定傳力拱y2，在該過程中，拱內垮落煤巖體將被擠壓壓密，具有一定的承載能力。若記垮落煤巖體的碎脹系數為Ks，進一步根據假定③可以得到式(4)。

(4)

聯立式(1)和式(2)解得穩定傳力拱拱軸方程y2見式(5)。

(5)

2.2.2 拱上作用分析

根據假定③，垮落帶傳力拱由初始傳力拱y1向穩定傳力拱y2轉變過程中拱內垮落煤巖體將發揮出一定的承載能力，并與穩定傳力拱共同承擔覆巖自重荷載γH。

拱內垮落煤巖體承擔的荷載q見式(6)。

q=Es×(y1-y2)

(6)

式中，ES為拱內垮落煤巖體壓縮模量，MPa。

式(6)中垮落碎散煤巖體壓縮模量ES可采用式(7)進行計算[15]。

(7)

式中：α、β為試驗確定的系數，煤巖體可取α=1 226.3，β=-13.996；n為垮落煤巖體的空隙率，%。

傳力拱承擔的荷載p見式(8)。

p=γH-q

(8)

聯立式(3)、式(5)～式(8)得到由垮落煤巖體、穩定傳力拱承擔的荷載q、p計算見式(9)。

(9)

2.3 拱傳力范圍與煤柱支承壓力分布

由于采空區上覆巖土體自重荷載作用在傳力拱上的部分p經拱腳傳遞至煤柱，因此對拱腳反力的求解以及確定出煤柱受拱腳影響范圍是確定煤柱留設寬度依據煤幫加固范圍的關鍵。

2.3.1 拱傳力范圍

建立傳力拱拱腳與煤柱相接處力學分析模型如圖6所示。

α-為拱腳與煤柱頂部夾角，(°)；d-為煤柱受傳力拱影響范圍，m；V-拱腳承受的豎直分力，N；T-拱腳承受的水平分力，N圖6 “拱腳-煤柱”力學分析模型Fig.6 Mechanical model of “arch foot-coal pillar”

根據靜力平衡條件，V、T計算見式(10)。

(10)

研究表明拱的失穩往往始于拱腳，因此，為保證傳力拱傳力模式的可靠性，拱腳還應滿足極限平衡條件式(11)。

(11)

式中：c為黏聚力，MPa；φ為內摩角，(°)。

通過式(11)可對煤柱受采空區上方傳力拱影響范圍d進行計算。由于煤柱留設寬度小于傳力拱影響范圍d時，傳力拱將會將部分荷載傳遞至相鄰工作面順槽頂板，致使該順槽承頂板承受較大應力。因此，煤柱留設寬度不應小于傳力拱影響范圍寬度d(式(12))。

(12)

2.3.2 煤柱支承壓力分布

傳力拱傳遞的荷載V、T以正應力和切應力的形式分布在傳力拱影響范圍d內，根據現場監測結果，假定正應力在d范圍內均勻分布。將煤柱上方巖土體自重荷載與拱傳遞至煤柱的荷載進行疊加，可得煤柱支承壓力分布如圖7所示。

若認為σ1為主應力，即不考慮煤柱頂面切應τxy的影響，由于水平主應力σ3在x=0處至x=d處由px按二次曲線增加至原巖應力σh，當不考慮臨近采空區內垮落煤巖體有利的側壓力作用px時，可得出煤柱頂部應力大小見式(13)。

(13)

式中，k為應力集中系數。

2.4 煤柱留設寬度及加固范圍

結合工程實際，考慮到臨近巷道側煤柱受掘進的影響，將式(12)所給出的煤柱受傳力拱最小影響范圍乘以安全系數1.3，得到采面面間留設煤柱最小寬度理論計算見式(14)。

(14)

進一步根據極限平衡條件(圖8)、式(13)和式(14)可確定煤柱頂面塑性區寬度，見式(15)。

(15)

圖7 煤柱支承壓力分布與極限平衡條件Fig.7 Distribution of coal pillar support pressure

圖8 極限平衡條件Fig.8 Limit equilibrium conditions

根據式(14)和式(15)，若煤幫加固范圍取為塑性區范圍，則可以得出煤幫的加固深度見式(16)。

(16)

式中：RP為塑性區范圍；λ為側壓力系數。

3 工程應用

3.1 煤柱合理尺寸設計

通過對銅川焦坪礦區玉華煤礦2407工作面運輸順槽煤壁應力進行監測，對本文理論的現場適用性進行驗證。

2407工作面上覆巖土體平均容重為20 kN/m3，開采后采空區內垮落煤巖體初始碎脹系數為1.35，穩定后碎脹系數為1.10。地層物理力學參數見表1。

表1 物理力學參數Table 1 Physical and mechanics parameters

根據前文傳力拱理論計算和現場實測結果，結合資源回收率、巷道穩定性、次生災害控制、錨固支護有效性、沖擊地壓的防治，確定綜采工作面面間煤柱留設寬度為26.18 m，煤柱塑性區寬度為2.51 m，煤幫加固范圍應大于塑性區寬度，為3.00 m。

3.2 工程驗證

采用鉆孔窺視儀對2407工作面回采巷道兩側煤柱進行實測，確定在采動的過程中煤柱塑性區具體深度變化的動態范圍及變化特征(圖9)。由圖9可知，在距離煤壁深2.5 m處，窺視孔孔壁破碎嚴重，窺視過程多次受阻，表明距煤壁此處深度范圍內的煤體發生了塑性破壞，在距煤壁深3.0 m處，窺視孔孔壁較為光滑，沒有發生塑性破壞，由此可進一步確定處煤柱最大塑性區寬度在2.5～3.0 m之間，與理論推導結果一致。