二次動壓巷道煤柱寬度優(yōu)化研究

龐杰文，李鵬偉，謝建林，梁 磊，郝永江

（太原科技大學(xué) 安全與應(yīng)急管理工程學(xué)院，山西 太原 030024）

0 引 言

煤炭在我國能源結(jié)構(gòu)中長期占據(jù)著主導(dǎo)地位，且在未來數(shù)十年內(nèi)仍為我國的支柱性能源。提高煤炭的利用率和采出率一直是行業(yè)關(guān)注的重點(diǎn)[1-2]，影響煤炭資源采出率的因素有煤層賦存條件、礦井開采條件、采煤工藝水平及礦井管理方法等[3-4]。除去地質(zhì)條件及開采工藝帶來的資源損耗，巷道區(qū)段大煤柱的留設(shè)也會造成煤炭資源的巨大浪費(fèi)。為此，在確保煤炭開采安全的前提下，設(shè)計(jì)合理的煤柱寬度，減小不必要的資源損耗，成了一個(gè)關(guān)鍵研究點(diǎn)。近年來，國內(nèi)煤炭行業(yè)的專家、科技工作者在關(guān)于巷道區(qū)段合理煤柱寬度的設(shè)定上進(jìn)行了大量的研究。王俊峰[5]基于沿空掘巷基本頂斷裂模型和極限平衡理論分析了巷道的應(yīng)力分布和外部力學(xué)環(huán)境，確定了小煤柱的合理寬度。趙賓等[6]利用FLAC3D數(shù)值軟件模擬了掘進(jìn)和回采時(shí)期，不同煤柱寬度下的應(yīng)力分布和塑性破壞區(qū)情況，并得到護(hù)巷煤柱的寬度。石崇等[7]基于極限平衡理論和數(shù)值模型的合理性驗(yàn)證結(jié)果，對巷道頂板及兩幫的形變和支承壓力分布進(jìn)行分析，確定了在受到采動影響時(shí)的區(qū)段煤柱尺寸的合理值。李斌等[8]以關(guān)鍵層理論為基礎(chǔ)，通過建立頂板關(guān)鍵塊鉸接力學(xué)模型，計(jì)算得出煤柱實(shí)際承載力，再結(jié)合線性計(jì)算方法，確定了煤柱的寬度。王志強(qiáng)等[9]基于基本頂關(guān)鍵塊斷裂力學(xué)理論，建立了緩斜中厚煤層采空側(cè)煤體力學(xué)模型，推導(dǎo)得出極限平衡區(qū)寬度并確定了煤柱尺寸。

目前對于合理護(hù)巷煤柱寬度的研究已經(jīng)有了很大進(jìn)展，無論從理論分析、數(shù)值模擬還是現(xiàn)場實(shí)驗(yàn)等方法上都能得到很好的應(yīng)用。但考慮到礦井地質(zhì)條件和工作面回采擾動等因素的影響，在計(jì)算煤柱寬度時(shí)還是存有差異，不能用統(tǒng)一的標(biāo)準(zhǔn)一概而論，故而在研究時(shí)要對工作面采動影響有所參考。本文以山西省長治沁新煤礦工作面順槽的護(hù)巷煤柱為研究對象，通過理論分析、數(shù)值模擬并結(jié)合現(xiàn)場試驗(yàn)對煤柱合理寬度進(jìn)行系統(tǒng)性研究。

1 工程地質(zhì)條件分析

研究巷道位于山西省長治沁新煤礦的井田南采區(qū)，該巷道同時(shí)還服務(wù)著2個(gè)工作面，上工作面回采時(shí)為回風(fēng)巷道，下工作面回采時(shí)為運(yùn)輸巷道，其與上工作面回風(fēng)順槽間留有小煤柱。為了將工作面間的煤柱損失降低，決定在上工作面回采期間，將研究順槽保留，后續(xù)為下工作面服務(wù)。工作面布置如圖1所示，且巷道埋深為500 m，其底板標(biāo)高為780 m。

圖1 工作面平面布置Fig.1 Surface layout of the working face

研究順槽沿2號煤層頂板掘進(jìn)，長度為1 400 m，在上工作面回采期間掘進(jìn)。2號煤層為主焦煤，厚度為1.8~2.1 m，且裂隙發(fā)育，該工作面范圍內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定可采，結(jié)構(gòu)較復(fù)雜，中間夾有1層厚度2~5 cm的矸石。直接頂為泥巖，灰黑色，泥質(zhì)中厚層構(gòu)造，硬度小，平均厚度為4 m。基本頂為中砂巖，中粒塊狀構(gòu)造，硬度大，磨圓度差，平均厚度為10.55 m。直接底為中砂巖，中粒層理構(gòu)造，成分以長石英為主，硬度較大，平均厚度為2.8 m。基本底為細(xì)砂巖，細(xì)粒層理構(gòu)造，泥質(zhì)膠結(jié)，硬度較小，平均厚度為2 m。

2 煤柱尺寸計(jì)算

2.1 煤柱采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度研究

煤體開挖后，其圍巖應(yīng)力重新分布，臨空面煤體首先遭到破壞，并逐步向深部擴(kuò)展，直到彈性應(yīng)力區(qū)邊界，邊界處煤體應(yīng)力處于應(yīng)力極限平衡狀態(tài)[10]。如圖2所示，x為離臨空面的距離，σy為煤柱的鉛直應(yīng)力，隨著x的增大，σy呈負(fù)指數(shù)衰減。在支承壓力的作用下，從煤柱邊緣到煤柱核，會依次出現(xiàn)破壞區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)及原巖應(yīng)力區(qū)[11]。

圖2 煤柱的彈塑性變形區(qū)及鉛直應(yīng)力分布Fig.2 Elastoplastic deformation zone and vertical stress distribution of coal pillar

在距離臨空面一定寬度內(nèi)，存在著煤柱的承載能力與支承壓力間的一個(gè)極限平衡狀態(tài)，塑性區(qū)的寬度，即支承壓力峰值與臨空面的距離x0，可用式（1）計(jì)算：

式中：K為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為上覆巖層平均體積力；H為巷道埋深；p1為支架對煤幫的阻力；m為煤層開采厚度；C為煤體的粘聚力；φ為煤體的內(nèi)摩擦角；f為煤層與頂?shù)装褰佑|面的摩擦因數(shù)；ζ為三軸應(yīng)力系數(shù)，且

2.2 煤柱寬度理論計(jì)算

合理的煤柱寬度，應(yīng)既能保證巷道的圍巖形變在可控范圍內(nèi)，又能保證良好的煤炭采出率。因此根據(jù)巷道支護(hù)理論及巖體極限平衡理論，并考慮到煤柱的應(yīng)力分布研究，可得出合理的護(hù)巷煤柱寬度B，計(jì)算公式一般表述為：

式中：B為護(hù)巷煤柱寬度，m；x1為上區(qū)段工作面開采在煤柱中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，m；x2為錨桿錨入煤柱的深度，m；x3為煤柱安全系數(shù)，取x3=(0.15~0.35)(x1+x2)。其中x1計(jì)算公式為：

式中：m為上區(qū)段平巷高度，取2.6 m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，取μ為0.3，則A為0.43；φ0為煤層內(nèi)摩擦角，取31°；C0為煤柱粘聚力，取0.82 MPa；k為應(yīng)力集中系數(shù)，取2.4；H為巷道埋深，取400 m；γ為巖層平均容重，取25 kN/m3；P0為采空區(qū)一側(cè)的支護(hù)阻力，取0.128 MPa。將上述參數(shù)代入式（2）中計(jì)算可得x1=4.09 m。根據(jù)巷道支護(hù)參數(shù)，可得錨桿錨入煤柱的深度x2為2.5 m。安全系數(shù)x3=0.15(x1+x2)～0.35(x1+x2)，最終得出護(hù)巷煤柱寬度B為7.57～8.89 m。

上述極限平衡理論的x0，其工程應(yīng)用經(jīng)驗(yàn)表達(dá)式為公式（3）。

小煤柱合理寬度如圖3所示。

圖3 小煤柱合理寬度示意Fig.3 Schematic diagram of reasonable width of small coal pillar

3 煤柱寬度數(shù)值模擬

3.1 模擬方案

為分析順槽護(hù)巷煤柱留設(shè)的合理寬度，以山西省長治沁新煤礦的工程地質(zhì)條件為背景，運(yùn)用FLAC3D構(gòu)建數(shù)值模型，如圖4所示。模型長為470 m，寬為150 m，高為30 m，劃分151 875個(gè)單元和176 250個(gè)節(jié)點(diǎn)，模型底部垂直位移固定，前后和側(cè)面水平移動固定，依據(jù)地質(zhì)條件，模型上部埋深約為489 m，其上覆巖層容重取25×104kN/m3，經(jīng)計(jì)算，模型上部載荷取值12.225 MPa，模擬采用摩爾-庫侖模型，煤巖力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 模擬計(jì)算力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters for simulation calculation

圖4 FLAC3D數(shù)值模型Fig.4 Numerical model of FLAC3D

為了確定最佳煤柱尺寸，分別設(shè)置上、下工作面間的煤柱尺寸為6、8、10、12、15 m。首先將模型計(jì)算至平衡，模擬其原巖應(yīng)力狀態(tài)，隨后開挖兩順槽及上工作面，且上工作面開挖40 m，模擬初次來壓狀態(tài)，以此分析研究順槽一次動壓時(shí)的破壞變形狀態(tài)。然后開挖全部上工作面煤層，并以破碎巖石填充，破碎巖石參數(shù)為弱化的巖石參數(shù)，以此模擬上工作面垮落。同時(shí)開挖下工作面40 m，模擬下工作面初次來壓狀態(tài)，分析研究順槽二次動壓下破壞變形的狀態(tài)。

3.2 一次動壓時(shí)巷道圍巖狀態(tài)分析

圖5為巷道圍巖應(yīng)力場分布圖，巷道開挖后，由巷幫至巖石深處依次為塑性區(qū)、應(yīng)力集中區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)，塑性區(qū)巖石處于破壞狀態(tài)，承載能力較小。應(yīng)力集中區(qū)的應(yīng)力值最大，原巖應(yīng)力區(qū)的圍巖處于未破壞的最初狀態(tài)，其應(yīng)力約為原巖應(yīng)力大小。

圖5 巷道應(yīng)力場分布Fig.5 Distribution of the roadway stress field

圖6為一次動壓下不同寬度煤柱的垂直應(yīng)力云圖。可知，當(dāng)煤柱為6 m時(shí)，垂直應(yīng)力最大為19 MPa。此時(shí)，煤柱處于塑性破壞狀態(tài)，承載能力較低，故而巷道應(yīng)力集中區(qū)向上、下工作面煤體轉(zhuǎn)移；當(dāng)煤柱為8 m時(shí)，垂直應(yīng)力最大為32 MPa，煤柱為10 m時(shí)，垂直應(yīng)力最大為32.5 MPa。巷道應(yīng)力集中區(qū)位于煤柱中心，不難看出，當(dāng)煤柱寬度分別為8 m和10 m時(shí)，應(yīng)力集中區(qū)最大垂直應(yīng)力值接近，證明煤柱此時(shí)具有一定的承載能力，且煤柱寬度為8 m時(shí)，其應(yīng)力集中區(qū)范圍小于寬度為10 m時(shí)。當(dāng)煤柱為12 m時(shí)，垂直應(yīng)力最大為27 MPa，煤柱為15 m時(shí)，垂直應(yīng)力最大為23.6 MPa。可知，當(dāng)煤柱寬度大于12 m時(shí)，應(yīng)力集中區(qū)仍位于煤柱之中，且出現(xiàn)了分化，煤柱中心開始出現(xiàn)原巖應(yīng)力區(qū)。隨著煤柱寬度的增大，應(yīng)力集中區(qū)開始向巷道側(cè)轉(zhuǎn)移。

圖6 一次動壓時(shí)不同煤柱寬度應(yīng)力分布Fig.6 Stress distribution with different coal pillar widths under a dynamic pressure

煤柱寬度為6 m時(shí)，其承載能力較小，煤柱為8、10、12和15 m時(shí)，煤柱均具有一定的承載能力，但為了保證應(yīng)力集中區(qū)最小化和資源損耗最小化，煤柱寬度宜取8 m。

3.3 二次動壓時(shí)巷道圍巖狀態(tài)分析

由圖7可知，煤柱寬度為6 m時(shí)，煤柱的垂直應(yīng)力為18.75 MPa，其承載能力較小。當(dāng)煤柱寬度為8、10、12 m時(shí)，此時(shí)煤柱間的垂直應(yīng)力集中在煤柱中心，垂直應(yīng)力最大值分別為35.24、35.91、28.7 MPa。煤柱具有一定的承載能力，但隨著煤柱寬度增加，應(yīng)力集中區(qū)的范圍更大；煤柱寬度為15 m時(shí)，最大垂直應(yīng)力為25.5 MPa。此時(shí)煤柱內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力集中區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)。說明煤柱承載能力滿足使用需求，但考慮到減小資源損耗，較大的煤柱寬度仍不可取。

圖7 二次動壓時(shí)不同煤柱寬度應(yīng)力分布Fig.7 Stress distribution with different coal pillar widths under secondary dynamic pressure

3.4 煤柱合理寬度確定

通過數(shù)值模擬，分別比較煤柱寬度為6、8、10、12和15 m條件下的圍巖垂直應(yīng)力分布，考慮到煤柱應(yīng)力集中區(qū)域要小，并盡可能節(jié)省煤炭資源，建議研究順槽保護(hù)煤柱的寬度設(shè)為8 m。再結(jié)合理論分析得出的煤柱合理寬度范圍為7.57~8.89 m，綜合確定研究順槽煤柱的合理寬度為8 m。

4 順槽圍巖控制技術(shù)

根據(jù)一次支護(hù)理論，研究順槽采用強(qiáng)力錨桿索組合支護(hù)，如圖8所示。支護(hù)斷面寬5.0 m，高2.7 m，斷面積為13.5 m2。頂板采用錨桿錨索組合支護(hù)，錨桿采用22號左旋無縱筋螺紋鋼筋，長2 400 mm，樹脂加長錨固，錨固長度1 200 mm，設(shè)計(jì)錨固力190 kN，間排距為1 100 mm×900 mm；錨索采用22 mm高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長6 300 mm，錨固長度1 970 mm，設(shè)計(jì)預(yù)緊力為250 kN。每排錨桿打設(shè)2根頂錨索，錨索距巷幫1 500 mm，間排距為2 000 mm×900 mm。幫部采用錨桿錨索組合支護(hù)，錨桿采用22號左旋無縱筋螺紋鋼筋，長2 400 mm，樹脂端部錨固，錨固長度760 mm。設(shè)計(jì)錨固力190 kN，間排距為900 mm×900 mm；錨索采用22 mm高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，長4 300 mm，錨固長度1 970 mm，設(shè)計(jì)預(yù)緊力為250 kN，每幫每2排錨桿打設(shè)2根錨索，錨索距頂?shù)拙鶠?00 mm，間排距為1 700 mm×1 800 mm。

圖8 順槽支護(hù)示意Fig.8 Crossheading support design

5 井下監(jiān)測分析

5.1 掘進(jìn)時(shí)期

巷道在掘進(jìn)過程中，其兩幫、頂?shù)装宥及l(fā)生了一定程度的形變，具體如圖9所示。其中移近量最大部位是巷道兩幫，形變量約為400 mm。頂?shù)装宓男巫兞看沃€(wěn)定后有210 mm。距迎頭40 m范圍內(nèi)，巷道圍巖形變受擾動影響較為明顯，40 m之后圍巖形變趨于穩(wěn)定。

圖9 掘進(jìn)時(shí)期巷道表面位移情況Fig.9 Surface displacement of roadway during excavating

5.2 回采時(shí)期

上工作面回采時(shí)期，研究順槽的圍巖形變監(jiān)測曲線如圖10所示，可知工作面超前支承壓力的影響范圍約為70 m，影響范圍內(nèi)，巷道圍巖受擾動影響較小，其中頂?shù)装逍巫兞繛?7 mm，兩幫形變量為135 mm。上回采工作面超過測點(diǎn)50~110 m時(shí)，在回采產(chǎn)生的劇烈擾動影響下，圍巖形變急劇增大。當(dāng)上回采工作面超過測點(diǎn)110 m后時(shí)，圍巖形變逐漸減小，隨后達(dá)到穩(wěn)定。此過程中頂?shù)装宓淖畲笠平繛?80 mm，兩幫的最大移近量則為886 mm。由監(jiān)測數(shù)據(jù)可知，經(jīng)過掘進(jìn)擾動，以及上工作面回采引起的一次動壓擾動后，圍巖變形量仍在合理范圍內(nèi)，能滿足下工作面回采時(shí)的安全要求。

圖10 回采時(shí)期巷道形變位移Fig.10 Deformation and displacement of roadway during mining

6 結(jié) 論

（1）根據(jù)巖體極限平衡理論計(jì)算，研究巷道煤柱塑性區(qū)寬度為4.09 m。安全系數(shù)取0.15～0.35時(shí)，研究巷道煤柱寬度宜取7.57~8.89 m。

（2）運(yùn)用FLAC3D軟件分別模擬煤柱寬度為6、8、10、12、15 m時(shí)，研究巷道超前上工作面40 m以及超前下工作面40 m時(shí)，巷道受一次動壓影響、二次動壓影響時(shí)的垂直應(yīng)力分布狀態(tài)。對比分析后，發(fā)現(xiàn)煤柱寬度為8、10、12、15 m時(shí)，煤柱均可發(fā)揮其承重作用，同時(shí)為保障煤柱應(yīng)力集中區(qū)最小化及煤炭資源浪費(fèi)最小化，最終確定煤柱合理寬度為8 m。

（3）考慮巷道受二次動壓影響，根據(jù)一次支護(hù)理論，研究巷道采用強(qiáng)力錨桿索組合支護(hù)，通過巷道圍巖變形監(jiān)測，發(fā)現(xiàn)巷道在距迎頭40 m時(shí)，其圍巖變形趨于穩(wěn)定；受一次動壓影響，巷道在上工作面超越其110 m時(shí)，圍巖變形趨于穩(wěn)定，頂?shù)滓平孔畲鬄?80 mm，兩幫移近量最大為886 mm。巷道變形在安全范圍內(nèi)，仍可服務(wù)于下工作面的回采。