劉寶玉,李國平,劉德鑫,李 培
(1.彬縣煤炭有限責任公司,陜西 咸陽 712000;2.陜西華彬雅店煤業有限公司,陜西 咸陽 713500)
關于區段煤柱尺寸留設理論,各國的學者進行了很多的研究,但對煤柱寬度的合理程度至今沒有統定論[1-3]。回采巷道的護巷煤柱用于隔離采空區和維護巷道,其形狀一般設計為矩形或正方形。煤柱有能夠支撐頂板的作用,所以煤柱受到破壞后,對頂板巖層控制有比較大的影響。研究表明,煤柱的合理尺寸會影響回采巷道受動壓破壞的嚴重程度,是對回采巷道穩定性有影響的主要因素[4-8]。
彬長礦區某礦井一采區1號煤層屬于中厚煤層,工作面巷道為三巷布置,相鄰工作面回采巷道之間留設20 m煤柱,在工作面回采過程中,因煤柱留設不合理導致巷道底板底鼓、頂板下沉、兩幫擠壓變形嚴重,影響了礦井的安全高效生產。基于此,探究中厚煤層工作面開采區段煤柱合理留設寬度,對保證礦井的安全高效生產和提高資源回收率具有重要意義。
礦井1號煤層綜采工作面位于一采區東翼,埋深約700 m,其上部為溝谷切割的塬梁地貌,工作面設計走向長度3 130 m,傾向220 m,煤層平均厚度3 m,工作面傾角1°~7°,地質構造簡單。工作面區段保護煤柱留設20 m,工作面的北側是實體煤,南側是采空區,西側是3條下山,東側是采區邊界,工作面巷道斷面均是矩形,運輸順槽5.5 m×3 m(寬×高),回風順槽和泄水巷4.2 m×2.8 m(寬×高)。工作面采用走向長壁綜合機械化開采,全部垮落法管理頂板。綜采工作面巷道布置如圖1所示。

圖1 工作面巷道布置示意
工作面回風順槽受一次采動影響,巷道頂板破碎下沉、底板底鼓,頂底板移近量平均達到1 m。兩幫變形嚴重、移近量平均達到0.6 m,且肩窩處受擠壓形成了網兜,部分段煤柱發生整體性破壞和偏移。
基于采空區側向支承壓力的分布規律,巷道處于應力降低區,有利于巷道及煤柱的穩定性。隨上區段工作面的回采及巷道掘進影響,巷道兩側均存在破碎區,但如果煤柱均為破碎狀態,則煤柱的穩定性及承載能力降低,無法進行錨桿支護,巷道維護相當困難。因此,煤柱內應存在穩定區域。當煤柱寬度較大時,隨著煤柱寬度的增加,巷道圍巖變形量減小,直至趨于穩定之后,若再增加煤柱寬度,則煤柱寬度過大,會影響煤炭資源的回收率。基于巷道圍巖的穩定性,應采用寬度較小的煤柱,以提高煤炭采出率。
留設煤柱是煤礦中一直沿用的護巷方法,舊有的留設煤柱護巷方式是在上區段運輸平巷和下區段回風平巷之間留設一定寬度煤柱,可以使下區段平巷避開固定支承壓力峰值區。煤柱(體)的承載能力,隨遠離煤體(煤柱)邊緣而明顯增長,在距煤體(煤柱)邊緣一定寬度內,存在著煤柱(體)的承載能力與支承壓力處于極限平衡狀態,如圖2所示。

1-彈性應力分布;2-彈塑性應力分布;Ⅰ-破裂區;Ⅱ-塑性區;Ⅲ-彈性區應力升高部分;Ⅳ-原始應力區
運用巖體的極限平衡理論,塑性區的寬度即支承壓力峰值與煤壁的距離x1可由式(1)確定
(1)
式中,x1為上工作面開采后在側向煤體產生的塑性區寬度,m;C為煤體黏聚力,取0.8 MPa;φ為煤體內摩擦角,取21°,P為煤柱幫支護阻力,取0.15 MPa;K為應力集中系數,取1.4;γ是覆巖平均容重,取25 kN/m3;H為工作面埋藏深度,700 m;m為煤層厚度,3 m;f為煤層與頂底板接觸面摩擦因數,取0.3;ξ為應力系數,ξ=(1+sinφ)/(1-sinφ)。代入式中計算得x1=4.1 m,即塑性區寬度。
上部工作面開采后引起周圍煤體應力集中,隨著煤體邊緣發生塑性變形和破壞,集中應力向深部轉移,且在距離采空區邊緣一定距離處應力值達到最大,考慮到峰值應力對巷道和煤柱穩定性產生了很大影響,為了確保煤柱以及巷道的穩定,將巷道布置在應力降低區的范圍,避開峰值應力作用范圍。同時,煤柱需要隔離采空區,煤柱寬度不能過小。為了保證煤柱和巷道的穩定,區段煤柱的寬度必須滿足煤柱兩側產生塑性變形區后,煤柱中部仍存在一定區域具有承載能力,即煤柱寬度符合式(2)式中,x1為上工作面開采后在側向煤體中產生的塑性區寬度;x2為煤層厚度的煤柱安全系數,取(x1+x3)的30%~60%;x3為錨桿的有效長度。根據護巷煤柱極限平衡理論和巷道應力極限平衡區寬度知護巷煤柱的寬度須滿足B≥x,x煤柱寬度按圖3計算。

圖3 煤柱寬度計算示意
B=x1+x2+x3
(2)
由上述計算可得,礦井工作面上區段工作面采空區應力極限平衡區寬度取4.1 m,錨桿有效長度按2 m計,計算得出x2=1.83~3.66 m。將其帶入式(2)中算出1號煤層工作面的x為7.9~9.8 m,即煤柱留設寬度為7.9~9.8 m。
為研究區段煤柱留設的合理寬度,根據計算的煤柱理論尺寸建立煤柱寬度為8 m、10 m、15 m的FLAC3D數值模型,分析不同煤柱寬度下煤柱的應力、位移特征[9-12]。通過在煤柱內布置測點的方式對垂直應力進行監測,研究煤柱載荷分布和支撐能力,找出側向應力對煤柱穩定性造成的影響。在煤柱兩幫位置布置測點對兩幫水平位移量進行監測,定量分析煤柱變形破壞特征。
開挖次序為初始地應力計算→上區段運輸巷開挖→上區段工作面回采→下區段回風巷開挖→下區段工作面回采。根據有限元數值模擬軟件FLAC3D開挖運算平衡后,提取采場最大主應力Sig1如圖4所示,可以看出隨著煤柱寬度的增加,煤柱內部最大主應力逐漸穩定。應力峰值位置與煤柱彈性核區域逐漸遠離。

圖4 不同煤柱最大主應力狀態比較
不同煤柱寬度下最大主應力云圖呈現“X”型共軛分布,煤柱高度中線位置約為峰值應力點,隨著煤柱尺寸由8 m增大到10 m、15 m,峰值應力大小由26 MPa降至25.21 MPa,當留設煤柱寬度達到15 m的時候,峰值應力是23.75 MPa。峰值應力位置約為巷道煤幫內2.75 m左右,由于巷道圍巖自由面處存在卸壓狀態,向煤柱深處2.75 m位置,煤柱內部最大主應力逐漸升高至最大,再向煤柱內深部發展,最大主應力Sig1值逐漸減小,說明煤柱寬度越小,煤柱內部應力集中程度越高,最大峰值應力處的煤柱完整性相對越差,變形量越大破壞也越嚴重,最終煤柱彈塑性狀態還需結合水平應力、位移量等因素綜合分析。
圖5為不同煤柱鉛直應力的狀態比較。可以看出,隨著煤柱寬度由8 m逐漸增大到10 m、15 m,應力集中區域面積顯著減小,且鉛直應力σzz峰值由8 m寬度煤柱時的21.8 MPa減小至10 m寬度時的20.44 MPa,當煤柱尺寸增大至15 m時,鉛直應力峰值是18.97 MPa,可以看出隨著煤柱寬度的增加,鉛直應力σzz峰值和集中范圍均呈現減小趨勢,當留設8 m寬煤柱時應力集中系數k約為1.45,留設10 m煤柱時k約為1.373,留設15 m煤柱時k約為1.265,且煤柱留設尺寸的變化對于半煤巖泄水巷圍巖應力狀態的影響較小。

圖5 不同煤柱鉛直應力狀態比較
比較煤層采場開挖后,水平應力σxx主要集中在煤柱和巷道頂板巖層層位,并且延伸到端頭位置頂底板處,如圖6所示。

圖6 不同煤柱水平應力σxx狀態比較
與最大主應力Sig1和鉛直應力σzz演化規律不同的是,隨著煤柱寬度逐漸加大,煤柱內部水平應力集中范圍也隨之增加,可以看出彈性核內部xx方向水平應力值增大,與頂底板峰值應力等值線貫通,這說明隨著煤柱寬度逐漸加大,煤柱中心彈性核心寬度也是隨之增加的,煤柱寬度達到10 m時,中心區域處于彈性應力狀態,煤體基本未發生塑性變形,當煤柱寬度超過10 m達到15 m時,彈性區域應力值增大到約21.5 MPa,說明當煤柱尺寸留設過窄時可能不利于煤柱發揮對頂底板的支承承載作用,而當煤柱留設過寬達到15 m時,煤柱內部水平應力較大,不利于避免采動影響下煤柱型沖擊能量事件的發生。
隨著煤層采場煤柱尺寸的逐漸增大,如圖7所示,沿工作面推進方向的水平應力σyy云圖變化并不明顯,尤其是當煤柱寬度由10 m增大到15 m時幾乎對水平應力σyy不造成顯著影響,隨著工作面向前推進,水平應力σyy主要集中在煤柱和巷道的頂底板區域,峰值壓力約為20.45 MPa。圍壓條件下的煤巖體的單向承載能力遠高于相同煤巖體的單軸抗壓強度,因此相對差值較小且峰值不超過單向承載能力的σzz、σxx以及σyy更利于煤柱中心部分保持彈性狀態。

圖7 不同煤柱水平應力σyy狀態比較
綜合分析,煤柱寬度由8 m增加到10 m、15 m使得鉛直應力σzz峰值應力值和應力集中范圍一定程度上增大,煤柱彈性狀態區域寬度隨之增大,而對水平應力σyy影響較小。隨著煤柱寬度的增加,對于采場圍巖的總位移量基本不造成影響,且即使留設8 m寬度煤柱,數值模擬結果表明煤柱和巷道圍巖的位移量基本小于0.05 dm,不同煤柱位移場狀態如圖8所示。
通過理論計算和數值模擬,確定回采巷道護巷煤柱寬度為8 m。在礦井后續綜采工作面開采過程中,對寬度為8 m的煤柱穩定性進行了現場觀測,結果表明巷道基本穩定,未進行大的維護,圍巖變形量較小約為0.3 m,能保證回采工作的安全進行,同時較以前相比,多回收煤炭資源近10萬t,創造直接經濟效益8 000余萬元。這說明煤柱的留設是合理、可行的,同時反映出理論計算及模擬結果與實際情況較吻合。
彬長礦區某礦1號煤層區段煤柱寬度為20 m,為進一步提高資源的利用率,采用理論分析計算、數值模擬等方法對區段煤柱的合理寬度進行優化,理論研究確定區段煤柱寬度應在7.9~9.8 m,數值模擬確定最佳煤柱寬度為8 m。現場應用8 m區段煤柱期間表明,煤柱內存在一定寬度的彈性核區,煤柱完整性和承載能力較好,巷道變化在可控范圍內,維護量減少,實踐表明8 m的區段煤柱安全可靠,并取得了良好的經濟效益。本結果為現場生產提供了技術支持,也為彬長礦區類似條件下中厚煤層工作面開采區段煤柱寬度留設提供了依據。