韓家灣煤礦巷道圍巖破壞機理及煤柱合理寬度分析

盧少帥,霍軍鵬,王 釗

(陜西陜北礦業韓家灣煤炭有限公司,陜西 榆林 719315)

0 引言

神府礦區是我國極其重要的現代化億噸級煤炭生產基地之一。隨著時間的推移,礦區內上組煤層已開采殆盡,為提高產量各礦井正逐漸開采下組煤層。礦區內工作面的回采普遍采用“121工法”,即一個工作面2條回采巷道且相鄰區工作面間留設一定尺寸的區段煤柱[1-4]。區段煤柱的留設可以維護巷道穩定,隔絕有害氣體進入相鄰的采掘工作面,對區段煤柱寬度進行優化設計不僅會對回采巷道的穩定性產生影響,而且還會影響煤炭資源的回收率[5-8]。大尺寸的區段煤柱保證了巷道的穩定性,但也會使大量煤炭資源遭到浪費,對礦井的長期穩定發展造成影響。小尺寸的區段煤柱承載能力較小,相鄰工作面回采時區段煤柱承受載荷過大,導致側向應力疊加,會發生片幫事故,回采巷道穩定性遭到破壞,威脅礦井安全生產[9-12]。因此,在開采下煤層時合理留設工作面間的區段煤柱以及科學設計回采巷道支護參數,不僅對礦井安全、高效、高產有重要意義,而且可以有效延續礦井的服務年限。

1 工程概況

韓家灣煤礦位于大柳塔鎮韓家灣村。井田東西長約4.7～5.1 km,南北寬約2.1～3.0 km,井田面積12.420 6 km2。井田內可開采煤層一共有5層。其中局部可采的煤層有2層包括1-2上、1-2煤層,2-2煤層大部分可采,全井田可采的煤層包括3-1、4-2煤層,屬于典型的淺埋煤層群,礦井采用斜井多水平開拓方式。目前4-2、3-1煤層是主要開采煤層,2煤層間距平均37 m,屬于近距離煤層重復開采。3-1煤層現在正在開采213107工作面,開采過程中發現與213107工作面相鄰工作面間的區段煤柱寬度為15 m,回采巷道支護參數雖然能夠滿足礦井的安全生產,但仍存在一定富余,對此區段煤柱尺寸進一步優化,可以增加礦井煤炭資源的回采量,具有良好的經濟效益。4-2煤層的首采工作面214201工作面開采巷道煤壁存在嚴重的片幫現象,通過研究回采巷道的開采破壞機理并提出合理的支護參數設計方案可以在有效控制巷道圍巖變形的基礎上提高礦井的產量。

韓家灣煤礦3-1煤層可采厚度1.5～3.4 m,平均2.95 m。埋深157.07～101.50 m,可采面積12.77 km2。3-1煤層是韓家灣煤礦主要可采煤層,局部含有一層以砂巖為主的夾矸,厚度在0.3 m左右,煤層地質結構較為簡單,煤層性質穩定,基本頂由細粒砂巖組成,直接頂由粉砂巖組成,厚度為1.5 m,直接底由粉砂巖組成,夾細粒砂巖,裂隙發育小,厚度為3.5 m;4-2煤層厚度1.85～1.95 m,平均煤厚1.92 m,地層產狀平緩,傾角約1.5°,地面標高+1 295～+1 498 m,地表總體東高西低,水系不發育,煤層底板標高+1 110～+1 127 m。煤層頂板包括直接頂和基本頂,以灰色粉砂巖為主的直接頂厚0.4 m左右;以中粒砂巖為主的基本頂平均厚度約32.8 m,頂部局部含有1～2層結構致密、堅硬的鈣質細粒砂巖。以灰色粉砂巖為主的底板厚度約11.6 m。

2 回采巷道幫部變形破壞力學機理

開挖巷道造成應力擾動使得兩幫側實體煤應力重新分布。當幫部的實體煤結構松軟時,巷道開挖后由幫壁向里依次形成煤幫破裂區、塑性區、彈性應力升高區及原巖應力區。其中,屬于破裂區和塑性區范圍內的實體煤處于極限平衡狀態。實體煤與頂底板相比,泊松比較小,而粘聚力c0和內摩擦角φ0又較大,這將導致處在極限平衡區的煤體從頂底板巖石中擠出,使之在煤層界面上形成剪應力τxy。巷道開采煤層高度為h,應力極限平衡區的范圍為x0,x=x0處高度為h的開采煤層厚度上水平應力的平均值為σx。如圖1所示,開采時實體煤與頂底板之間存在滑移面,該面上存在剪應力τ(x)xy。開采煤層高度h與巷道埋深H相比要小的多,可假定應力σx在彈塑性界面上均勻分布,支承壓力σy在豎直方向上沿煤層高度保持不變。

圖1 回采巷道實體煤幫應力極限平衡區計算模型

用式(1)來表示應力極限平衡區與彈性區界面處水平應力和垂直應力

σy|x=x0=kγH,σx|x=x0=AkγH

(1)

設P0為作用在CD界面上的水平壓力,則根據式(2)可計算得出施加在極限平衡區ABCD水平方向上的合力為

P=P0-Pi=h×1×AkγH-Pi

(2)

煤體極限平衡區內實體煤與頂底板界面剪應力大小滿足式(3)

τ(x)=c0+σytanφ0

(3)

式中,c0為滑移面的粘聚力,取1.5 MPa;φ0為滑移面的內摩擦角,取30°。

此時煤體的塑性區寬度為

Lp=x0-Ls

(4)

通過構建的回采巷道幫部破壞力學模型可得,巷道開挖破壞的幫部煤體的變形破壞不僅受外部因素如巷道埋深、煤層高度等的影響,煤體自身強度及煤層與頂底板接觸面的強度參數也與之密切相關。因此,以支承壓力下煤幫荷載傳遞的雙曲函數力學模型為基礎,結合煤體自身變形及頂、底板的相對移動,通過計算實體煤變形時的水平位移,進而計算得到塑性條件下實體煤的極限平衡區寬度,基于此建立的幫部片幫模型更具有嚴密性和通用性。

綜上所述,根據幫部變形破壞力學機理建立的力學模型,將各參數代入可以得到214201工作面皮帶順槽煤壁幫部破裂區范圍Ls=0.48 m,幫部塑性區范圍Lp=0.93 m,幫部應力升高區Le=1.78 m。幫部破裂區垂直應力σy=3.6 MPa,塑性區垂直應力σy=6.7 MPa,應力升高區垂直應力σy=8.4 MPa。

3 煤柱合理寬度計算及工業驗證

3.1 區段煤柱合理寬度理論計算

煤柱與巖石的破壞機理相似,可以根據巖石的破壞機理了解到區段煤柱由于各點的受力均小于實體煤的屈服極限載荷而處于彈性變形階段,不會出現變形破壞。區段煤柱內某處受力狀態由于超過煤體的屈服極限載荷而出現塑性變形,應力集中現象出現,導致此處周圍實體煤的承載能力降低,采動影響加劇了這一現象,但不會使得煤柱破壞加劇。最開始發生塑性變形區域內的實體煤承載能力下降使得實體煤周圍集中應力超過其屈服極限載荷時,塑性區域得到擴展,最終煤柱發生整體變形甚至失穩。在區段煤柱破壞機理基礎上,結合韓家灣煤礦地質條件,通過不同角度對比,分析了3種不同理論分析區段煤柱寬度計算方法。

3.1.1 經驗公式法

由經驗可得煤柱邊緣距支承壓力峰值點的距離L可通過式(5)計算得出

L=7.015-0.475f-0.16Rc1-0.199ξ+1.593M+

1.73×10-3H

(5)

式中,f為實體煤堅固性系數,取f=2;Rc1為頂板巖層抗壓強度,取32.75 MPa;ζ為煤層傾角,取1.5°;M為采煤機割煤高度,取2.9 m;H為巷道埋深,157～101 m,取134 m。計算可得L=5.1 m。

根據以往專家學者的研究表明,側向支撐壓力呈對稱分布形態,并以峰值點為中軸線對稱。因此,區段煤柱合理寬度B≥2L,并通過以上分析求得B值為

B≥2L=2×5.1=10.2 m

區段煤柱經驗公式法計算區段煤柱寬度傾向于根據現場及所處地區各力學參數,考慮煤層采高、堅硬性系數、煤層傾角和埋深等,反推區段煤柱的合理留設寬度。此種區段煤柱寬度理論計算方法誤差較大,更加傾向于經驗和現場實踐結果。其優點是立足于現場生產,留設的區段煤柱寬度明顯大于合理寬度,能保證礦井工作面安全回采,但容易造成煤炭資源浪費。

3.1.2 載荷估算法

上覆巖層的自重以及采空區上覆巖層轉移載荷是載荷估算法主要研究的對象,單位長度煤柱體所受載荷由式(6)計算

P=[(B+D)×H-0.25D2cotψ]ρg

(6)

式中,B為區段煤柱寬度,取15 m;D為采空區寬度,取50 m;ψ為巖層自然垮落角,取30°;ρ為巖層平均密度,取2.3 t/m3。

區段煤柱單位寬度上所受載荷通過式(7)計算

(7)

通過下式計算得煤柱的極限載荷

(8)

式中,Rc2為煤體單軸抗壓強度,取15.8 MPa;h為區段煤柱高度,取2.9 m。

煤柱要保持穩定性,其所受平均載荷不能超過其極限載荷,即σ≤R,則有根據上述數據以及公式得區段煤柱的合理尺寸B≥9.8 m。

上覆巖層的自重、采空區上覆巖層傳遞載荷以及單位長度煤柱體所受的載荷是載荷估算法確定區段煤柱寬度所考慮的主要因素,對上覆巖層結構考慮較少,對覆巖載荷轉化進行了理想化處理,基于此確定了區段煤柱寬度。應用區段煤柱的載荷等效轉化思想,提高了區段煤柱合理寬度計算的準確性。

3.1.3 彈性核理論計算法

將韓家灣煤礦213107工作面煤柱理論寬度設為B,煤柱一側為采空區,另一側為工作面膠運巷,采掘導致煤柱內部形成塑性狀態下的破碎區域、應力增高區域以及彈性狀態下的應力增高區域,為對煤柱內的應力變化進行簡化研究,簡化處理如圖2所示。在錨桿極限錨固力條件下,為確保巷道能夠保持穩定,工作面能夠正常回采,將錨桿設定在極限錨固力條件下以此來研究煤柱尺寸,確保得到煤柱的合理尺寸,通過力學計算模型得出煤柱合理尺寸的計算公式為

圖2 理論煤柱寬度簡化計算模型

B=X1+X2+X3

(9)

式中,X1為上區段工作面開采后采空區側實體煤中產生的塑性區寬度;X2為幫錨桿有效長度,取礦上現有幫錨桿長度2.2 m;X3為煤柱寬度變化量,一般取X1+X2值的15%～35%。

煤柱在錨桿極限載荷下的邊界包括采空區側塑性變形階段和彈性變形階段下的應力增高范圍重疊的部位,邊界條件滿足以下方程

(10)

式中,x,y為極限平衡狀態下煤體在X和Y方向的體積力。

通過推算可得到采空區側煤體塑性屈服區域的寬度為

(11)

式中,m為巷道高度,取2.9 m;A為側壓系數,取0.8;k為應力集中系數,取3;γ為上覆巖層平均容重,取25 kN/m3;Pz為錨桿對煤幫支護阻力,取0.08 MPa;根據上述數據可以求出綜放工作面區段煤柱寬度的理論值,進而求得煤柱寬度值為8.9 m。

彈性核理論計算法結合回采巷道幫部破壞力學機理,考慮了煤體應力分布及位移、不同情況下煤幫極限平衡區寬度,將區段煤柱的微觀現象和宏觀現象相結合,分析區段煤柱處于不同受力狀態和破壞狀態時,最終確定區段煤柱寬度。相較于經驗公式法和載荷估算法,彈性核理論計算法結合構建的巷道幫部變形破壞模型,對區段煤柱合理寬度計算更加準確。

綜上分析可得,結合上述3種方法和韓家灣煤礦地質條件確定的各力學參數,計算可得區段煤柱合理尺寸范圍為8.9～10.2 m。為保證巷道穩定、工作面安全生產、減少煤炭資源的浪費并結合現場施工方法,最終確定區段煤柱的合理尺寸為10.2 m。

3.2 下組煤巷道支護參數及圍巖變形量分析

根據前面對區段煤柱塑性區的研究并結合礦井實際生產條件對原有支護方案改進,通過對比改進方案和原支護方案巷道圍巖變形量得到巷道幫部最優支護參數。共計提出2種改進方案,具體支護方案如圖3所示。

圖3 下組煤巷道幫部支護方案示意

通過在214201工作面采用分區監測的方法,對改進后的巷道支護方案A和B在區段煤柱側圍巖的變形量展開監測。由監測結果可知,在原支護方案條件下,巷道變形量最大,最大變形量為89 mm;在優化支護方案A條件下(巷道100～150 m),巷道變形量減小程度較大,此時巷道最大變形量為23 mm;在優化支護方案B條件下(巷道150～200 m),對巷道變形的控制作用較小,巷道最大變形量為21 mm,見表1。由此可見,從巷道變形量和支護經濟方面出發,優化方案B能夠更好地滿足現場支護要求。

表1 巷道圍巖變形量

4 結論

(1)分析了回采巷道幫部支承壓力特征,構建了矩形巷道幫部變形破壞力學模型,計算了4-2煤層幫部的破碎區及塑性區范圍分別為0.48 m和0.93 m,幫部應力升高區1.78 m。幫部破碎區垂直應力3.6 MPa,塑性區垂直應力6.7 MPa,應力升高區垂直應力8.4 MPa,得出了回采巷道幫部煤體破壞的主要原因是兩幫煤體在頂板側向支承壓力作用下發生拉伸破斷而形成片幫。

(2)采用經驗公式法、載荷估算法和彈性核法綜合計算得出了韓家灣煤礦3-1煤層區段煤柱合理寬度為10.2 m。

(3)通過對214201工作面巷道采用不同支護方案并對巷道圍巖變形量監測發現,在優化支護方案A條件下,巷道最大變形量為23 mm,方案B巷道最大變形量為21 mm,考慮到經濟成本,最終選用優化支護方案B作為巷道支護的最終方案。