高突礦井綜采工作面合理區段煤柱留設

劉光明

(山西焦煤集團有限責任公司 安全生產管理中心,山西 太原 030024)

社會經濟的快速發展使礦井開采深度逐漸增大,煤層賦存條件復雜多變,巷道圍巖變形大、裂縫裂隙多,嚴重影響礦井安全開采。傳統的保護巷道方法是在工作面之間留設一定寬度的保護煤柱,煤柱結合巷道支護材料成為具有較強支護能力的整體,尤其對高瓦斯礦井而言,留設合理寬度的煤柱在承載覆巖壓力的同時,還可以阻斷采空區瓦斯的擴散,降低相鄰采空區瓦斯對正在回采工作面瓦斯的影響[1],有效保障工作面的快速推進。

山西焦煤汾西礦業雙柳煤礦煤層賦存條件比較復雜,工作面走向上存在多個斷層,在采動作用下,所留設的小煤柱承載能力不足,使得綜放面兩巷圍巖發生大變形,采空區有毒有害氣體沿著煤柱裂隙裂縫擴散[2-3]. 因此,以該礦33(4)23工作面為研究對象,借助3種方法研究(3+4)#煤層留設煤柱寬度不同時的應力分布情況,同時分析煤柱阻礙瓦斯運移情況。

1 工作面概況

表1 (3+4)#煤層頂底板情況

在此煤層布置3個工作面:33(4)21工作面、33(4)23工作面、33(4)25工作面,工作面之間留設的煤柱寬度分別為20 m和30 m,見圖1.

圖1 (3+4)#煤層工作面布置情況

33(4)23工作面位于雙柳井田南部,東鄰33(4)21工作面,西鄰33(4)25工作面。工作面可采走向長2 042 m,傾向長255 m,工作面面積530 512 m2,工業儲量2 807 467 t,可采儲量為2 610 945 t.

33(4)23工作面沿頂底板割煤,不留頂底煤。根據煤層厚度及配套的采煤機、液壓支架及資源回收要求,確定平均采高為3.6 m. 煤層平均傾角為5°,最大傾角為15°,結構復雜,巖性多為泥巖,采用自動綜合機械化采煤,全部垮落法管理頂板,回采期間工作面支架從軌道順槽端頭至膠帶順槽端頭依次為ZZG7600/21/44D型過渡支架(4架)、ZZ7600/21/44D型中間架(166架)、ZZG7600/21/44D型過渡支架(3架)、ZTZ14400/23/48型端頭支架(1架),共174架液壓支架控制工作面頂板。

2 煤柱寬度計算

(3+4)#煤層工作面煤柱兩側分別為工作面巷道和采空區,其在煤柱兩側產生彈性區。區段煤柱控制巷道穩定可靠的基礎為煤柱兩側發生彈性改變后,相當寬度的彈性核發生在煤柱中部,彈性核寬度至少達到2倍的煤柱高度[4-5]. 由于受到瓦斯擴散的影響,最小的煤柱寬度計算公式見式(1):

Bmin=x0+2h+x1

(1)

式中:x0、x1分別為采空區側和巷道側的彈性區寬度,m;h為工作面采高,m.

結合Mohr-Coulomb屈服準則,獲得采空區側和巷道側彈性區寬度的計算公式:

(2)

(3)

式中:ε為三軸應力系數,ε=(1+sinφ)/(1-sinφ);φ為內摩擦角,(°),取35.5;f為煤層與頂底板接觸面的摩擦因數,f=tan(φ/4);σ0為水平主應力,MPa,取3.92;K1為應力集中系數,取4;γ為覆巖容重,γ=ρg,ρ為覆巖密度,kg/m3,取2 000,g為重力加速度,m/s2,取9.8;H為埋深,m,取322;Pb為矸石約束力,MPa,忽略不計,取0;β為彈性區寬度修正系數,取1.4;r1為巷道的截面半徑,m,取2.35;P為巷道支護力,MPa,取0.3.

通過計算得到三軸應力系數ε為3.936,摩擦因數f為0.25. 將以上基礎參數代入式(2)和式(3),獲得33(4)23和33(4)25工作面采空區側彈性區寬度分別為3.572 m、3.009 m;33(4)23和33(4)25工作面巷道側彈性區寬度分別為4.337 m、3.068 m.

利用式(1)計算可得,33(4)23和33(4)25工作面煤柱理論寬度的最小值分別為26.509 m、24.667 m.

4月20日考察結果詳見表2，分析可知施磷處理小麥的單株次生根17.1條，比未施用磷肥小麥單株次生根14.7條多2.4條。磷肥用量在0-60 kg范圍內，小麥單株次生根數則隨著磷肥的用量增加而增加，呈顯著線性關系。磷肥的施用量與小麥的次生根顯著相關。

3 數值模擬

工作面回采時,33(4)23綜放工作面選擇留有20 m煤柱時,工作面下巷發生明顯變形破壞,33(4)21綜放工作面選擇留有30～40 m煤柱時巷道未發生大變形,整體穩定。33(4)23、33(4)25綜放工作面理論計算的最小煤柱寬度處于25 m上下,為了便于進行數值模擬計算,設置5個煤柱寬度進行模擬,分別為20 m、25 m、30 m、35 m、40 m. 以33(4)25綜放工作面基礎資料建立FLAC3D數值模型,分析在采動應力與斷層構造應力雙重影響下,圍巖應力與煤柱寬度之間的變化規律,數值模型見圖2,剪切角度不同時,(3+4)#煤層圍巖的抗剪切強度測試情況見表2.

圖2 數值模型

表2 剪切角度不同時(3+4)#煤層圍巖的抗剪切強度測試數據

3.1 水平應力分布規律

圖3為(3+4)#煤層工作面之間留設煤柱寬度不同時,煤柱附近的水平應力分布情況。當工作面煤柱留設20 m寬度時,處于煤柱巷道一側和采空區一側的水平應力相互溝通,說明留設小煤柱時,煤柱承受上覆巖層的壓力影響,當承受壓力達到極限時,發生壓裂破壞。當工作面煤柱留設的寬度在增大時,煤柱所承受的水平應力開始向采空區一側轉移,證明所留設煤柱寬度增大能夠減小應力顯現程度,保證巷道穩定可靠。

圖3 煤柱寬度不同時水平應力分布情況

3.2 垂直應力分布規律

由于工作面在回采時,保護煤柱將受到斷層構造應力和采動應力的作用,圖4為煤柱處于雙重應力作用時垂直應力分布情況,由圖4可知,煤柱垂直應力變化規律為雙波峰浮動變化,巷道和采空區附近應力伴隨煤柱寬度增大而下降。巷道側最大應力位置為距巷道2.5 m處,煤柱附近應力隨距巷道距離增大先快速下降,接著逐步升高,在靠近采空區區域發生應力增大,接著應力逐步下降;當煤柱寬度增大到30 m時,煤柱應力變化平穩。根據理論計算,最小煤柱寬度為24.667 m,所以合理的煤柱寬度選擇為30～40 m.

圖4 煤柱寬度不同時垂直應力分布情況

煤柱應力集中系數隨著煤柱寬度的變化規律見表3. 從表3發現,煤柱寬度擴大時能夠減小應力集中系數,綜放面礦壓顯現程度以及礦山壓力影響區域有效下降,巷道可靠性和穩定性得到有效保障。

表3 應力峰值和應力集中系數與煤柱寬度之間的關系

4 現場試驗

為了驗證工作面之間留設30 m煤柱后巷道的變形情況以及阻礙瓦斯運移效果,在33(4)25工作面施工鉆孔測定應力及監測瓦斯濃度變化情況。鉆孔應力計安裝在工作面下巷,具體位置為工作面前方50 m巷道煤壁側及煤柱側,施工鉆孔的開孔高度為1.5 m,應力計埋入煤層3 m. 應力測定數據見圖5.

圖5 應力測定情況

從圖5發現,由于33(4)25工作面采動破壞作用,在工作面前部未采動區域發生應力顯現。煤壁區域應力顯現程度較小,應力變化范圍為1～2 MPa,應力上下起伏變化不大,煤壁距工作面5 m時應力開始增大,由1 MPa增大2 MPa,在距工作面10～20 m發生一定的應力顯現;煤柱區域應力顯現程度較大,應力變化范圍為0.2～3.3 MPa,應力起伏變化較大,煤柱距工作面30～40 m發生明顯的應力集中。無論煤壁還是煤柱,當距工作面0～30 m時,應力都沒有發生大幅度變化;距工作面32～47 m,煤柱側應力明顯超過煤壁側應力。由表3得到,在設計工作面時煤柱留設20 m寬度的應力集中系數為3.53,而在設計工作面時煤柱留設30 m寬度的應力集中系數為2.36,應力集中系數發生明顯減小,增大煤柱寬度可有效解決應力顯現的難題。而理論計算得到最小的煤柱寬度為25 m,數值模擬得到合理的煤柱寬度為30～40 m,因此結合理論計算結果、數值模擬結果以及現場實測結果,工作面之間留設30 m煤柱時可以達到應力要求。

通過33(4)25工作面瓦斯濃度現場測定,發現33(4)25工作面開采時,工作面回風巷瓦斯濃度為0.23%,回風隅角瓦斯濃度在0.31%上下浮動。圖6為33(4)25綜放面瓦斯變化情況,瓦斯涌出量、風排瓦斯量和高位鉆孔抽采量的最大值和最小值見表4. 從圖6和表4發現,工作面正常回采時風排瓦斯量僅有1次超過5 m3/min,沒有影響到安全生產,同時工作面過斷層時煤柱側沒有發現瓦斯異常增大,證明留設30 m寬度的煤柱可以有效阻礙瓦斯擴散,符合礦井安全生產要求。

圖6 33(4)25工作面瓦斯隨著時間變化規律

表4 33(4)25工作面瓦斯變化情況

5 結 論

1) 通過理論計算和數值模擬(3+4)#煤層2個綜放面的煤柱寬度,得出工作面之間煤柱留設寬度為30～40 m.

2) 分析模擬結果發現,隨留設煤柱寬度的增大,水平應力聚集在工作面采空區一側,提高留設煤柱的寬度能減弱水平應力破壞巷道的程度,巷道穩定可靠性得到明顯提高;垂直應力在煤柱側呈現雙波峰變化規律,隨著增大煤柱寬度,處于采空區和巷道一側的應力集中系數以及垂直應力峰值都開始減小;巷道側最大應力位置為距巷道2.5 m距離處,煤柱附近應力隨距巷道距離增大先快速下降,接著逐步升高,在靠近采空區區域發生應力增大,接著應力逐步下降。

3) 通過在33(4)25工作面施工圍巖鉆孔開展應力測定以及檢測工作面瓦斯濃度,發現工作面之間留設合理寬度的煤柱,不但可以滿足巷道支護強度的要求,還可以阻礙瓦斯擴散。