曹文濤,閆亞鵬,楊增強(qiáng)
(1.運(yùn)城職業(yè)技術(shù)學(xué)院礦山工程系,山西 運(yùn)城 044000; 2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院,北京 100083)
國內(nèi)礦井長期以來一直沿用在采空區(qū)邊緣留設(shè)一定寬度護(hù)巷煤柱的方法來進(jìn)行接續(xù)工作面的開采,其煤柱留設(shè)寬度一般為15~35 m,造成了煤炭資源的嚴(yán)重浪費(fèi)[1-3]。對于區(qū)段煤柱造成的煤炭資源浪費(fèi)問題,國內(nèi)外學(xué)者進(jìn)行了大量的研究,神華集團(tuán)有限公司、中國中煤能源集團(tuán)有限公司等大型煤企也紛紛進(jìn)行大量現(xiàn)場實(shí)踐工作,提出了留設(shè)小煤柱來提高煤柱資源回收率的解決方法[4-6]。
綜放工作面留設(shè)小煤柱對于提高煤炭資源回采率的效果更為顯著,但由于煤體本身強(qiáng)度較低,加上本工作面及鄰近工作面的采動(dòng)影響,容易誘發(fā)覆巖劇烈運(yùn)動(dòng),進(jìn)而造成巷道采掘過程中冒頂和幫部垮塌事故的發(fā)生[7-8]。目前關(guān)于受綜放強(qiáng)采動(dòng)影響大斷面巷道圍巖穩(wěn)定性原理及其控制技術(shù)的研究尚不成熟,需要針對具體地質(zhì)情況進(jìn)行進(jìn)一步的探究,以實(shí)現(xiàn)礦井的安全高效開采。
位于山西省鄉(xiāng)寧縣和河津市境內(nèi)的王家?guī)X煤礦是一座現(xiàn)代化高效礦井,其主采2#煤層平均厚度6.5 m,采用綜合機(jī)械化放頂煤方式開采。井田北翼二采區(qū)內(nèi)工作面布置形式如圖1所示。二采區(qū)內(nèi)N2102工作面鄰近N2101采空區(qū)回采,工作面傾向?qū)?60 m,走向長1 400 m,且N2102回風(fēng)平巷沿空側(cè)護(hù)巷煤柱留設(shè)寬度為17 m。
由于礦井產(chǎn)能較大,為了滿足生產(chǎn)配套所需的大型設(shè)備運(yùn)送,工作面兩側(cè)的回采巷道尺寸為:寬×高=5.0 m×3.8 m,屬于大斷面巷道,其支護(hù)方式采用錨網(wǎng)索對稱支護(hù)。受N2102工作面劇烈采動(dòng)擾動(dòng)影響,N2102回風(fēng)平巷圍巖破壞嚴(yán)重,靠近煤柱幫肩窩位置處的頂板出現(xiàn)劇烈沉降變形、局部破碎等情況,煤柱幫擠壓變形向巷道內(nèi)鼓突出顯著,甚至局部地段頂板因擠壓離層而出現(xiàn)嚴(yán)重冒頂事故。
基于現(xiàn)有支護(hù)方式的基礎(chǔ)上,巷道圍巖變形主要集中于煤柱幫和頂板內(nèi),這說明現(xiàn)有煤柱寬度和支護(hù)方式不能有效控巷道圍巖穩(wěn)定性,且所留設(shè)的17 m寬煤柱將會(huì)導(dǎo)致煤炭資源的嚴(yán)重?fù)p失。因此,有必要針對合理的煤柱寬度和支護(hù)方式進(jìn)行研究,進(jìn)而更加合理有效地控制巷道圍巖結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。
圖1 北翼二采區(qū)內(nèi)工作面平面布置圖Fig.1 Layout of face in the second mining area of the North Wing
沿空側(cè)巷道上覆巖層中基本頂根據(jù)斷裂線與巷道位置的相互關(guān)系可分為4種破壞類型[9-10],如圖2所示。由圖2可知,當(dāng)基本頂斷裂線位置在煤柱體上方或者巷道上方時(shí)(圖2(a)和圖2(b)),受關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)失穩(wěn)擠壓作用,容易造成煤柱體承載較高的應(yīng)力載荷而發(fā)生擠壓變形向巷道內(nèi)鼓起,且頂板也受到關(guān)鍵塊B的水平擠壓力作用而容易出現(xiàn)離層破壞和顯著下沉變形等現(xiàn)象,嚴(yán)重時(shí)甚至發(fā)生頂板冒頂事故。而當(dāng)基本頂斷裂線位置在實(shí)體煤上方或者采空區(qū)上方時(shí)(圖2(c)和圖2(d)),頂板中關(guān)鍵塊B產(chǎn)生的作用力主要由實(shí)體煤或者采空區(qū)矸石承載,此時(shí)關(guān)鍵塊B穩(wěn)定性較好,因此沿空側(cè)巷道圍巖能夠保持較好的穩(wěn)定性。
采用礦用YSZ(B)型鉆孔窺視儀在N2102回風(fēng)平巷內(nèi)某一典型破壞位置處進(jìn)行現(xiàn)場勘測,鉆孔窺視結(jié)果如圖3所示。由圖3可知,在煤柱寬度為17 m 的情況下,基本頂斷裂線位置距離N2101采空區(qū)邊緣10.2~11.5 m,與煤柱幫距離為5.5~6.8 m??梢?,基本頂斷裂線位置靠近煤柱幫,這也是造成現(xiàn)場回風(fēng)平巷圍巖出現(xiàn)非對稱性破壞的原因所在。
圖2 沿空巷道上覆基本頂破斷結(jié)構(gòu)類型Fig.2 Basic roof breaking structure type along the empty roadway
圖3 鉆孔窺視基本頂側(cè)向斷裂位置Fig.3 Drilling peeping basic roof lateral fracture position
根據(jù)現(xiàn)場鉆孔窺視監(jiān)測結(jié)果,建立N2102回風(fēng)平巷基本頂破斷后的力學(xué)模型,如圖4所示?;卷斊茢嗪螅P(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)下沉,穩(wěn)定后巖塊的一端將由N2101采空區(qū)矸石支撐,另外一端則由煤柱體作為承載點(diǎn)。關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)下沉產(chǎn)生的對煤柱體的擠壓力與采空區(qū)側(cè)向殘余支承應(yīng)力疊加,致使煤柱側(cè)圍巖產(chǎn)生顯著的變形破壞,且關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)下沉過程中還存在強(qiáng)烈的水平擠壓運(yùn)動(dòng),這將會(huì)造成巷道頂板的破壞。
根據(jù)圖4所示基本頂受力情況,可以建立基本頂超靜定梁體力學(xué)模型,如圖5所示。
圖4 基本頂側(cè)向破斷力學(xué)模型Fig.4 Mechanics model for basic lateral fracture
圖5 基本頂超靜定梁體力學(xué)模型Fig.5 Mechanics model for basic roof staticallydeterminate beam
根據(jù)砌體梁理論,可以推導(dǎo)出關(guān)鍵塊B對超靜定梁體的水平擠壓力T計(jì)算見式(1)。
(1)
式中:q′為關(guān)鍵塊B承受的載荷大小,MPa;L為關(guān)鍵塊B的長度,m;θ為關(guān)鍵塊B的回轉(zhuǎn)角度,(°);h1為基本頂厚度,m。
關(guān)鍵塊B對超靜定梁體的垂直作用力F表述見式(2)。
(2)
式中,μ為摩擦系數(shù)。
根據(jù)圖5所示基本頂超靜定梁體力學(xué)模型,可以列出x、z方向力學(xué)平衡方程見式(3)。
(3)
式中,p1為直接頂對超靜定梁體的作用力,MPa。
另外,對坐標(biāo)原點(diǎn)O取矩可以得到彎矩平衡方程見式(4)。
Fx1-M1=0
(4)
式中,q為鄰近采空區(qū)殘余側(cè)向支承應(yīng)力,MPa。
同時(shí),根據(jù)彈性力學(xué)理論知識可知,超靜定梁體力在斷裂線位置的撓度方程見式(5)。
(5)
式中:ωq為超靜定梁體力在q作用下的撓度,m;ωp1為超靜定梁體力在p1作用下的撓度,m;ωF為超靜定梁體力在F作用下的撓度,m;E為基本頂?shù)膹椥阅A?,MPa;I為慣性矩,N·m。
根據(jù)變形協(xié)調(diào)條件,可知超靜定梁體力在斷裂線位置的撓度滿足方程見式(6)。
ωmz=ωq+ωp1+ωF=εd
(6)
式中:ε為煤柱體的應(yīng)變;d為煤柱體高度,m。
聯(lián)立式(1)~(6)可以推導(dǎo)出基本頂和直接頂之間的相互作用合力P計(jì)算見式(7)。
(7)
對于基本頂下方的直接頂(包括頂煤),可以視為簡支梁,其一端由實(shí)體煤支撐,另一端由煤柱體支撐。根據(jù)圖4所示力學(xué)模型可以建立直接頂簡支梁受力力學(xué)模型,如圖6所示。
為了便于計(jì)算,可以簡化直接頂與超靜定梁體之間相互作用力p1近似等于鄰近采空區(qū)殘余側(cè)向支承應(yīng)力q,并由相關(guān)文獻(xiàn)得出式(8)。
圖6 直接頂簡支梁力學(xué)模型Fig.6 Mechanics model for immediate roof simply supported beam
(8)
當(dāng)煤體一側(cè)未開采、另外一側(cè)無限開采時(shí),可認(rèn)為距離采空區(qū)邊緣0.3H遠(yuǎn)處矸石承載值大小為γH,基本頂破斷位置載荷為0 MPa,且其呈線性遞減分布規(guī)律[11]。據(jù)此可以求出煤柱體承載載荷p2,計(jì)算見式(9)。
(9)
式中:a為煤柱體寬度,m;β為剪切角,(°);γ為覆巖平均容重,kN/m3;H為煤層埋深,m;S為綜放工作面寬度,m。
根據(jù)圖6所示直接頂簡支梁力學(xué)模型,可以列出x、z方向力學(xué)平衡方程見式(10)。
(10)
式中:K為簡支梁單位壓縮量所需的力,kN/m;x0為斷裂線位置距采空區(qū)邊緣距離,m;R為實(shí)體煤幫對直接頂簡支梁的支撐力,kN;N為基本頂對簡支梁的水平作用力,kN;N2為彈性基礎(chǔ)對簡支梁的水平作用力,kN。
另外,對坐標(biāo)原點(diǎn)O取矩可以得到彎矩平衡方程見式(11)。
(11)
式中:b為巷道寬度,m;M1為水平力N所產(chǎn)生的偏心力偶矩,kN·m。
聯(lián)立式(8)~(11)可以推導(dǎo)出實(shí)體煤幫對直接頂簡支梁的支撐力R作用點(diǎn)坐標(biāo)表達(dá)式見式(12)。
(12)
由于N2102回風(fēng)平巷頂板位于[c,b+c]之間,可以得到直接頂簡支梁彎矩方程表達(dá)式見式(13)。
(13)
聯(lián)立式(10)~(12)可以推導(dǎo)出N2102回風(fēng)平巷頂板在[c,b+c]之間的彎矩方程見式(14)。
M(x)=
(14)
采用FLAC3D數(shù)值軟件[12-13]建立三維模型,所建模型尺寸為270 m×90.4 m×100 m,如圖7所示。考慮到所建立的模型上表面距地表平均距離為220 m,并結(jié)合覆巖平均容重為25 kN/m3這一因素,應(yīng)在模型上表面施加等效重力載荷5.5 MPa,模型四周采用水平位移約束,模型下表面采用垂直位移約束,N2102回風(fēng)平巷內(nèi)嵌入錨桿索結(jié)構(gòu)單元,關(guān)于錨桿索結(jié)構(gòu)單元模擬時(shí)的力學(xué)和幾何參數(shù)見表1。
表1 錨桿索結(jié)構(gòu)單元力學(xué)和幾何參數(shù)Table 1 Mechanical and geometric parameters of anchor cable structural elements
圖8所示為N2102回風(fēng)平巷護(hù)巷煤柱寬度為5 m、8 m、11 m、17 m和20 m時(shí)巷圍巖中應(yīng)力以及屈服區(qū)分布規(guī)律。
圖7 三維數(shù)值模擬模型Fig.7 Model of Three-dimensional numerical simulation
圖8 不同煤柱寬度巷道圍巖應(yīng)力與屈服區(qū)分布Fig.8 Surrounding rock stress and yield zone distribution of different coal pillar width roadways
由圖8可知,當(dāng)煤柱寬度僅為5 m時(shí),煤柱內(nèi)峰值應(yīng)力較小為5.99 MPa,小于原巖應(yīng)力值6.625 MPa,而實(shí)體煤內(nèi)峰值應(yīng)力高達(dá)23.38 MPa,煤柱體處于完全塑性屈服狀態(tài)而失去承載能力;當(dāng)煤柱寬度為8 m和11 m時(shí),煤柱內(nèi)的峰值應(yīng)力分別為11.73 MPa和19.44 MPa,大于原巖應(yīng)力值,說明此時(shí)煤柱體沒有完全發(fā)生屈服而失去承載能力;當(dāng)煤柱寬度增大至17 m時(shí),煤柱體內(nèi)峰值應(yīng)力急劇增大至26.81 MPa,說明此時(shí)煤柱體承載較高的應(yīng)力值,這也從側(cè)面驗(yàn)證了此時(shí)頂板中基本頂破斷位置因處于煤柱體上方而導(dǎo)致煤柱體承受較高的靜載荷;當(dāng)煤柱寬度進(jìn)一步增大至20 m時(shí),煤柱體內(nèi)應(yīng)力峰值由單峰值轉(zhuǎn)變?yōu)殡p峰值形態(tài),并且在煤柱體中間部分出現(xiàn)了寬度約6 m的彈性核,這表明較大的煤柱寬度同樣能夠起到保護(hù)沿空側(cè)巷道圍巖穩(wěn)定性的作用。
綜上可知,N2102回風(fēng)平巷護(hù)巷煤柱隨著煤柱寬度的增加而承載峰值應(yīng)力遞增,在煤柱寬度為17 m左右時(shí)承載峰值應(yīng)力最大,之后隨著煤柱寬度的進(jìn)一步增大,煤柱內(nèi)承載曲線由單峰值轉(zhuǎn)變?yōu)殡p峰值形態(tài)?;谔岣呙禾抠Y源采出率以及維護(hù)巷道圍巖穩(wěn)定性的基礎(chǔ)上,最終確定留設(shè)8 m寬的煤柱進(jìn)行沿空掘巷。
選取與N2102工作面地質(zhì)條件相近且相鄰的N2103工作面作為現(xiàn)場工業(yè)性試驗(yàn)地點(diǎn)。根據(jù)現(xiàn)場工程地質(zhì)條件可知,N2103工作面煤層埋深H=265 m,綜放工作面寬S=250 m,關(guān)鍵塊B的長度L=19 m,頂煤剛度K=70 MPa,關(guān)鍵塊B斷裂線位置距離煤柱幫距離x0=6.15 m,關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)下沉角θ=16°,頂煤和直接頂厚度h2=5.2 m,剪切角β=20°,煤柱寬度a=8.0 m,巷道寬度b=5.0 m,實(shí)體煤幫塑性區(qū)深度c=6.0 m,代入式(14)可以計(jì)算得到直接頂簡支梁在N2103頂板區(qū)域內(nèi)的彎矩,方程表達(dá)式見式(15)。
(15)
根據(jù)式(15)利用數(shù)學(xué)軟件解算出N2103回風(fēng)平巷直接頂簡支梁在[6,11]區(qū)間內(nèi)的彎矩圖,如圖9所示。由圖9可知,巷道頂板中心線位于x=8.5 m位置處,而頂板彎矩最大位置偏離中心線1 m,靠近護(hù)巷窄煤柱幫,整體上呈現(xiàn)出非對稱的拋物線分布形式。
圖9 N2103回風(fēng)平巷直接頂簡支梁彎矩圖Fig.9 Immediate roof simple beam bending momentdiagram in return air straight road of N2103
根據(jù)上述研究可知,后續(xù)N2103工作面回風(fēng)平巷護(hù)巷煤柱體寬度取值8 m時(shí)圍巖受力環(huán)境較好,且較小的煤柱寬度能夠大幅度提高煤炭資源的回采率。同時(shí)結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果可知,此時(shí)頂板最大彎矩偏向煤柱側(cè)1 m左右,因此現(xiàn)場支護(hù)在原有支護(hù)的基礎(chǔ)上,對于煤柱幫補(bǔ)打Φ17.8 mm×L6 300 mm的鋼絞線錨索,間排距為1 700 mm×2 000 mm。頂板錨索改用Φ17.8 mm×L8 300 mm的鋼絞線錨索并增加至3根,且中部錨索布置位置偏離巷道中心線而靠近煤柱側(cè),中部錨索和靠近煤柱側(cè)的錨索采用16#槽鋼連接。具體非對稱支護(hù)方式[14-15]如圖10所示。
圖10 N2103回風(fēng)平巷非對稱支護(hù)斷面圖Fig.10 N2102 return air and flat road deformationand damage
為了驗(yàn)證新的支護(hù)方式和煤柱寬度對巷道圍巖的控制效果,對N2103回風(fēng)平巷掘進(jìn)和回采期間礦壓進(jìn)行了觀測。結(jié)果表明頂板、煤柱幫和實(shí)體煤幫位移量在巷道掘出30 d后分別為123 mm、77 mm和54 mm,在N2103工作面回采期間分別為216 mm、198mm和121 mm,兩幫和頂板整體控制效果較好。現(xiàn)場采用圖10所示非對稱支護(hù)方式后,巷道圍巖控制效果如圖11所示。
圖11 N2103回風(fēng)平巷現(xiàn)場支護(hù)效果圖Fig.11 Support effect diagram in return airway roadof N2103
1) 鉆孔窺視結(jié)果表明基本頂側(cè)向斷裂線位于煤柱體上方,受基本頂關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)下沉產(chǎn)生的垂直擠壓力與水平推力作用,容易造成沿空側(cè)巷道圍巖的非對稱性破壞。
2) 不同寬度煤柱數(shù)值模擬結(jié)果表明,5 m寬煤柱處于完全塑性屈服狀態(tài),隨著煤柱寬度的增大,煤柱承載能力逐步增強(qiáng),20 m寬煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值由單峰值轉(zhuǎn)變?yōu)殡p峰值形態(tài)。選擇8 m寬煤柱時(shí)巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境較好,煤炭資源回采率高。
3) 對基本頂和直接頂分別建立超靜定梁體力學(xué)模型和簡支梁力學(xué)模型,推導(dǎo)出了沿空側(cè)巷道頂板內(nèi)的彎矩方程,并基于N2103回風(fēng)平巷提出了非對稱支護(hù)控制技術(shù),現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果表明圍巖控制效果良好。