楊真, 楊永亮, 郭瑞瑞, 郭愛(ài)偉, 趙楊陽(yáng)
(1.國(guó)家能源集團(tuán) 神東煤炭集團(tuán)布爾臺(tái)煤礦, 內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017209; 2.中交(西安)鐵道設(shè)計(jì)研究院有限公司, 陜西 西安 710065)
沿空掘巷技術(shù)可以極大地增加煤炭資源的利用率,減少巷道維修成本,被廣泛應(yīng)用于我國(guó)煤礦巷道掘進(jìn)中[1-4]。影響沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性的因素主要有煤體賦存條件、掘巷位置(合理煤柱寬度)、圍巖控制措施等,為了實(shí)現(xiàn)安全高效開(kāi)采,專家學(xué)者從不同角度對(duì)沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行了大量研究[5-9]。王紅勝[10]通過(guò)建立沿空掘巷圍巖結(jié)構(gòu)的力學(xué)模型,分析了基本頂斷裂結(jié)構(gòu)對(duì)煤柱穩(wěn)定性的影響,確定了巷道掘進(jìn)的合理位置;彭林軍等[11]對(duì)礦山災(zāi)害原因進(jìn)行了分析,指出采場(chǎng)覆巖穩(wěn)定時(shí)間和沿空掘巷位置是沿空掘巷開(kāi)采技術(shù)能否成功的關(guān)鍵因素;馮吉成等[12]結(jié)合理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)工程實(shí)測(cè),研究了采動(dòng)應(yīng)力和塑性區(qū)分布狀態(tài)對(duì)沿空巷道變形的影響,認(rèn)為煤柱合理寬度不僅要考慮煤柱自身穩(wěn)定性,還要考慮巷道圍巖受采動(dòng)影響的變形量;郭金剛等[13]結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際工程條件,得出采動(dòng)影響范圍大、煤柱穩(wěn)定性差和圍巖本身的裂隙是特厚煤層綜放沿空掘巷的主要特點(diǎn),第一次實(shí)現(xiàn)了對(duì)12 m厚的厚煤層沿空掘巷圍巖的有效控制;楊米加等[14]針對(duì)沿空巷道圍巖強(qiáng)度弱化規(guī)律進(jìn)行分析研究,提出了一種新型的巷道支護(hù)方法。
目前大多煤礦根據(jù)平均開(kāi)采厚度來(lái)確定煤柱寬度,進(jìn)而指導(dǎo)沿空掘巷。然而,煤層在形成過(guò)程中受各種因素影響,存在同一煤層厚度變化較大的情況。工作面不同的開(kāi)采厚度對(duì)沿空掘巷圍巖變形及破壞的影響存在差異,而現(xiàn)有研究涉及煤體自身賦存條件對(duì)沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性影響的較少。因此,本文基于甘肅靖遠(yuǎn)煤電股份有限公司魏家地煤礦東1100工作面的地質(zhì)條件,分析平均開(kāi)采厚度下的圍巖變形和破壞規(guī)律,并確定合理的煤柱寬度;在煤柱寬度確定的情況下,研究開(kāi)采厚度對(duì)沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性的影響。
東1100綜放工作面位于東一采區(qū)上部一煤層,埋深為447~473 m,傾向長(zhǎng)度為130 m,走向長(zhǎng)度為1 718 m。煤層總厚度為9.41~24.84 m,平均總厚度為18.38 m,有益厚度為8.51~22.03 m,平均有益厚度為14.8 m,可采厚度為7.61~19.12 m,平均可采厚度為12 m。煤層傾角為5~17°,平均煤層傾角為11°。煤層抗壓強(qiáng)度約為1.60 MPa,煤體性質(zhì)極軟,基本頂以粉砂巖為主,屬于中硬巖層,基本底以粉砂巖、泥巖為主,工作面巖層柱狀圖如圖1所示。研究區(qū)工作面的煤層厚度變化大,對(duì)沿空掘巷工程提出了較高的要求。因此,有必要對(duì)其圍巖變形及破壞規(guī)律展開(kāi)研究。
圖1 巖層柱狀圖Fig.1 Rock histogram
根據(jù)魏家地煤礦地質(zhì)和開(kāi)采技術(shù)條件,基于巖層柱狀圖,采用FLAC3D軟件進(jìn)行建模,煤層及頂?shù)装鍘r層均采用摩爾-庫(kù)倫本構(gòu)關(guān)系模型。為降低邊界效應(yīng)對(duì)研究側(cè)向支承應(yīng)力及巷道圍巖破壞的影響,設(shè)模型上下邊界距巷道10倍巷寬,左右邊界距巷道20倍巷寬,模型尺寸為200 m×200 m×100 m(長(zhǎng)×寬×高),取模型中部的截面進(jìn)行分析。模型共劃分為538 000個(gè)單元和539 068個(gè)節(jié)點(diǎn)。FLAC3D數(shù)值模型如圖2所示。
圖2 FLAC3D數(shù)值模型Fig.2 FLAC3D numerical model
模型底部和四周邊界固定,頂部設(shè)置為自由邊界,施加上覆巖層載荷(7.29 MPa)。研究區(qū)的煤巖體物理力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1。
表1 煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical mechanics parameters of coal and rock
根據(jù)煤層巷道分層明顯、非均質(zhì)的特征,以煤柱寬度為x軸、煤柱厚度為y軸,建立煤體應(yīng)力極限平衡力學(xué)模型(圖3)[15],并得到極限平衡區(qū)(塑性區(qū))寬度解析式:
(1)
(2)
(3)
式中:x0為塑性區(qū)寬度,m;M為開(kāi)采厚度,m;λ為側(cè)壓系數(shù);φ0為滑移面的內(nèi)摩擦角,(°);Kz為應(yīng)力集中系數(shù);P為上覆巖層壓力,MPa;φ為煤層傾角,(°);C0為滑移面黏聚力,MPa;σy為塑性區(qū)內(nèi)煤體支承壓力,MPa;Px為煤幫支護(hù)阻力,MPa;τxy為塑性區(qū)內(nèi)煤體剪應(yīng)力,MPa。
圖3 煤體應(yīng)力極限平衡力學(xué)模型Fig.3 Mechanical model of coal stress limit equilibrium
依據(jù)東1100綜放工作面運(yùn)輸巷道地質(zhì)條件選取基本參數(shù):煤層開(kāi)采厚度M為18 m,滑移面內(nèi)摩擦角φ0為34°,黏聚力C0為1.6 MPa,側(cè)壓系數(shù)λ為1.0;煤幫支護(hù)阻力Px為0.5 MPa;應(yīng)力集中系數(shù)Kz為3;覆巖壓力P為10.5 MPa,煤層傾角φ取11°。用式(1)—式(3)計(jì)算得出,煤層平均開(kāi)采厚度為18 m時(shí),塑性區(qū)寬度為11.4 m。故沿空掘巷時(shí),合理煤柱寬度范圍為≤11.4 m。
當(dāng)煤層平均開(kāi)采厚度為18 m時(shí),選取煤柱寬度為3~12 m,共設(shè)計(jì)10個(gè)模擬方案進(jìn)行研究,煤柱內(nèi)支承壓力(σ)云圖如圖4所示,支承壓力分布曲線如圖5所示。結(jié)合原巖應(yīng)力(通過(guò)埋深求解)分析可得:當(dāng)煤柱寬度由3 m增加到12 m時(shí),煤柱內(nèi)支承壓力集中系數(shù)(支承壓力集中系數(shù)=支承壓力/原巖應(yīng)力)從1.2增大至3.1;實(shí)體煤幫支承壓力集中系數(shù)從2.3增大至2.8,受煤柱寬度影響較小。
隨著煤柱內(nèi)的支承壓力峰值位置不斷向煤柱深部轉(zhuǎn)移,峰值逐漸增大。當(dāng)煤柱寬度為7 m時(shí),距煤柱幫0.8~1.5 m范圍內(nèi)出現(xiàn)承壓區(qū),但承壓區(qū)范圍相對(duì)較小;當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí),距煤柱幫0.8~2.5 m范圍內(nèi)出現(xiàn)承壓區(qū),承壓區(qū)寬度大于1.5 m,可滿足錨桿錨固的需要。在實(shí)體煤幫側(cè),煤體內(nèi)支承壓力峰值與煤柱寬度呈正相關(guān),且煤柱寬度大于8 m后,支承壓力增長(zhǎng)幅度變緩。因此,開(kāi)采厚度為18 m時(shí),合理的煤柱寬度應(yīng)為8 m,承壓區(qū)如圖6所示。
(a) 煤柱寬度為3 m
(a) 煤柱內(nèi)支承壓力
當(dāng)煤層的開(kāi)采厚度為18 m時(shí),圍巖塑性區(qū)分布如圖7所示。沿空巷道靠近煤柱側(cè)頂板主要為拉剪破壞,靠近實(shí)體煤幫側(cè)頂板及實(shí)體煤幫主要為剪切破壞,煤柱幫主要為拉剪破壞。隨著煤柱寬度增加,煤柱內(nèi)拉應(yīng)力破壞區(qū)逐漸向巖層深部轉(zhuǎn)移,淺部圍巖受到剪切破壞,破壞面積逐漸增大;巷道淺部圍巖受到的拉應(yīng)力增強(qiáng),拉破壞面積逐漸增大;實(shí)體煤幫內(nèi)拉破壞面積逐漸減小,剪破壞面積增大。
圖6 煤柱寬度為8 m時(shí)的承壓區(qū)Fig.6 Pressure zone when pillar width is 8 m
(a) 煤柱寬度為3 m
圖7 開(kāi)采厚度為18 m時(shí)圍巖塑性區(qū)分布Fig.7 Plastic zone distribution of surrounding rock when mining thickness is 18 m
當(dāng)煤層開(kāi)采厚度為18 m時(shí),圍巖變形如圖8所示,頂板下沉量、兩幫移近量與煤柱寬度呈正相關(guān)。煤柱寬度取8 m時(shí),頂板下沉量為0.499 m,兩幫移近量為0.352 m。
(a) 頂板下沉量
當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí),選取開(kāi)采厚度為8~24 m進(jìn)行模擬計(jì)算,煤柱內(nèi)支承壓力云圖如圖9所示,巷道兩幫的支承壓力分布曲線如圖10所示。分析得出:① 煤層開(kāi)采厚度小于18 m時(shí),煤柱內(nèi)支承壓力峰值與煤層開(kāi)采厚度呈負(fù)相關(guān),煤柱內(nèi)支承壓力較大;開(kāi)采厚度為8 m時(shí),煤柱內(nèi)支承壓力達(dá)32 MPa,如圖10(a)所示。② 煤層開(kāi)采厚度大于18 m時(shí),煤柱內(nèi)支承壓力峰值與煤層開(kāi)采厚度呈正相關(guān),煤柱內(nèi)支承壓力峰值較小,基本趨于穩(wěn)定,易于進(jìn)行煤柱幫控制;實(shí)體煤幫內(nèi)的支承壓力峰值與煤層開(kāi)采厚度呈正相關(guān),如圖10(b)所示。
(a) 開(kāi)采厚度為8 m
綜上,在開(kāi)采厚度小于18 m的巷道內(nèi),要加強(qiáng)煤柱幫的控制;在開(kāi)采厚度大于18 m的巷道內(nèi),要加強(qiáng)實(shí)體煤幫的控制。
當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí),巷道兩幫內(nèi)塑性區(qū)分布情況有所不同,如圖11所示。巷道兩幫以剪破壞為主,隨著開(kāi)采厚度增加,剪破壞面積逐漸減小,拉破壞面積逐漸增大,且煤柱側(cè)幫角所受拉剪混合破壞面積逐漸增大;巷道頂板以拉剪破壞為主,且頂板剪破壞面積增大,上覆巖層變形范圍增大。在巷道掘進(jìn)過(guò)程中,對(duì)于煤層開(kāi)采厚度較大的區(qū)域,要注意加強(qiáng)頂板控制。
(a) 煤柱內(nèi)支承壓力分布
(a) 開(kāi)采厚度為8 m
圖11 不同開(kāi)采厚度下圍巖塑性區(qū)分布Fig.11 Plastic zone distribution of surrounding rock under different mining thickness
當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí),不同開(kāi)采厚度下的圍巖變形如圖12所示。在8 m煤柱寬度下,頂板下沉量與煤層開(kāi)采厚度呈正相關(guān),兩幫移近量與煤層開(kāi)采厚度呈負(fù)相關(guān);當(dāng)煤層開(kāi)采厚度由8 m增加到24 m時(shí),頂板下沉量增加了136.4%;兩幫移近量減少了47.6%。分析得出,煤層開(kāi)采厚度的增大對(duì)沿空巷道兩幫的圍巖控制有一定的益處,但對(duì)頂板維護(hù)不利。
(a) 頂板下沉量
(1) 結(jié)合魏家地煤礦東1100綜放工作面運(yùn)輸巷道地質(zhì)條件,采用理論分析和數(shù)值模擬的方法得出了煤層平均開(kāi)采厚度為18 m時(shí),合理的煤柱寬度為8 m。
(2) 煤柱寬度為8 m時(shí),圍巖位移變形呈現(xiàn)出如下規(guī)律:開(kāi)采厚度為8~24 m時(shí),頂板下沉量與開(kāi)采厚度呈正相關(guān),兩幫移近量與開(kāi)采厚度呈負(fù)相關(guān)。
(3) 開(kāi)采厚度的增大對(duì)沿空巷道兩幫的圍巖控制有一定益處,但對(duì)頂板維護(hù)不利,對(duì)開(kāi)采厚度較大的部位應(yīng)及時(shí)補(bǔ)加錨桿進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù)。
(4) 在魏家地煤礦東1100工作面沿空巷道掘進(jìn)實(shí)際過(guò)程中,對(duì)于開(kāi)采厚度大于18 m的工作面,采用原支護(hù)方案時(shí)頂板下沉量較大。根據(jù)本文結(jié)論,在頂板跨度1/3及2/3處采用錨桿進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)后,圍巖變形得到了較好的控制,驗(yàn)證了本文研究的可靠性和有效性。