玉華煤礦綜采工作面面間煤柱合理尺寸研究

谷拴成，張志飛，楊超凡，袁增云，霍小泉

(1.西安科技大學(xué)建筑與土木工程學(xué)院，陜西 西安 710054；2.陜西陜煤銅川礦業(yè)有限公司，陜西 銅川 727000)

0 引 言

地下煤炭開采工作中，煤柱主要起保護(hù)、隔離、護(hù)巷和支撐的作用[1]。在回采階段，各綜采工作面面間煤柱承擔(dān)著隔離綜采工作面與維護(hù)回采巷道穩(wěn)定的作用，煤柱合理寬度影響著回采安全與資源回收率。國(guó)內(nèi)學(xué)者對(duì)于面間煤柱寬度的確定進(jìn)行了有益探索?，F(xiàn)有研究主要針對(duì)特定地質(zhì)條件下的采煤工作面，采用現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)、理論分析和數(shù)值模擬方法綜合確定其寬度[2-7]。張廣超等[8]利用數(shù)值模擬分析了不同煤柱寬度下的圍巖破壞規(guī)律，據(jù)此確立了煤柱的合理寬度，并研究了8 m煤柱下巷道結(jié)構(gòu)及礦壓，建立頂板斷裂后穩(wěn)定的鉸接結(jié)構(gòu)模型，確立斷裂線與煤壁間的內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)，進(jìn)行圍巖穩(wěn)定性分析后提出了支護(hù)對(duì)策。劉金海等[9]建立了關(guān)鍵層與采空區(qū)側(cè)煤體應(yīng)力傳遞計(jì)算模型，推導(dǎo)出工作面?zhèn)认蛑С袎毫τ?jì)算公式，并通過對(duì)側(cè)支承壓力現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，得到應(yīng)力峰值發(fā)生轉(zhuǎn)移的特征，通過數(shù)值模擬與工程類比的方法確定了煤柱的合理寬度。煤柱在不同階段對(duì)巷道發(fā)揮的作用不同，在回采階段，面間煤柱發(fā)揮著維護(hù)回采巷道與保證安全生產(chǎn)的主要作用；當(dāng)工作面回采后，隨著回采巷道的廢棄，面間煤柱護(hù)巷的使命完成，主要起到支撐上部覆巖，減小地表沉陷的作用[10-11]。

本文基于已有研究，首先考慮煤體在不同區(qū)域不同采動(dòng)影響下應(yīng)力狀態(tài)變化，對(duì)比采空區(qū)側(cè)煤柱與實(shí)體煤側(cè)煤柱在工作面不斷推進(jìn)時(shí)的應(yīng)力峰值轉(zhuǎn)移情況，結(jié)合巷道生產(chǎn)、維護(hù)的實(shí)際情況，針對(duì)實(shí)體煤一側(cè)煤柱建立傳力拱力學(xué)模型，推導(dǎo)出拱軸方程與拱上荷載作用；其次對(duì)煤柱支承壓力分布規(guī)律進(jìn)行研究，進(jìn)一步結(jié)合Mohr-Coulomb極限平衡與剛塑性理論對(duì)采面面間煤柱留設(shè)寬度、煤幫加固范圍進(jìn)行研究；最后采用現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)進(jìn)行驗(yàn)證，最大程度提高資源回采率及巷道安全性。

1 2410工作面概況和應(yīng)力監(jiān)測(cè)

1.1 工程概況

玉華煤礦2410工作面位于+892 m水平，設(shè)計(jì)走向長(zhǎng)度2 000 m，面寬240 m，面積40萬m2，主采煤層為4-2煤層。工作面由外向內(nèi)0～800 m，煤厚4.0～6.0 m。2410工作面平面布置與巷道空間關(guān)系如圖1所示，其南側(cè)為2408工作面開采后形成的采空區(qū)，北側(cè)為實(shí)煤體。2410工作面和2408工作面現(xiàn)有面間煤柱寬度為30 m，運(yùn)輸順槽距2408回風(fēng)順槽平面凈隔厚40 m。直接頂為粉細(xì)砂巖，含少量黃鐵礦結(jié)核、植物化石及煤屑，厚1.85～7.38 m，一般厚度5.00 m，硬度4～5級(jí)，屬于中等堅(jiān)實(shí)至極不堅(jiān)實(shí)頂板。老頂為灰、灰白色細(xì)砂巖，中粗砂巖，成分以石英、長(zhǎng)石為主，含黃鐵礦結(jié)核、煤屑，泥鈣質(zhì)膠結(jié)，致密堅(jiān)硬，具斜層理，波狀層理，局部老頂中含礫石，厚7.37～17.90 m，一般厚度12.90 m，硬度5～7級(jí)，屬于中等穩(wěn)定頂板。

圖1 2410工作面平面及回采巷道布置Fig.1 Plane and mining roadway layout of2410 working face

圖2 監(jiān)測(cè)斷面布置圖Fig.2 Layout of monitoring section

1.2 煤柱應(yīng)力監(jiān)測(cè)

為了研究在工作面回采過程中煤柱內(nèi)部應(yīng)力分布情況，在玉華煤礦2410工作面運(yùn)輸巷道S1斷面與回風(fēng)巷道G1斷面別設(shè)置了測(cè)點(diǎn)對(duì)煤柱應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測(cè)。在毗鄰實(shí)煤體的運(yùn)輸巷G1斷面處安裝4個(gè)埋深為1 m、2 m、3 m和4 m的鉆孔應(yīng)力計(jì)；毗鄰采空區(qū)的回風(fēng)巷S1斷面處安裝3個(gè)埋深為1 m、2 m和3 m的鉆孔應(yīng)力計(jì)，具體監(jiān)測(cè)斷面布置如圖2所示，回采過程中所得監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖3所示。

圖3 煤柱應(yīng)力監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.3 Monitoring results of coal pillar stress

G1斷面監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)表明：距煤壁埋深1 m和2 m處的應(yīng)力值在整個(gè)回采影響期間基本呈現(xiàn)先增后減的趨勢(shì)。在回采工作面推進(jìn)至測(cè)站45 m時(shí)，埋深1 m處的煤柱應(yīng)力值開始減小，推進(jìn)至距測(cè)站25 m時(shí)，該處應(yīng)力急劇下降，說明此時(shí)1 m處的煤柱遭到破壞；同理可得，埋深2 m處的煤柱應(yīng)力在回采工作面推進(jìn)至測(cè)站34 m時(shí)開始下降；23 m時(shí)急劇下降，說明此時(shí)埋深2 m處的煤柱遭到破壞，承載能力大大降低。埋深3 m和4 m處的應(yīng)力計(jì)讀數(shù)隨著工作面的推進(jìn)不斷增加，表明埋深3 m和4 m處的煤體擁有足夠的承載能力，尚未發(fā)生破壞，由此可以推斷臨近實(shí)煤體的煤柱塑性區(qū)深度在2～3 m之間。 同理可得，S1斷面所監(jiān)測(cè)的臨近采空區(qū)的煤柱塑性區(qū)范圍也在2～3 m之間。

監(jiān)測(cè)結(jié)果顯示，臨近采空區(qū)與實(shí)煤體的塑性區(qū)范圍基本相近，但在工作面回采過程中的應(yīng)力增量峰值卻不同，為分析應(yīng)力增量峰值產(chǎn)生差異的原因，進(jìn)一步將煤柱應(yīng)力數(shù)據(jù)進(jìn)一步匯總，繪制分布三維圖投影圖，如圖4所示。

圖4 煤柱應(yīng)力三維投影圖Fig.4 Three-dimensional projection of coal pillar stress

由圖4可知，S1斷面所監(jiān)測(cè)煤柱應(yīng)力峰值出現(xiàn)向煤柱深部轉(zhuǎn)移的現(xiàn)象，G1斷面則沒有出現(xiàn)應(yīng)力轉(zhuǎn)移的現(xiàn)象。推測(cè)出現(xiàn)這種現(xiàn)象的原因?yàn)椋河捎赟1斷面所監(jiān)測(cè)的煤柱臨近2408工作面采空區(qū)，受前期2408工作面采動(dòng)影響，煤柱已經(jīng)承擔(dān)了部分荷載，因此煤柱承載力下降即應(yīng)力增量峰值較低，并且需要更多的受荷面積承擔(dān)2410工作面回采時(shí)傳遞的采動(dòng)壓力，因此臨近采空區(qū)的煤柱應(yīng)力出現(xiàn)了向深部轉(zhuǎn)移的現(xiàn)象；由于S1斷面所監(jiān)測(cè)的煤柱臨近實(shí)煤體，在2410工作面回采之前煤體未受擾動(dòng)，其承載力較高即應(yīng)力增量峰值較高，在2410工作面回采時(shí)煤柱應(yīng)力峰值轉(zhuǎn)移現(xiàn)象出現(xiàn)較晚。

2 理論分析

監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，綜采工作面面間煤柱的應(yīng)力分布形式與煤柱周邊情況密切相關(guān)，回采過程中，臨近采空區(qū)的煤柱在工作面回采后不再起到維護(hù)巷道穩(wěn)定的作用，但臨近實(shí)煤體的煤柱在下一工作面回采時(shí)仍承擔(dān)著維護(hù)下一工作面回采巷道穩(wěn)定的作用，因此，理論研究重點(diǎn)應(yīng)集中于與實(shí)體煤相鄰的煤柱。由監(jiān)測(cè)結(jié)果還可以發(fā)現(xiàn)，當(dāng)綜采工作到達(dá)S1斷面，此時(shí)煤柱應(yīng)力峰值才開始向深部轉(zhuǎn)移，在此之前深部煤柱應(yīng)力未達(dá)到峰值，因此，此時(shí)煤柱受到的壓力達(dá)到極限，故建立模型分析此時(shí)煤柱的受力情況。

2.1 傳力拱模型的建立

我國(guó)開采薄煤層、中厚煤層和大部分厚煤層時(shí)，幾乎都采用全部垮落法處理采空區(qū)[12]。覆巖破壞表現(xiàn)出三個(gè)較為明顯的分帶：垮落帶、裂隙帶和彎曲下沉帶?？迓鋷е饕侵苯禹敳糠謳r層垮落形成，巖石呈破碎狀，堆積雜亂無章，碎脹系數(shù)大，填充了采空區(qū)且限制了上覆巖層的持續(xù)變形，因此在采空區(qū)形成初期，將在垮落煤巖體上方形成承受并傳遞覆巖自重荷載的初始傳力拱[13]，該拱承擔(dān)全部的覆巖自重荷載；隨著垮落的破碎煤巖體的壓實(shí)，破碎煤巖體將具有一定的承載能力?；诠こ虒?shí)際，建立如圖5所示的物理力學(xué)分析模型，并提出以下假定：①工作面回采過后形成采空區(qū)，上覆巖體在自重荷載作用下形成傳力拱；②傳力拱處于平面應(yīng)變狀態(tài)，符合彈性力學(xué)基本假定；③垮落煤巖體完全填充初始傳力拱拱內(nèi)空間，與傳力拱共同承擔(dān)采空區(qū)上覆巖土體荷載。

2.2 拱軸方程求解與拱上作用分析

2.2.1 拱軸方程求解

根據(jù)最佳拱軸理論[14]，若取初始傳力拱y1拱高為Hk，可得拱軸方程見式(1)。

(1)

根據(jù)假定③的條件，若取垮落煤巖體初始碎脹系數(shù)為KP建立等式，見式(2)。

(2)

聯(lián)立式(1)和式(2)，得到初始傳力拱y1，見式(3)。

(3)

隨著工作面的推進(jìn)，待開采影響穩(wěn)定后，初始傳力拱y1在上覆巖土體自重荷載作用下產(chǎn)生變形，并形成穩(wěn)定傳力拱y2，在該過程中，拱內(nèi)垮落煤巖體將被擠壓壓密，具有一定的承載能力。若記垮落煤巖體的碎脹系數(shù)為Ks，進(jìn)一步根據(jù)假定③可以得到式(4)。

(4)

聯(lián)立式(1)和式(2)解得穩(wěn)定傳力拱拱軸方程y2見式(5)。

(5)

2.2.2 拱上作用分析

根據(jù)假定③，垮落帶傳力拱由初始傳力拱y1向穩(wěn)定傳力拱y2轉(zhuǎn)變過程中拱內(nèi)垮落煤巖體將發(fā)揮出一定的承載能力，并與穩(wěn)定傳力拱共同承擔(dān)覆巖自重荷載γH。

拱內(nèi)垮落煤巖體承擔(dān)的荷載q見式(6)。

q=Es×(y1-y2)

(6)

式中，ES為拱內(nèi)垮落煤巖體壓縮模量，MPa。

式(6)中垮落碎散煤巖體壓縮模量ES可采用式(7)進(jìn)行計(jì)算[15]。

(7)

式中：α、β為試驗(yàn)確定的系數(shù)，煤巖體可取α=1 226.3，β=-13.996；n為垮落煤巖體的空隙率，%。

傳力拱承擔(dān)的荷載p見式(8)。

p=γH-q

(8)

聯(lián)立式(3)、式(5)～式(8)得到由垮落煤巖體、穩(wěn)定傳力拱承擔(dān)的荷載q、p計(jì)算見式(9)。

(9)

2.3 拱傳力范圍與煤柱支承壓力分布

由于采空區(qū)上覆巖土體自重荷載作用在傳力拱上的部分p經(jīng)拱腳傳遞至煤柱，因此對(duì)拱腳反力的求解以及確定出煤柱受拱腳影響范圍是確定煤柱留設(shè)寬度依據(jù)煤幫加固范圍的關(guān)鍵。

2.3.1 拱傳力范圍

建立傳力拱拱腳與煤柱相接處力學(xué)分析模型如圖6所示。

α-為拱腳與煤柱頂部夾角，(°)；d-為煤柱受傳力拱影響范圍，m；V-拱腳承受的豎直分力，N；T-拱腳承受的水平分力，N圖6 “拱腳-煤柱”力學(xué)分析模型Fig.6 Mechanical model of “arch foot-coal pillar”

根據(jù)靜力平衡條件，V、T計(jì)算見式(10)。

(10)

研究表明拱的失穩(wěn)往往始于拱腳，因此，為保證傳力拱傳力模式的可靠性，拱腳還應(yīng)滿足極限平衡條件式(11)。

(11)

式中：c為黏聚力，MPa；φ為內(nèi)摩角，(°)。

通過式(11)可對(duì)煤柱受采空區(qū)上方傳力拱影響范圍d進(jìn)行計(jì)算。由于煤柱留設(shè)寬度小于傳力拱影響范圍d時(shí)，傳力拱將會(huì)將部分荷載傳遞至相鄰工作面順槽頂板，致使該順槽承頂板承受較大應(yīng)力。因此，煤柱留設(shè)寬度不應(yīng)小于傳力拱影響范圍寬度d(式(12))。

(12)

2.3.2 煤柱支承壓力分布

傳力拱傳遞的荷載V、T以正應(yīng)力和切應(yīng)力的形式分布在傳力拱影響范圍d內(nèi)，根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果，假定正應(yīng)力在d范圍內(nèi)均勻分布。將煤柱上方巖土體自重荷載與拱傳遞至煤柱的荷載進(jìn)行疊加，可得煤柱支承壓力分布如圖7所示。

若認(rèn)為σ1為主應(yīng)力，即不考慮煤柱頂面切應(yīng)τxy的影響，由于水平主應(yīng)力σ3在x=0處至x=d處由px按二次曲線增加至原巖應(yīng)力σh，當(dāng)不考慮臨近采空區(qū)內(nèi)垮落煤巖體有利的側(cè)壓力作用px時(shí)，可得出煤柱頂部應(yīng)力大小見式(13)。

(13)

式中，k為應(yīng)力集中系數(shù)。

2.4 煤柱留設(shè)寬度及加固范圍

結(jié)合工程實(shí)際，考慮到臨近巷道側(cè)煤柱受掘進(jìn)的影響，將式(12)所給出的煤柱受傳力拱最小影響范圍乘以安全系數(shù)1.3，得到采面面間留設(shè)煤柱最小寬度理論計(jì)算見式(14)。

(14)

進(jìn)一步根據(jù)極限平衡條件(圖8)、式(13)和式(14)可確定煤柱頂面塑性區(qū)寬度，見式(15)。

(15)

圖7 煤柱支承壓力分布與極限平衡條件Fig.7 Distribution of coal pillar support pressure

圖8 極限平衡條件Fig.8 Limit equilibrium conditions

根據(jù)式(14)和式(15)，若煤幫加固范圍取為塑性區(qū)范圍，則可以得出煤幫的加固深度見式(16)。

(16)

式中：RP為塑性區(qū)范圍；λ為側(cè)壓力系數(shù)。

3 工程應(yīng)用

3.1 煤柱合理尺寸設(shè)計(jì)

通過對(duì)銅川焦坪礦區(qū)玉華煤礦2407工作面運(yùn)輸順槽煤壁應(yīng)力進(jìn)行監(jiān)測(cè)，對(duì)本文理論的現(xiàn)場(chǎng)適用性進(jìn)行驗(yàn)證。

2407工作面上覆巖土體平均容重為20 kN/m3，開采后采空區(qū)內(nèi)垮落煤巖體初始碎脹系數(shù)為1.35，穩(wěn)定后碎脹系數(shù)為1.10。 地層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 物理力學(xué)參數(shù)Table 1 Physical and mechanics parameters

根據(jù)前文傳力拱理論計(jì)算和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果，結(jié)合資源回收率、巷道穩(wěn)定性、次生災(zāi)害控制、錨固支護(hù)有效性、沖擊地壓的防治，確定綜采工作面面間煤柱留設(shè)寬度為26.18 m，煤柱塑性區(qū)寬度為2.51 m，煤幫加固范圍應(yīng)大于塑性區(qū)寬度，為3.00 m。

3.2 工程驗(yàn)證

采用鉆孔窺視儀對(duì)2407工作面回采巷道兩側(cè)煤柱進(jìn)行實(shí)測(cè)，確定在采動(dòng)的過程中煤柱塑性區(qū)具體深度變化的動(dòng)態(tài)范圍及變化特征(圖9)。由圖9可知，在距離煤壁深2.5 m處，窺視孔孔壁破碎嚴(yán)重，窺視過程多次受阻，表明距煤壁此處深度范圍內(nèi)的煤體發(fā)生了塑性破壞，在距煤壁深3.0 m處，窺視孔孔壁較為光滑，沒有發(fā)生塑性破壞，由此可進(jìn)一步確定處煤柱最大塑性區(qū)寬度在2.5～3.0 m之間，與理論推導(dǎo)結(jié)果一致。

圖9 鉆孔窺視圖Fig.9 Image of drilling

4 結(jié) 論

1) 相較于臨近采空區(qū)一側(cè)的煤柱，實(shí)體煤側(cè)煤柱完整性好，承載力高，破壞表現(xiàn)出一定的脆性，破壞后形成的塑性區(qū)范圍較小，且采動(dòng)應(yīng)力集中作用于煤柱淺部范圍，當(dāng)綜采工作面推進(jìn)至監(jiān)測(cè)斷面附近時(shí)，采動(dòng)應(yīng)力出現(xiàn)向煤柱深部轉(zhuǎn)移的跡象。

2) 基于巖土體成拱效應(yīng)，對(duì)實(shí)體煤側(cè)煤柱進(jìn)行了理論分析，推導(dǎo)了采煤工作中傳力拱拱軸方程，并分析了荷載傳遞機(jī)理。理論得出了煤柱最小留設(shè)寬度和煤幫加固寬度。

3) 現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：確定的區(qū)段煤柱留設(shè)尺寸較為合理，采空區(qū)形成后煤柱的塑性區(qū)寬度在2.5～3.0 m范圍內(nèi)，實(shí)現(xiàn)巷道穩(wěn)定的關(guān)鍵在于對(duì)煤柱幫的控制。