李天龍
(潞安化工集團 王莊煤礦,山西 長治 046031)
隨著煤炭資源的枯竭,如何盡可能多地開采煤炭資源,是當(dāng)前急需解決的問題,對孤島工作面進行開采成為解決這一難題的有效方法之一[1-3]。孤島工作面煤柱應(yīng)力集中水平較大,礦壓規(guī)律顯現(xiàn)較為明顯,巷道圍巖變形破壞嚴(yán)重,易自然發(fā)火[4]。破壞巷道需要多次翻修和加強支護,不僅增加成本而且威脅安全高效生產(chǎn)[5]。
國內(nèi)學(xué)者在孤島工作面沿空掘巷煤柱寬度確定和圍巖穩(wěn)定性控制方面開展了大量的研究。針對沿空掘巷上覆巖層結(jié)構(gòu)特征,提出了綜放沿空掘巷上覆巖層“大小結(jié)構(gòu)”的觀點,在“大結(jié)構(gòu)”穩(wěn)定的前提下,錨(索)桿與圍巖組成的“小結(jié)構(gòu)”是決定巷道能否穩(wěn)定的關(guān)鍵[6-8]。針對沿空掘巷煤柱寬度的確定,提出了很多合理的方法,主要包括:①對工程案例歸納推理,得出不同圍巖條件下合理的煤柱寬度;②采用數(shù)值模擬軟件對巷道圍巖變形和應(yīng)力分布特征進行分析,確定合理的煤柱寬度。③建立巷道圍巖力學(xué)結(jié)構(gòu)模型,利用極限平衡理論推導(dǎo)出護巷煤柱保持穩(wěn)定狀態(tài)時的寬度范圍[9-10]。在沿空掘巷穩(wěn)定性控制方面,研發(fā)了高強、高預(yù)緊力、高延伸率錨桿(索)支護系統(tǒng)和恒阻大變形錨索等支護技術(shù)來控制圍巖穩(wěn)定[11-13]。
基于此,文章借助UDEC數(shù)值模擬方法,以某礦孤島工作面為工程背景,進行區(qū)段煤柱承載特性演化規(guī)律研究,確定合理的沿空掘巷煤柱寬度。
某礦3號煤層為綜合機械化放頂煤開采,煤層厚度平均為6.5 m,傾角平均3°,其中8105工作面走向長度2 400 m,工作面寬度230 m;8103工作面走向長度2 200 m,工作面寬度210 m;8106工作面走向長度2 600 m,工作面寬度220 m。試驗巷道為8105孤島工作面進風(fēng)巷,一側(cè)為實體煤幫,另一側(cè)為采空區(qū),為了改善沿空巷道的維護條件,進行煤柱承載特性演化規(guī)律研究,8105工作面采掘工程平面圖、綜合鉆孔柱狀圖分別如圖1和圖2所示(圖2根據(jù)鉆孔王-109資料顯示該區(qū)域3號煤層頂?shù)装鍘r性。鉆孔地面標(biāo)高931.3 m,3號煤層底板標(biāo)高664.54 m)。
圖1 8105 工作面采掘工程平面
圖2 8105 工作面綜合鉆孔柱狀
根據(jù)以上參數(shù),結(jié)合8105工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件建立數(shù)值計算模型,采用摩爾庫倫本構(gòu)模型,模型尺寸為180 m×70 m,進風(fēng)巷斷面為5 m×3.2 m,模型左右邊界及底部固定,如圖3和圖4所示。設(shè)計Trigon數(shù)值模擬方案,對比分析不同煤柱寬度(5 m、7 m、10 m)下,巷道全動壓過程中煤柱內(nèi)裂隙擴展規(guī)律及承載特性演化規(guī)律,來確定合理的煤柱寬度,計算過程為:建立數(shù)值計算模型—原巖應(yīng)力平衡計算—8103、8106工作面回采計算—計算結(jié)果輸出與分析—8105巷道掘進—計算結(jié)果輸出與分析。
圖4 UDEC數(shù)值模型示意
借助數(shù)值模擬方法,對比分析不同寬度(5 m、7 m、10 m)煤柱時,巷道掘進期間圍巖應(yīng)力演化特征和裂隙擴展特征,研究煤柱的承載特性。
8105工作面進風(fēng)巷掘進期間,不同寬度煤柱對應(yīng)的巷道圍巖垂直應(yīng)力云圖和曲線圖分別如圖5和圖6所示,可以看出:
圖5 掘進期間不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力云圖
圖6 掘進期間不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力曲線
1) 8105工作面進風(fēng)巷掘進后,巷道圍巖應(yīng)力重新分布,預(yù)留不同寬度區(qū)段煤柱時,巷道圍巖垂直應(yīng)力存在一定差異,煤柱內(nèi)部垂直應(yīng)力云圖對稱分布,隨著區(qū)段煤柱寬度的增大,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值也逐漸增大。
2) 隨著區(qū)段煤柱寬度的增大,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值增大,煤柱寬度為5 m時,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為6 MPa低于原巖應(yīng)力;當(dāng)煤柱寬度為7 m時,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值8 MPa,煤柱內(nèi)應(yīng)力略小于原巖應(yīng)力;當(dāng)煤柱寬度為10 m時,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值為11 MPa左右,煤柱內(nèi)應(yīng)力峰值接近原巖應(yīng)力。
不同區(qū)段煤柱寬度下,8105工作面進風(fēng)巷掘進期間巷道幫部裂隙擴展規(guī)律如圖7所示。
圖7 掘進期間不同寬度煤柱內(nèi)裂隙分布
由圖7可以得出以下結(jié)論:
1) 當(dāng)采用不同寬度煤柱時,煤柱內(nèi)裂隙擴展范圍不同,煤柱內(nèi)的裂隙區(qū)分布呈現(xiàn)明顯的對稱性;隨著煤柱寬度的增加,煤柱內(nèi)的裂隙擴展深度逐漸減小,其中張拉裂隙主要分布在煤柱兩側(cè)的表面,剪切裂隙主要分布在煤柱深部。
2) 當(dāng)煤柱寬度為5 m時,張拉裂隙主要分布在巷道的表面,煤柱中心出現(xiàn)大量剪切裂隙,裂隙幾近貫通,煤體基本失去承載能力;當(dāng)煤柱寬度為7 m時,存在完整的承載煤體區(qū)域,此時煤體處于塑性承載狀態(tài);當(dāng)煤柱寬度為10 m時,巷道兩幫的張拉裂隙與剪切裂隙不再擴展,煤柱中部存在一定的彈性承載核。
借助數(shù)值模擬方法,對比分析不同寬度(5 m、7 m、10 m)煤柱時,巷道回采期間圍巖應(yīng)力演化特征和裂隙擴展特征,確定合理的煤柱寬度。
不同區(qū)段煤柱寬度下,8105工作面回采期間煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力云圖如圖8所示,可以看出:煤柱寬度為5 m時,煤柱中部垂直應(yīng)力峰值大小為8 MPa,低于原巖應(yīng)力;當(dāng)煤柱寬度為7 m時,煤柱中部垂直應(yīng)力峰值接近原巖應(yīng)力,具備一定的承載能力;當(dāng)煤柱寬度為10 m時,煤柱中部垂直應(yīng)力峰值為26 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)為2.3,煤柱處于應(yīng)力增高區(qū)。
圖8 回采期間不同寬度煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力云圖
不同區(qū)段煤柱寬度下,8105工作面回采期間煤柱裂隙擴展規(guī)律如圖9所示。破壞程度隨煤柱寬度的增大而減弱。當(dāng)煤柱寬度為5 m時,煤柱內(nèi)的剪切破壞嚴(yán)重,剪切和張拉裂隙相互貫通,基本失去承載能力;當(dāng)煤柱寬度為7 m時,煤柱內(nèi)存在裂隙閉合區(qū),煤體處于塑性承載狀態(tài);當(dāng)煤柱寬度為10 m時,煤柱內(nèi)應(yīng)力較大,并且存在裂隙閉合區(qū),煤柱中部存在一定的彈性承載核。
圖9 回采期間不同寬度煤柱內(nèi)裂隙分布
綜上所述,當(dāng)煤柱寬度取7 m時,煤柱位于側(cè)向支承壓力與原巖應(yīng)力疊加的應(yīng)力降低區(qū),處于塑性承載狀態(tài),具備一定的承載能力,有利于巷道長期穩(wěn)定,同時考慮現(xiàn)場施工情況,最終確定了8105工作面進風(fēng)巷的護巷煤柱寬度為7.0 m。
為了驗證7 m煤柱的合理性,在進風(fēng)巷設(shè)置測站,對圍巖表面位移、錨桿(索)受力情況進行觀測并對巷道圍巖變形進行分析,礦壓觀測結(jié)果以及圍巖控制效果分別如圖10、圖11和圖12所示。
圖10 掘進期間巷道表面變形情況
圖11 掘進期間錨桿錨索受力情況
圖12 巷道圍巖控制效果
從圖10可以看出:8105工作面進風(fēng)巷在掘進期間,隨著距掘進迎頭距離的增加,巷道頂板移近量最大值為150 mm,底鼓量為145 mm左右,兩幫移近量為 325 mm 左右,巷道圍巖變形趨于穩(wěn)定。
從圖11可以看出:隨著掘進迎頭的推進,試驗巷道內(nèi)錨桿(索)受力逐漸增大并最終趨于穩(wěn)定。
從圖12的8105工作面進風(fēng)巷的現(xiàn)場照片,可以看出巷道圍巖變形較小,整體控制效果較好。
文章采用數(shù)值模擬方法,分析了掘進和回采期間不同寬度煤柱內(nèi)應(yīng)力和裂隙分布規(guī)律,得到了孤島工作面區(qū)段煤柱承載特性演化規(guī)律,主要結(jié)論為:
1) 借助離散元數(shù)值軟件UDEC 6.0對煤柱內(nèi)裂隙擴展規(guī)律和應(yīng)力分布規(guī)律進行研究,得出:煤柱為5 m時,裂隙擴展貫通,煤柱失去承載能力;煤柱為7 m時,處于側(cè)向采動壓力的壓力減低區(qū),存在裂隙閉合區(qū),為塑性承載狀態(tài);煤柱為10 m時,煤柱處于彈性承載狀態(tài)。綜合考慮施工安全與資源回收,最終確定煤柱寬度為7 m。
2) 借助工業(yè)性實驗觀測試驗巷道在掘巷和回采期間的圍巖活動規(guī)律,得出:8105工作面進風(fēng)巷掘進期間,巷道整體變形量在預(yù)計范圍內(nèi),錨桿(索)受力逐漸增大并最終趨于穩(wěn)定,整體控制效果較好。