王志強,田 野,王樹帥,牟皓奇,劉吟蒼
(1.中國礦業(yè)大學(北京) 能源與礦業(yè)學院,北京 100083;2.中國礦業(yè)大學(北京) 力學與建筑工程學院,北京 100083)
綜采工作面支架回撤是礦井生產的重要環(huán)節(jié),無預掘回撤通道、預掘單回撤通道和預掘雙回撤通道是應用最廣泛的支架回撤工藝[1]。工作面在向回撤通道推進的過程中,工作面與回撤通道間煤體寬度不斷減小,最終轉變?yōu)?條“窄煤柱”。煤柱穩(wěn)定性對保障工作面安全及回撤通道的穩(wěn)定具有重要影響,若對煤柱的穩(wěn)定性掌握不足,容易引發(fā)煤柱脆性破壞、回撤通道垮塌、支架壓架等事故[2]。
目前,分析剩余煤柱穩(wěn)定性主要有理論分析、數值模擬和現場實測3種方法。在理論分析中,大多采用極限平衡區(qū)公式求解煤柱極限寬度,認為煤柱兩側支承應力峰值疊加區(qū)寬度,即為煤柱極限寬度。侯朝炯等[3]、李樹清等[4]、于遠祥等[5]分別采用極限平衡理論、彈塑性極限平衡理論及彈性理論對極限平衡區(qū)的煤柱穩(wěn)定性進行分析,推導出極限平衡區(qū)寬度;除極限平衡區(qū)外,谷拴成等[6]、王志強等[7]利用極限平衡區(qū)公式和壓力拱模型共同確定貫通前煤柱上方載荷及煤柱極限寬度;谷拴成等[8]建立貫通前剩余煤柱兩側的載荷力學模型,將回撤通道兩側煤壁和工作面前方煤壁均視為固支端,求解出剩余煤柱載荷及寬度。數值模擬也是分析煤柱穩(wěn)定性的有效方法,其可以系統(tǒng)地計算出不同煤柱寬度下巷道圍巖的變形、塑性區(qū)及應力分布情況[9-10]?,F場實測[11]是確定煤柱載荷和確定極限寬度重要手段之一,且具有高精確性、現場實用性,但需要在現場進行實時觀測,所以工程比較復雜。
本文以工作面與回撤通道之間的剩余煤柱為研究對象,基于貫通前基本頂斷裂位置,簡化煤柱上方支承應力表達式,建立剩余煤柱載荷力學模型,計算剩余煤柱載荷及煤柱極限寬度,并分析地質因素與工程因素對剩余煤柱穩(wěn)定性的影響規(guī)律。簡化后的支承應力表達式可更加精確地計算煤柱所承受載荷,同時可更加全面地分析各因素對剩余煤柱穩(wěn)定性的影響規(guī)律。
梧桐莊2號煤層三采區(qū)182312走向工作面(簡稱312工作面)是三采區(qū)最后1個走向工作面。梧桐莊2號煤層平均厚度3.4 m,平均傾角11°。埋深約為500 m。312工作面布置如圖1所示。312工作面利用三采右翼出煤巷(簡稱出煤巷)作為支架的回撤通道[12-13]。
圖1 182312工作面布置Fig.1 Layout of 182312 working face
工作面在貫通前,根據基本頂斷裂位置與出煤巷的位置關系,基本頂最后1次斷裂主要有如圖2所示的3種形式[14-15]:①在出煤巷左側實體煤上方斷裂;②在出煤巷上方斷裂;③在剩余煤柱上方斷裂。
圖2 基本頂不同斷裂形式示意Fig.2 Schematic diagram of different fracture forms of basic roof
圖2中,lz為基本頂周期斷裂步距,d為基本頂斷裂位置距離出煤巷非開采幫煤體破碎區(qū)邊緣的距離。由基本頂周期斷裂步距(17.9~20.8 m)得,312工作面基本頂最后1次實際斷裂位置位于剩余煤柱上方,d取值范圍為8.6~11.5 m。若lz取平均斷裂步距20 m,則d約為10.7 m。(注:本文理論計算過程中,lz取20 m,d取10.7 m,而后分析d=8.6~11.5 m時煤柱寬度范圍值。)
312工作面在貫通前,基本頂在剩余煤柱上方斷裂。因此,建立基本頂此種斷裂形式下剩余煤柱載荷力學模型,分析剩余煤柱載荷及極限寬度?;卷斣趤韷簳r對煤柱的載荷最大,也即假設基本頂在預斷裂位置處于來壓斷裂狀態(tài),此時煤柱所受載荷最大,此種情況下所求得的極限寬度更具有一定的安全系數。本文在文獻[8]模型的基礎上,考慮關鍵塊B整體對煤柱的載荷,不僅考慮支架上方的控頂部分,同時考慮支架后方作用在矸石的簡支部分,使煤柱承受的載荷更加全面。本文建立的載荷力學模型如圖3所示。
圖3 煤柱載荷力學模型Fig.3 Mechanical model of coal pillars load
圖3中,以出煤巷非開采幫煤體破碎區(qū)邊緣為x軸原點O,基本頂在斷裂處左端為支承應力峰值位置,此處的應力為kγH,MPa,其中,k為應力集中系數,γ為巖石容重,MPa/m,H為煤層埋藏深度,m;q(x)為支承壓力,MPa;qm為關鍵塊B跨落后的重力,MPa;f1為出煤巷巷內支柱支護阻力,MPa;f2為支架工作阻力,MPa;B0為剩余煤柱承載寬度,m;R1為煤體(柱)破碎區(qū)寬度,m;D1為出煤巷跨度,m;D2為支架控頂距,m。
在分析煤柱受力時,將煤柱從基本頂斷裂位置劃分為左、右2部分,在基本頂斷裂位置左側,力學模型如圖4所示。
圖4 基本頂斷裂位置左側載荷分析Fig.4 Load analysis on left side of fracture location of basic roof
由文獻[10]知支承應力q(x)如式(1)所示:
(1)
式中:q(x)為支承應力,MPa;f為煤層內摩擦力,MPa;M為工作面采高,m;β為側壓力系數。
由式(1)可以看出q(x)函數形式比較復雜,不易對其進行積分及確定重心。本文將其簡化為圖4所示的關于x的n(n取整數)階冪指數函數,即把應力曲線擬合為關于x的n次拋物線[16]。當d及n取不同值時,關于x的n階函數通式(x=0,1,2,…,d)如式(2)~(4)所示:
q(xn)=q1+λn(d-x)n
(2)
其中:
(3)
(4)
在分析煤柱上方載荷時,將支承應力q(x)簡化為均勻載荷q1和從0連續(xù)遞增到q2的n次拋物線形載荷。圖4中A,l,h分別表示拋物線的面積、長度和高度。F1,F21分別為出煤巷左側實體煤和剩余煤柱對頂板的支撐力,由力的相互作用,得2力為上覆巖層對出煤巷兩側煤體的載荷。q2表達式及q1,q2,f1對頂板的作用力分別如式(5)~(8)所示:
(5)
(6)
(7)
Qf1=f1D1
(8)
在斷裂位置左側,在基本頂斷裂處為簡支。圖4模型右側彎矩為0,即如式(9)所示:
(9)
由式(9)得F1如式(10)所示:
(10)
由y方向的力平衡得F21如式(11)所示:
(11)
基本頂斷裂位置右側,力學模型如圖5所示。
圖5 基本頂斷裂位置右側載荷分析Fig.5 Load analysis on right side of fracture location of basic roof
圖5中:F22,F3分別為煤柱和采空區(qū)垮落矸石對頂板的支撐力。該模型兩端均為簡支,同樣的,右側簡支處彎矩為0,即如式(12)所示:
(12)
其中R1的表達如式(13)[16-17]所示:
(13)
式中:φ為煤層內摩擦角,(°);h為煤層厚度,m;C為煤體黏聚力,MPa。
由式(12)~(13)得F22,如式(14)所示:
(14)
綜合基本頂斷裂位置兩側的力學模型,結合式(11)及(14),可得煤柱對頂板的總支撐力F2,如式(15)所示:
(15)
因此,由力的相互作用得剩余煤柱受力為F2。則工作面與上山間的剩余煤柱平均應力如式(16)所示:
(16)
煤柱的極限強度可參考比涅烏斯基(Bieniaski)煤柱強度計算公式(17)[15]:
(17)
式中:σp為煤柱極限強度,MPa;σc為煤柱單軸抗壓強度,MPa;M為工作面采高,m。
當煤柱平均應力σa達到極限強度σp時(見式(18)),煤柱處于極限平衡狀態(tài)。
(18)
將式(15)~(17)帶入式(18),可得煤柱承載寬度B0,如式(19)所示:
(19)
其中,a,b,c計算如式(20)所示:
(20)
因此,煤柱極限寬度B,如式(21)所示:
B=B0+2R1
(21)
由煤柱寬度表達式(21)可以看出,影響煤柱寬度的因素可分為地質因素和工程因素,312工作面各因素參數及數值見表1。
表1 312工作面地質與工程參數Table 1 Geological and engineering parameters of 312 working face
本文的力學模型基于基本頂斷裂位置建立。支承應力q(x)曲線所對應的x的拋物線的次數n隨著斷裂位置d不同而發(fā)生變化。取d=7~15 m,經擬合后發(fā)現:當d=7,8,9 m時,n=3;當d=10,11,12 m時,n=4;當d=13,14 m時,n=5;當d=15 m 時,n=6。限于篇幅,結合d=10.7 m時,繪制d=10,11 m時的原函數與n次拋物線的擬合曲線對比圖,如圖6所示。
圖6 應力曲線與拋物線擬合情況Fig.6 Stress curves and parabolic fitting
由圖6知當d=10,11 m時,n都為4,其中q10(x4)=12.802+2.25×10-3(10-x)4;q11(x4)=12.697+1.54×10-3(11-x)4。因此,當d=10.7 m時,n也取4,也即與支承應力q(x)擬合效果最好的為4次拋物線。此時,由表1參數及式(19)計算得煤柱承載極限寬度B0約為6.05 m,由式(13)計算煤柱破碎區(qū)寬度R1為1.26 m,因此,煤柱極限寬度B為8.57 m。
注:同理,當d=8.6 m時,n=3,由公式計算得B=8.06 m;當d=11.5 m時,n=4,此時B=8.85 m。因此,當基本頂最后一次斷裂步距l(xiāng)z為17.9~20.8 m時,也即當d取8.6~11.5 m時,剩余煤柱極限寬度B的取值范圍為8.06~8.85 m。
本文力學模型是基于基本頂斷裂位置建立的,首先分析基本頂斷裂位置d對剩余煤柱極限寬度與平均應力的影響,進而結合剩余煤柱極限寬度B的表達式及表1各因素,分析各地質因素與工程因素對剩余煤柱極限寬度的影響規(guī)律。
基本頂斷裂位置d對剩余煤柱穩(wěn)定性的影響規(guī)律如圖7所示。
圖7 基本頂斷裂位置d對煤柱穩(wěn)定性的影響Fig.7 Influence of fracture position of basic roof d on stability of coal pillars
利用單相指數衰減函數對數據曲線進行擬合,剩余煤柱極限寬度擬合函數表達式:B=-7.69×e-x/10.12+11.30,其中R12=0.992。剩余煤柱平均應力擬合函數表達式:σ=-13.47×e-x/10.08+22.00,其中R22=0.991。由圖7可看出:隨著d增大,即隨著直接頂斷裂位置遠離上山,剩余煤柱極限寬度B和平均應力σa也隨之增加,d在7~15 m區(qū)間內,極限寬度B由7.42 m增加到9.53 m,平均應力σa由15.23 MPa增加到18.92 MPa,但二者的增加幅度均逐漸變小。由上述分析可以看出,隨著基本頂斷裂位置遠離上山,剩余煤柱平均應力逐漸增加,表明其穩(wěn)定性逐漸降低,相應的所需極限寬度有所增大。
圖8~9分別分析了表1中各地質因素和工程因素對剩余煤柱極限寬度的影響規(guī)律,各圖中,實線表示剩余煤柱極限寬度,虛線表示單位變化量。
由圖8(a)~(h)可知,在本文中影響煤柱極限寬度的8種地質因素中,煤層黏聚力C、側壓力系數β、煤層內摩擦角φ、煤層埋深H、煤層厚度h、應力集中系數k對煤柱極限寬度影響顯著,影響程度分別為-7.47 m(-59.56%),7.17 m(105.4%),-5.18 m(-44.33%),3.46 m(50.06%),2.98 m(39.61%),1.87 m(23.64%)。其中煤層黏聚力C和側壓力系數β影響最為顯著。采空區(qū)垮落巖層重力qm及基本頂周期破斷距l(xiāng)z對煤柱極限寬度影響效果較小,煤柱極限寬度的變化量均在0.5 m以內。
圖8 地質因素對煤柱極限寬度的影響規(guī)律Fig.8 Influence of geological factors on limit width of coal pillars
其中,煤層黏聚力C及煤層內摩擦角φ的影響規(guī)律相似,隨著兩者的增大,煤柱極限寬度都減?。欢鴥烧咦兓牟煌瑸椋好簩羽ぞ哿的單位變化量影響曲線為光滑曲線,而煤層內摩擦角φ的影響曲線有明顯的拐點;煤層埋深H和應力集中系數k的影響規(guī)律相似,隨著兩者的增大,煤柱極限寬度都增加,但單位變化量均呈逐漸減小的趨勢;側壓力系數β與煤層厚度h的影響規(guī)律相似,隨著兩者的增大,煤柱極限寬度都增加,側壓力系數β的單位變化量雖有一定的變化,但是煤柱極限寬度幾乎呈直線增加,與煤層厚度h影響規(guī)律相似。
由圖9(a)~(e)可知,在本文中影響煤柱極限寬度的5種工程因素中,只有工作面采高M的影響效果顯著,隨著M的增加,煤柱極限寬度逐漸增加,增加了2.66 m(35.18%),而單位變化量呈逐漸減小的趨勢。其余4種因素對煤柱極限寬度無明顯影響,煤柱極限寬度及單位變化量的影響曲線都近似為一條水平直線。
圖9 工程因素對煤柱極限寬度的影響規(guī)律Fig.9 Influence of engineering factors on limit width of coal pillars
結合圖8~9,地質因素較工程因素對煤柱極限寬度的影響更加顯著,即地質因素是決定煤柱極限寬度的根本因素。但地質因素往往是固有參數,結合工作面采高對煤柱極限寬度的影響規(guī)律,在實際生產過程中,可通過調節(jié)工作面采高來控制煤柱極限寬度,提高煤柱的穩(wěn)定性。
1)基于基本頂斷裂位置建立工作面與回撤通道間煤柱載荷力學模型,考慮支承應力q(x)和關鍵塊B整體作用力qm,并將支承應力q(x)簡化為關于冪函數拋物線q(xn),計算得煤柱極限寬度范圍為8.06~8.85 m。
2)隨著基本頂斷裂位置d遠離上山,剩余煤柱載荷與極限寬度均增大,但二者的增大幅度均呈下降趨勢。
3)分析剩余煤柱極限寬度隨影響因素的變化規(guī)律:煤層黏聚力C、內摩擦角φ、側壓力系數β、煤層厚度h、煤層埋深H、應力集中系數k及工作面采高M的影響效果顯著,其余因素影響效果甚微。