
摘要:孤岛工作面开采一直是煤矿安全生产工作中的难点。以甘肃省张掖市花草滩煤矿1205孤岛工作面为工程实例,通过理论分析、数值模拟系统地探讨了工作面顺槽保护煤柱宽度设计和煤层底板破坏深度及底板应力分布;分析表明,当层间距8~10 m时,煤柱底板垂直应力、采空区边缘底板剪应力随着煤柱宽度增加底板应力集中范围和程度逐渐增加,受新采掘活动影响容易产生顶板破断垮落,同时采空区水和有害气体积聚容易造成安全隐患;近距离煤层群下行开采巷道布置应尽量采用内错式,以降低巷道掘进和维护成本。
矿井在进行煤炭开采过程中,在开采布局规划时,一方面受特殊的地质条件影响,另一方面受采掘接替的影响。为了保证工作面回采接续,减小工作面的采动影响,在工作面开采过程中会采取跳采的布置方式,这样就会形成两侧采空、三侧采空甚至四侧采空的工作面,称其为孤岛工作面。花草滩煤矿因先后开采1103工作面、1107工作面,从而形成了1205孤岛工作面。
孤岛工作面煤柱因受两侧甚至多侧采空区支承压力的影响,应力集中水平较大,矿压显现更加剧烈,巷道围岩的破碎情况更加严重,导致工作面回采巷道收缩变形情况较为明显,顶板和两帮破碎通常较为严重,相对移近量较大,底鼓现象更为常见,巷道维护变得更加困难,严重影响了工作面的安全正常开采[1-7]。
1、工程概况
花草滩煤矿1105工作面所采煤1层平均厚度1.8 m,受断层等地质情况影响区域,会出现局部增厚或变薄。煤1层倾角平均为19°,沿掘进方向,煤层走向倾角为-2°~2°。煤层结构简单,伪顶为粉砂岩,厚度0~0.6 m;直接顶以中粒砂岩为主,层理发育,厚度不均,平均厚度1.8 m;老顶以粉砂岩为主,局部含砂岩,厚度在3.5 m左右;煤层直接底以砂岩为主,厚度不均,平均厚度3.1 m;老底以中粒砂岩为主,厚度6.5 m左右。
1105工作面倾向长约170 m,走向长约800 m,北邻1107工作面,已于2017年回采完毕,南接1103工作面,已于2018年回采完毕,西翼为三条暗斜井,东侧距离大断层仍有大约500 m实体煤未开采。1105工作面平面布置如图1所示。现计划继续回采1105工作面剩余实体煤,接续工作面顺槽由暗斜井开拓,下扎入煤2上层,经1103、1105工作面采空区超越原有1105综采面开切眼后,上抬至煤1层,接续回采剩余煤1层。1205接续工作面顺槽采用外错式布置。
图1 1105工作面平面布置
2、顺槽保护煤柱宽度的提出
因1205接续工作面顺槽分别布置于1103、1105工作面采空区下方煤2上层中,由煤层综合柱状图可知煤1层与煤2上层垂直间距约为10 m,需要掌握上覆采空区支承压力在底板中的分布规律,得到支承应力的影响范围和煤1层底板最大破坏深度,为保护煤柱合理宽度设计提供依据。
3、煤体弹塑性区域分析
3.1 煤体弹塑性区域计算
采用极限平衡理论,计算煤层开采后煤体弹塑性应力区分布。建立如图2所示的力学计算模型,计算实体煤支承压力峰值的位置X0以及侧向支承应力影响范围(X0+X)。
图2 塑性区分布力学模型
图2中,X0为实体煤帮塑性区宽度;m为煤层平均采厚;K为应力集中系数;γ为岩层平均容重;H为煤层埋深;Px为采空区对煤帮的水平约束力。
实体煤塑性区煤体受力状态如图3所示。
图3 塑性区煤体受力状态
计算公式为:
式中:σy为煤体所受支承应力;σx为煤体所受水平应力;m为煤层平均采厚,m;φ为煤层界面的内摩擦角,°;f为层间摩擦系数;C为煤层界面的黏结力,MPa;Px为对煤帮的支护阻力,MPa。
3.2 煤体支承压力影响范围计算
实体煤支承压力影响区煤体受力状态如图4所示。
图4 弹性区煤体受力状态
计算公式为:
式中:H为煤层埋深,m;σy为煤体所受支承应力,MPa;f为层间摩擦系数;K为应力集中系数;γ为上覆岩层容重,kN/m3;β为侧压系数;X0为实体煤帮塑性区宽度,m;X为实体煤帮弹性区宽度,m。
根据图2~5,得出实体煤帮塑性区宽度X0和弹性区宽度X以及支承压力作用下煤体底板塑性破坏区的最大深度h1。计算公式分别为:
实体煤帮塑性区宽度X0:
式中:m为煤层平均采厚,m;A为静水侧压系数;φ0为煤层界面的内摩擦角,°;C0为煤层界面的黏结力,MPa;K为应力集中系数;γ为岩层平均容重,MN/m3;H为煤层埋深,m;Px为对煤帮的支护阻力,MPa。
实体煤帮弹性区宽度X:
式中:f为层间摩擦系数;K为应力集中系数;A为静水侧压系数;X0为实体煤帮塑性区宽度,m;X为实体煤帮弹性区宽度,m。
1105工作面最大埋深为630 m,煤1、煤2上层间距为10 m,1205接续工作面顺槽位于1103、1105工作面下方,内摩擦角为28°,上覆岩层容重为25 kN/m3,层间摩擦系数f取值为0.6,静水侧压系数A取值为0.39,应力集中系数K取值为2.5,为煤层界面的粘结力取值为1 MPa,对煤帮的支护阻力Px取0.1 MPa。
把上述岩石力学参数代入公式(3)、公式(4)中计算,可得1105工作面实体煤帮塑性区宽度
X0=6.48 m,实体煤帮弹性区宽度X=10 m,支承应力影响范围为16.48 m。
4、煤层底板破坏深度分析
回采工作面底板下方一定范围内的岩体,当作用在其上的支承压力达到或超过其临界值时,岩体中将产生塑性变形,形成塑性区。当支承压力达到部分岩体完全破坏的最大荷载时,支承压力作用区域周围的岩体塑性区将连成一片,致使采空区内底板隆起,已产生塑性变形的岩体向采空区内移动,并且形成一个连续的滑移面。此时底板岩体遭受的采动破坏最为严重。极限状态下底板岩体塑性破坏区域如图5所示。
图5 极限状态下底板岩体破坏范围
图5中,La为实体煤帮塑性区宽度。煤层开采后,在采空区四周的底板岩体上产生支承压力,当支承压力作用区域的岩体所承受的压力超过其极限强度时,岩体将产生塑性变形。底板破坏深度可按下式计算:
倾斜煤层下边缘破坏深度:
倾斜煤层上边缘破坏深度:
式中:h1为倾斜煤层下边缘破坏深度,m;h2为倾斜煤层上边缘破坏深度,m;γ为岩层平均容重,kN/m3;H为煤层埋深,m;L为工作面斜长,m;σc为底板岩石单轴抗压强度,MPa;α为煤层倾角,°。
对应最大破坏深度水平距Lb可按下式计算:
代入1105工作面地质条件计算,可得h1=5.28 m,h2=6.94 m,Lb=11.4 m。
综上计算可得,底板岩体破坏范围如图6所示。
依据巷道需求的稳定程度和巷道实际围岩强度,确定在不同开采深度条件下巷道的位置参数。上部煤层跨越底板巷道回采时,一般情况下巷道应采取临时加强支护措施。上部煤层跨采过后,为了确保巷道获得卸压效果,需要综合考虑巷道与上部煤层之间的垂直距离Z,以及巷道与上部煤体边缘之间的水平距离X如图7所示。巷道与上部煤层之间的垂直距离,应尽可能选择在距煤层不小于(如表1所示)规定距离的较坚硬的岩层内,但通常不超过50 m,已知巷道与上部煤层之间垂直距离情况下,巷道与上部煤体边缘之间合理的水平距离如表2所示。
图6 1105工作面底板岩体破坏范围
图7 应力降低区内底板巷道位置参数
表1 巷道与跨采煤层间最小垂直距离
5、巷道底板垂直应力分布分析
根据1105工作面生产地质条件,利用Flac3D数值模拟软件,对1105工作面与1107工作面间窄煤柱应力集中后对底板影响程度与范围进行模拟。
分别模拟了煤柱宽度为6 m,16 m及26 m时1105工作面底板应力分布情况如图8所示。
6 m煤柱底板垂直应力分布
1 6 m煤柱底板垂直应力分布
图8 不同煤柱宽度垂直应力分布
如图8~10所示,当煤柱宽度为6 m时,在煤2上层中1105运输顺槽底板水平距离10 m处为原岩应力分界线;当煤柱宽度为16 m时,在煤2上层中1105运输顺槽底板水平距离15 m处为原岩应力分界线;当煤柱宽度为26 m时,在煤2上层中1105运输顺槽底板水平距离22 m处为原岩应力分界线。
图9 不同煤柱宽度底板应力集中曲线
表2 巷道与上部煤层边缘间水平距离
图1 0 不同煤柱宽度底板偏应力分布
根据1105工作面生产地质条件,层间距8~10 m时,煤柱底板垂直应力集中,采空区边缘底板剪应力集中,随着煤柱宽度增加底板应力集中范围和程度逐渐增加;受新采掘活动影响容易产生顶板破断垮落,同时采空区水和有害气体积聚容易造成安全隐患,因此近距离煤层群下行开采巷道布置尽量采用内错式,巷道掘进和维护成本较低。
考虑理论计算实煤体对底板破坏影响范围,结合数值模拟计算结果,为保证1205接续工作面巷道布置于低应力范围内,并保证相对完好的顶板,可将1205运输顺槽内错6 m布置(当煤柱宽度为6 m时,在1105运输顺槽底板水平距离10 m处为原岩应力分界线),巷道剖面布置如图11所示。1205回风顺槽可反向延伸1204运输顺槽,在1103采空区内错约26 m(当1103区段煤柱宽度为26 m时,1103运输顺槽底板水平距离22 m处为原岩应力分界线),距离煤柱对底板破坏影响范围较远,受到影响较小。
图1 1 1205接续工作面巷道布置剖面
6、结语
根据理论计算实煤体对底板破坏影响范围,并结合数值模拟计算结果,为保证花草滩煤矿1205接续孤岛工作面巷道布置于低应力范围内,其回风顺槽内错应大于22 m,确定在1103采空区下方内错26 m,其运输顺槽内错应不小于10 m;如果只回采1205工作面,确定1205运顺内错20 m;如果同时回采1105(内)工作面,1205运顺内错6 m。
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文章来源:杨运来.1205孤岛工作面回采巷道合理位置选择分析[J].江西煤炭科技,2024,(04):7-11.
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主办单位:江西省煤炭学会,江西省煤炭集团公司,江西省煤炭经济研究会,江西省煤炭工业科研所
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专业分类:煤矿
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