★ 煤矿安全 ★
煤炭作为我国主要能源支柱,不断推动我国经济高质量快速增长,并且在未来很长一段时间内的主体地位不会改变[1-3]。但随着矿井的开采,开采条件简单的煤层资源已基本开采完毕。为提高煤炭采出率、增加矿井服务年限,一些矿井不得不面对孤岛工作面开采的难题;孤岛工作面处于多面采动支承应力影响范围内,具有应力环境复杂、围岩破碎严重、矿压显现现象明显等特点[4-5]。梁东辉等[6]采用数值模拟的方法研究了遗留煤柱下四面邻空孤岛工作面矿压显现规律;乔冲等[7]研究了不规则孤岛工作面采动过程中应力演化特征,结果表明,工作面的变化会造成采动应力传播的突变;朱斯陶等[8]研究了孤岛工作面冲击地压的发生机理,结果表明,采空区上覆围岩的自重与巷帮的应力之和超过孤岛工作面的承受力;年福田[9]通过优化注浆工艺与参数,实现了孤岛工作面的快速注浆,提升了孤岛工作面的承压能力,实现了孤岛工作面的安全开采;刘怀喜等[10]研究了采动过程中孤岛工作面近断层开采保护煤柱的应力变化特征,给出了合理的保护煤柱留设尺寸;王虎胜[11]研究了郭庄煤业2306孤岛工作面留设窄煤柱的可行性,结果表明,窄煤柱对孤岛工作面底鼓治理有明显作用;樊俊鹏等[12]提出了以“小煤柱沿空掘巷+高工作阻力液压支架+坚硬岩层地面水力致裂+巷道卸压”为核心的孤岛工作面安全生产技术保障体系;张茂微[13]基于孤岛工作面过上覆采空区采场及顶板应力演化规律,得出孤岛工作面过上覆采空区过程中顶板的重点管控区域;任兴[14]研究了综放孤岛工作面覆岩破断规律及采场围岩控制技术。
孤岛工作面巷道围岩稳定控制一直是影响其高效开采的重要因素之一[15]。目前,孤岛工作面安全开采技术在煤柱的留设尺寸、支护方式等方面有较多研究,但对应用扩、缩面工艺的孤岛工作面煤炭回采过程中覆岩应力场演变规律及其破坏特征研究较少。笔者以龟兹煤矿A503不规则孤岛综放工作面为工程背景,采用FLAC3D软件建立数值模型,模拟工作面推进距离与工作面面长变化对工作面的影响,为实际开采提供了理论指导。
龟兹煤矿目前正在开采A5煤层,煤层倾角8°,煤层平均厚度5.4 m。煤层顶板主要为中砂岩与细砂岩,呈灰白色;底板主要为砂岩,含有少量碳屑,整体呈深灰色。A5煤层距上部A6煤层(已全部开采完毕)平均层间距20 m,距下部A3煤层平均层间距为22 m。A503综放工作面开采A5煤层,南邻即将结束回采的A502综放工作面、北邻已采空的A504房柱式采空区,A503属不规则孤岛工作面。
A503工作面覆岩结构在A503工作面形成到开采后共分为3个形成阶段。
(1)房柱式开采阶段。在A504工作面房柱式开采时,上覆岩层发生下沉,产生裂隙发育,但由于受遗留房柱影响,覆岩运动使关键层未发生破断,载荷仍遗留在房柱上方。
(2)综放开采阶段。在A502综放工作面开采时,上覆岩层移动下沉,关键层发生破断,一部分顶板载荷向A503工作面转移,A503工作面形成孤岛工作面结构。
(3)孤岛工作面开采阶段。在A503综放工作面开采时,顶板移动下沉影响到两侧采空区,使顶板载荷继续向A503工作面转移,在A503工作面煤体四周及煤柱内形成较大的载荷集中。
为了分析不规则孤岛工作面采场围岩变形破坏特征,根据龟兹煤矿地质条件,建立FLAC3D数值模型,分析在A6 煤层、A502工作面、A504工作面采空的情况下,A503不规则孤岛工作面回采过程中覆岩和煤柱应力演化特征。由于A503不规则孤岛工作面在开采过程中,扩面和缩面均表现为面长变化,其采场演化体征趋向一致,所以本模型仅研究工作面扩面过程中采场的应力、位移、塑性区的变化情况。
数值模型尺寸为 650 m×260 m×71 m(长×宽×高),整个模型从上至下共7层岩层,具体岩层参数见表 1 。模型顶部施加等效于上覆岩层自重的均布载荷9.03 MPa(按上覆岩层容重 2 300 kN/m3 计算),两边固定水平位移,底边固定垂直位移。共划分 155 925个单元,165 600个结点。
表1 不同岩层物理力学参数
序号岩性密度/(kg·m-3)体积模量/GPa剪切模量/GPa内摩擦角/(°)内聚力/MPa抗拉强度/MPa岩厚/m1中砂岩12 60010.0007.2040.23.161.89101细砂岩12 5208.8605.6728.241.461.97102A6煤层1 3702.1751.6620.139.631.6433中砂岩22 60010.0007.2040.23.161.89104细砂岩22 5008.8604.3342.36.072.03105A5煤层1 3602.1751.8540.61.691.2466中砂岩32 60010.0007.2040.23.161.89107粗砂岩12 2007.8004.6847.57.051.5712
为模拟不规则工作面三面邻空应力环境条件,在正式开挖前需要对A6 煤层及A502工作面进行预先开挖,设计模拟方案如下:对A503工作面面长恒定为 60 m 的区域进行分步开挖,每次推进10 m 至模型平衡;分析工作面推进距离为10、20、30、40 m时,A503工作面应力场分布、位移场分布及塑性区破坏情况;在开挖完初始面长不变区域后,对面长变化区域进行开挖,每次推进10 m至模型平衡;分析面长为 60、71、105、128、150、160 m 时,A503工作面应力场分布、位移场分布及塑性区破坏情况。
2.2.1 推进距离对工作面的影响
A503工作面回采时,当面长为 60 m,推进距离为 10、20、30、40 m时,根据监测点数据绘制采动影响下顶板垂直应力曲线,如图1所示。
图1 A503工作面面长60 m时不同推进距离下顶板垂直应力曲线(面长不变)
由图1可知,A503工作面开采时,超前工作面50 m范围内顶板所受垂直应力随一次推进距离(面长 60 m)的增加而增大,整体应力曲线呈现先增后减趋势,在距工作面5 m左右出现峰值应力,且随推进距离增大,峰值应力增加幅度不断增大。当一次推进距离为40 m时,工作面煤壁处的最大垂直应力为7.3 MPa,超前工作面50 m的位置其顶板垂直应力为3.0 MPa;当一次推进距离为10 m 时,工作面煤壁处的最大垂直应力为5.1 MPa,超前工作面50 m的位置其垂直应力为2.8 MPa,说明推进距离的大小对峰值应力影响较大,对超前工作面 50 m 之外的范围影响不大。
面长60 m超前工作面50 m范围内A503工作面顶板下沉曲线(面长不变)如图2所示。
图2 超前工作面50 m范围内A503工作面顶板下沉曲线(面长不变)
由图2可知,A503 工作面开采时,超前工作面50 m范围内顶板最大垂直位移随单次推进距离的增加而增大,整体的位移曲线与应力曲线呈先增后减趋势,在距工作面5 m处顶板下沉量最大。当单次推进距离为40 m时,工作面煤壁处的最大垂直位移为0.026 m,超前工作面10 m外时,顶板垂直位移曲线基本保持稳定,其顶板垂直位移约为0.018 m;当单次推进距离为10 m时,工作面煤壁处的最大垂直位移为0.010 m,超前工作面50 m的位置其顶板几乎没有下沉,主要是由于 A503 工作面整体处于卸压区中,围岩变形受一次采动影响较小。
2.2.2 面长对工作面的影响
A503工作面回采时,当推进距离为50 m,面长分别为60、71、105、128、150、160 m时,根据监测点数据绘制面长影响下顶板垂直应力曲线,如图3所示。由图3可知,A503工作面开采时,超前工作面50 m范围内顶板所受垂直应力随面长的增加而增大,垂直应力曲线呈现先增后减,最后基本趋于平缓,在距工作面5 m左右出现峰值应力。面长60 m时,工作面峰值应力为3.0 MPa,超前工作面50 m的位置其顶板垂直应力为1.0 MPa;面长160 m时,工作面峰值应力为6.8 MPa,超前工作面50 m的位置其垂直应力为1.9 MPa,说明面长的大小不仅对峰值应力影响较大,对超前工作面50 m外位置仍有较大的影响。
图3 A503工作面推进距离50 m时不同面长影响下垂直应力曲线
超前工作面50 m范围内A503 工作面不同面长顶板下沉曲线如图4所示。由图4可知,在 A503 工作面开采时,超前工作面 50 m 范围内顶板最大垂直位移随面长的增大先增大后减小,且最大下沉位移点均出现在距工作面 5 m 左右。面长 60 m 时,工作面的峰值位移为 0.023 m,超前工作面顶板垂直位移随着超前工作面长度的增加逐渐减小,靠近超前工作面50 m处的顶板垂直位移为0.017 m;面长160 m时,工作面峰值位移为0.064 m,超前工作面40 m以后,顶板垂直位移变化幅度较小,且随着超前工作面长度的增加,垂直位移的变化幅度越来越小,顶板位移趋于稳定,说明面长对超前工作面50 m之外的扰动较小。
图4 超前工作面50 m范围内A503 工作面不同面长顶板下沉曲线
2.3.1 推进距离对区段煤柱的影响
A503工作面回采时,当面长60 m,工作面推进距离为10、20、30、40 m时,根据监测点数据绘制采动影响下超前工作面10 m处垂直于推进方向邻房柱式采空区侧区段煤柱应力曲线,如图5所示,图中横坐标 0 点对应邻房柱式采空区侧区段煤柱煤壁,0 点左侧代表巷道顶板及 A502工作面部分顶板,0 点右侧代表邻房柱式采空区侧区段煤柱。
图5 A503工作面面长60 m不同推进距离时邻房柱式采空区侧区段煤柱应力曲线
由图5可知,区段煤柱内的应力远高于采空区侧,随着工作面推进距离的增大,煤柱内的峰值应力逐渐增大,且峰值应力出现在距采空区侧区段煤柱煤壁约5.3 m处。峰值应力的大小受单次推进距离影响,随推进距离增加而增大,当单次推进距离10 m时,峰值应力最大为6.4 MPa,应力集中系数1.9;当单次推进距离40 m时,峰值应力最大为 7.5 MPa,应力集中系数 2.2。
A503工作面面长60 m时,不同推进距离下邻房柱式采空区侧区段煤柱顶板位移曲线如图6所示。由图6可知,邻房柱式采空区侧区段煤柱顶板位移随单次推进距离增加而增加,且最大顶板下沉出现在区段煤柱左侧,距采空区侧区段煤柱煤壁-2 m处,即A502 工作面巷道顶板,当推进距离为40 m时,此时巷道顶板的下沉量最大,达到0.036 m;而区段煤柱内的位移随着距区段煤柱煤壁的距离的增加而减小,主要是由于区段煤柱内部虽然压力逐渐增大,但处于三向受力状态,因此煤柱的承载能力较强。
图6 A503工作面面长60 m时不同推进距离下邻房柱式采空区侧区段煤柱顶板位移曲线
2.3.2 面长变化对区段煤柱的影响
A503 工作面回采时,当推进距离为50 m,面长分别为60、71、105、128、150、160 m时,根据监测点数据绘制面长影响下邻房柱式采空区侧区段煤柱顶板应力曲线,如图7所示,图中横坐标0点对应邻房柱式采空区侧区段煤柱煤壁,0 点右侧对应邻房柱式采空区侧区段煤柱内部垂直应力分布,其大小随面长增加而增大,峰值应力出现在5 m左右处。由图7可知,面长 60 m 时,峰值应力为2.4 MPa;面长 160 m 时,峰值应力为 6 MPa,应力集中系数为 1.8。
图7 A503工作面推进距离50 m不同面长邻房柱式采空区侧区段煤柱应力曲线
邻房柱式采空区侧区段煤柱工作面顶板下沉情况如图8所示,随着工作面面长的增大,顶板最大位移呈现先增大后减小的规律,且最大位移出现在采空区侧;当面长为60 m时,采空区侧的应力最小,此时顶板最大位移量也最小,最大顶板位移量仅为0.010 m,且距离区段煤柱较近,当面长为150 m时,顶板位移最大值为0.042 m,并且顶板位移随着向区段煤柱内部延深而减小,主要是区段煤柱内部处于三向受力状态,限制了顶板的变形,并且越向煤柱内部延深,其所有的限制越大,因此顶板位移量逐渐减小。
图8 A503工作面推进距离50 m不同面长邻房柱式采空区侧区段煤柱顶板位移曲线
基于SMP准则,结合煤矿实际地质条件,得出区段煤柱弹性核区宽度与煤柱宽度关系公式:
Lp=-5.19+W
(1)
式中:Lp——区段煤柱弹性核区宽度,m;
W——煤柱宽度,m。
结合数值模拟分析,并对龟兹煤矿A5 煤层A503工作面极不规则区段煤柱的合理宽度设计进行分析以及煤柱稳定性进行校核,可为A503工作面极不规则区段煤柱的合理宽度设计做准备,结果见表 2。煤柱宽度与弹性核区宽度关系如图9所示。
图9 煤柱宽度与弹性核区宽度关系
表2 弹性核区宽度校核
面长/m煤柱宽度/m实际弹性核区宽度/m理论弹性核区宽度/m6012.010.06.817111.58.56.3110510.08.04.811289.05.03.811508.55.53.311608.04.02.81
A503工作面为了尽可能多地回收煤炭资源,采用极不规则布置,使得边界煤柱宽度在不断变化,因此需要对煤柱的强度进行校核。各区域理论弹性核区小于实际弹性核区宽度,理论面长范围所受最大载荷大于实际所受最大载荷。经比较发现,按照不规则布置所留的煤柱宽度其强度符合设计要求,所以方案合理。
(1)随着推进距离增加,工作面顶板所受垂直应力的峰值应力也在不断增大,距工作面5 m左右出现峰值应力,覆岩整体应力曲线呈现先增后减的趋势,且随推进距离增大,峰值应力增加幅度不断增大;工作面顶板所受垂直应力随面长的增加而增大,整体应力曲线呈现先增后减趋势,最后基本趋于平缓,且随面长增大,峰值应力的增加幅度不断减小。
(2)推进距离与煤柱的峰值应力及顶板位移呈正相关,即随着推进距离的不断增大,煤柱的峰值应力与煤柱顶板位移均不断增大;随着面长的增加,煤柱的峰值应力呈现出先增大后减小的趋势,煤柱顶板位移呈现出先减小后增大的趋势。
(3)基于SMP准则,结合龟兹煤矿实际地质条件,得出区段煤柱弹性核区宽度的关系公式,结合数值模型模拟结果,对三面邻空环境下煤柱极限弹性核区宽度进行校核,得出所留设的煤柱宽度条件下,煤柱不会发生失稳的结论。
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PEI Yuancheng,WEI Qiming,HE Jun,et al. Research on the evolution law and failure characteristics of stress field in irregular island fully mechanized caving face[J].China Coal,2023,49(10):55-60.DOI:10.19880/j.cnki.ccm.2023.10.008