神府矿区浅埋煤层工作面煤柱稳定性评价

2019-03-29方刚，刘洋，李昂

采矿与岩层控制工程学报 2019年1期

方刚，刘洋，李昂

(1.西安科技大学地质与环境学院，陕西西安 710054；2.中煤科工集团西安研究院有限公司，陕西西安 710054；3.西安科技大学建筑与土木工程学院，陕西西安 710054)

神府矿区位于陕北侏罗纪煤田北部，区内煤炭资源丰富、煤质优良，是我国西部地区重要的煤炭生产基地之一。矿区内大型矿山分布较多，且均不同程度地受到矿井水害威胁，其中，同层或上覆煤层的老(采)空区水害是影响着区内部分矿井安全生产的一大隐患问题[1-3]。而留设煤柱的稳定性是保证老(采)空区在矿井后期生产过程中的重要安全影响因素，针对该问题，多年来国内外诸多学者从不同领域出发，采用各类手段方法，从多角度对其进行研究和探索，并取得了一定的经验和成果。

具体研究方向和成果主要集中于对煤柱稳定性的影响因素，煤柱的破坏程度、机理和规律，煤柱失稳临界条件及煤柱合理留设、相关支护设计等方面。例如，孙庆先[4]认为煤柱稳定性影响因素可分为内部和外部因素，提出以外部因素定性评价、内部因素定量评价、定性和定量综合评价的方法；姜立春等[5]基于动态强度折减法对矿柱渐进失稳演变进行分析，研究其演变规律；张淑坤等[6]以概率分析结合重整化群理论，对煤柱个体与相邻煤柱之间的荷载传递规律及煤柱群-顶板系统临界稳定性进行研究；张明[7]等通过对协同变形条件下煤柱应力应变、围岩稳定性及覆岩运动规律等研究，评价诱发煤柱失稳因素，提出合理煤柱留设依据；顾大钊等[8]构建煤矿地下水库模拟平台进行不同烈度条件下动力破坏试验，结合地震动力响应的数值仿真，研究坝体的稳定影响因素及抗震安全性；郭强[9]对浅埋煤层受构造力、围岩及采空区支承压力的共同影响下巷道围岩变形移动问题进行研究，提出以结构补偿为基础的围岩分区控制技术和支护方案。研究方法主要有：理论分析[10-12]、数学建模[13-16]、室内外试验[17-19]、数值模拟[20-23]、相似材料模拟[24]、物探[25]、钻探工程[26]等一种或多种技术相结合的综合分析研究手段。

由于在神府矿区内的浅埋煤层矿井开展煤柱稳定性研究工作尚为不足，本文以郭家湾煤矿为例，通过室内试验、现场实测、理论分析、数学建模等工作，对矿井51103首采工作面采空区防隔水煤柱稳定性进行分析评价，希望通过本次研究能够对郭家湾煤矿后期开采在煤柱留设、巷道支护等方面有所帮助，同时希望本次研究成果对周边井田乃至整个矿区内其他条件类似矿井在煤柱稳定性研究、合理留设、老(采)空区防治水及地下水利用工程方面的工作提供有力的理论支撑和基础保障。

1 研究区概况

郭家湾煤矿地处神府矿区新民开采区的西北部。井田面积约119km2，矿井设计生产能力8.00Mt/a，服务年限66.0a。矿井可采煤层共7层，分别为4-2上1、4-2上2、4-3、4-4、5-1上、5-1、5-2号煤层，其中，4-2上1、4-2上2、4-3、5-1、5-2号煤层大部分可采，4-4、5-1上号煤层局部可采。矿井于2015年7月投产，首采31盘区的5-1煤层，盘区可采面积5.91km2。51103首采工作面宽301m，长2065m，5-1煤层可采厚度3.70～8.95m，平均约5.80m，采用长壁综采一次采全高采煤法，全部垮落法管理顶板。工作面埋深较浅，上覆基岩厚度在20.50～83.50m之间[27]。

2 煤样物理参数检测

煤岩的物理力学性质是关系到煤柱留设、顶底板稳定性和巷道支护的关键因素。任何采矿活动引起的力学现象，都与其工程地质条件和围岩物理力学性质有关。为此，特进行煤岩样物理参数力学检测，包括测定样品容重和密度、单轴抗拉强度、弹性模量、泊松比、黏聚力和内摩擦角等。

实验仪器有Setra BL-4100S型电子天平、YTD-200型电子式压力实验机、MTS815型电液伺服岩石力学测试系统等。根据国家相关规程取样、制样共50组，完成实验共40次后(实验过程略)，获得郭家湾煤矿5-1煤层相关实验测试结果(见表1)。

表1 煤层力学参数测试结果

3 煤柱屈服区实测

为确保51103首采工作面的采空区积水在后期相邻工作面回采过程中不会因采动或煤柱自身残蚀而突破进入开采工作面，造成水害威胁，需确定留设煤柱的屈服区宽度，本次研究采用钻孔声波法对煤柱塑性区开展现场实测工作，为防水煤柱稳定性评价提供依据。

3.1 测试装备

3.1.1 主机

防爆类型:矿用本质安全型Exib1；发射电源：450～500V；分辨率：0.1us；外型尺寸：206mm×102mm×57mm；重量：600g。

3.1.2 电源

电池：6节5号普通碱性干电池；工作电压：5V；工作电流：80mA。CLC1000型超声波围岩裂隙探测仪外形如图1所示。

图1 CLC1000型超声波围岩裂隙探测仪

3.2 测试方法及步骤

测试地点在51103首采工作面与51104次采工作面之间的区段防水煤柱上进行，共布置有6个屈服区破坏深度实测监测孔，每个钻孔水平间距15m，钻孔直径75mm，从51104工作面回风巷垂直进入到煤柱深度19.0m(煤柱宽度19.5m)进行数据采集。

通过测出声波纵波速度在煤柱体内总的分布变化情况(取得“波速差-孔深”曲线)，以此判定煤柱内裂隙变化规律。测试时，钻孔中需充满水以耦合便于声波传播，测量声波沿孔壁滑行的速度，测点间距为100～200mm，用1m长带有100mm刻度槽的铜管逐根连接推送探头并控制点距[28]。通过现场对6个钻孔的施工及测试工作，共历时近20d，取得有关数据近千组。

3.3 测试成果及分析

图2为1～6号钻孔的声波波速差-孔深曲线。

由图2中1号钻孔曲线可知，推进深度为18m，由于受到巷道开挖影响，距离孔口的0～0.9m为巷旁塑性区深度，而钻孔底部处于采空区一侧煤体，上覆支承压力较大，煤柱破坏区深度达到3.7m，屈服区范围在15.8～19.5m之间。在孔深12.7～13.6m范围，声波波速差出现明显的降低，该位置处于煤体内部，有可能受到煤体原生裂隙影响所致。

图2 1～6号钻孔的声波波速差-孔深曲线

由图2中2号钻孔曲线可知，推进深度为18.6m，由于受到巷道开挖影响，声波波速差出现较低区域，距离孔口较近的巷旁塑性区宽度达到1.1m，塑性区范围0～1.1m；钻孔底部处于采空区一侧煤体，上覆支承压力较大，此时声波波速差表现出明显的波速降低区域，该煤柱破坏区深度达到2.8m，屈服区范围在16.7～19.5m之间。

由图2中3号钻孔曲线可知，推进深度为18.5m，由于受到巷道开挖影响，声波波速差在0.9m处出现声波波速突然降低现象，且距孔口距离较近，巷道煤柱一侧松动圈达到0.9m，影响范围0～0.9m；钻孔底部处于采空区一侧煤体，上覆支承压力较大，此时声波波速差表现出明显的波速降低区域，靠近采空区一侧煤柱塑性区深度达到4.1m，屈服区范围在15.4～19.5m之间。在距离孔口4.9m处，声波波速差出现波速情况，这是受到煤柱体内部原生节理裂隙发育影响所致。

由图2中4号钻孔曲线可知，推进深度为18.7m，由于受到巷道开挖影响，声波波速差在0～1.4m范围表现出声波波速降低情况，巷道煤柱一侧松动圈达到1.4m；钻孔底部处于采空区一侧煤体，上覆支承压力较大，此时声波波速差表现出明显的波速降低区域，靠近采空区一侧煤柱塑性区深度达到3.9m，屈服区范围在15.6～19.5m之间。

由图2中5号钻孔曲线可知，推进深度为18.2m，由于受到巷道开挖影响，声波波速差在1.5m处出现声波波速突然降低现象，且距孔口距离较近，巷道煤柱一侧松动圈达到1.5m，影响范围0～1.5m；钻孔底部处于采空区一侧煤体，上覆支承压力较大，此时声波波速差表现出明显的波速降低区域，靠近采空区一侧煤柱塑性区深度达到3.8m，屈服区范围在15.7～19.5m之间。在距离孔口6.0m和8.8m处，声波波速差突然出现波速降低现象，说明该处存在不足100mm的原生裂隙构造。

由图2中6号钻孔曲线可知，推进深度为18.5m，由于受到巷道开挖影响，声波波速差在1.0m处出现声波波速突然降低现象，且距孔口距离较近，巷道煤柱一侧松动圈为1.0m，影响范围0～1.0m；钻孔底部处于采空区一侧煤体，上覆支承压力较大，此时声波波速差表现出明显的波速降低区域，靠近采空区一侧煤柱塑性区深度达到2.8m，屈服区范围在16.7～19.5m之间。在距离孔口13.6m处，声波波速差出现波速情况，这是受到煤柱体内部原生节理裂隙发育影响所致。

根据声波探测结果(见表2)，煤柱塑性区的宽度为0.9～1.5m，平均为1.13m；采空区测得煤柱屈服区宽度为2.8～4.1m，平均为3.52m，核区煤柱宽度为14.2～15.7m，平均为14.85m。

表2 测试成果

4 煤柱不同分区理论计算

4.1 煤柱分区

根据矿山压力、老(采)空区水压对煤柱的破坏影响作用，区段防水煤柱沿其宽度方向、依据其物理特征的不同可划分为屈服区、弹性核区和水压破坏区，与其相对应的渗透能力可划分为普渗区、隔水区和强渗区；从受力条件分析可分为矿压影响区、有效隔水区和水压影响区(见图3)。因此，抵抗采空区积水合理煤柱宽度为：

L=L1+L2+L3

(1)

式中，L为区段防水煤柱宽度，m；L1为屈服区煤柱宽度，m；L2为弹性核区煤柱宽度，m；L3为水压破坏区煤柱宽度，m。

图3 区段防水煤柱结构示意

51103首采工作面区段煤柱留设宽度已定，只需计算出屈服区及水压破坏区煤柱的宽度，就可以得到有效隔水区煤柱的宽度，并据此评价区段煤柱的稳定性情况。

4.2 力学模型

4.2.1 基本假设

煤是一种可燃沉积岩，因其结构复杂，用单一的本构方程难以实现其力学性质的表达，为了方便应用库仑准则构建模型，研究推导煤柱屈服区宽度计算公式，特给定如下6个前提假设将其理想化：

(1)煤柱是一个均质、连续的各向同性弹性体。

(2)煤柱在屈服前的位移、变形较为微小。

(3)煤柱边侧部的屈服区为临界弹性状态，可作为线弹性体处理。

(4)屈服区因剪切应力形成的破坏面平行于煤体层面。

(5)煤柱不受水平构造应力的影响，只受覆岩自重的应力作用。

(6)煤柱的受力情况关于其中性面对称。

4.2.2 屈服区宽度计算公式

煤柱形成后，若其保持稳定支撑状态，则上部的垂直应力呈非对称“马鞍形”分布，在两侧均有一定宽度的塑性区，边界支撑应力为零，峰值应力不大于煤柱极限强度，核区应力分布呈近似抛物线形[29]。为了便于研究，取条带煤柱即长条形煤柱作为分析的对象，在其长轴方向的中部沿宽度方向取一横切单元，则该单元的应力-应变特征属于平面应力问题。再令屈服区与核区界面处的煤柱极限应力与煤柱极限强度σZL相等，令其上部对煤壁沿x方向的侧向约束力为Px(冒落体不能对煤柱形成约束，即Px=0)，取煤柱与底板界面的黏聚力为C0、摩擦角为φ0，在此过程中，煤体应力关于x轴对称，同时考虑开采扰动因素(见图4)。通过公式推导(本文略)，煤柱屈服区宽度的统一计算公式为：

(2)

式中，M为煤柱高度，m；d为开采扰动因子，d=1.5～2.5；β为屈服区与核区界面处的侧压系数；C为煤层与接触面的黏聚力，MPa；φ为煤层与接触面的摩擦角，(°)；σZL为煤柱极限强度，MPa。

图4 煤柱应力应变坐标系统

4.2.3 水压破坏区宽度计算公式

水压破坏区位于区段防水煤柱的采空区积水侧，该区域不仅承受了工作面开采期间的矿山压力作用，还受到采空区积水压力作用(见图5)。除矿山压力作用所产生的煤柱屈服区，还额外增加了采空区积水压力，除了在煤柱弹性核区的外表面形成侧向水压外，水对屈服区煤体的水压致裂及浸润弱化，还将使屈服区内呈破裂状态的煤体强度逐渐降低，甚至最外侧的煤体将发生片帮及塌落等现象，由此导致支撑压力向煤柱内部逐渐转移，以寻求应力平衡点，直至达到峰值，从煤柱边界到新的支撑压力峰值这个区域就是煤柱的水压破坏区。

图5 煤柱屈服区应力计算

由于水压破坏区宽度的模型与塑性区计算模型相同，不同之处在于水压破坏区考虑了水对煤柱破坏区形成的影响，从而引入了水的软化系数[29]。在求解水压破坏区时，软化后的强度值即为抗压强度，通过公式推导(本文略)，水压破坏区宽度的计算公式为：

(3)

式中，η0为煤体强度弱化系数，η0=σw/σc；其中，σw为浸水饱和煤岩样的抗压强度；σc为干燥煤岩样的抗压强度。

4.3 有效隔水区煤柱宽度

通过以上求解得出了区段煤柱屈服区和水压破坏区宽度，据此可以推导出有效隔水区煤柱宽度的计算公式为：

L2=L-L1-L3

(4)

将公式(2)和(3)代入公式(4)中，得到有效隔水区煤柱宽度计算公式为：

(5)

根据室内试验测试成果，极限抗压强度σZL=31.47MPa，浸水饱和煤岩样的抗压强度σw=17.99MPa，巷道高度M=3.5m；开采扰动因子d=1.8，β=0.2，C=2.6MPa，φ=28°，隔离区内的煤柱不需要加固，也没有冒落矸石充填，故其侧向约束力Px=0。

将上述参数代入到以上各公式中，分别可得区段防水煤柱屈服区、水压破坏区宽度如下：

5 煤柱稳定性评价

5.1 稳定性系数的确定

煤柱的变形破坏是一个渐进过程，具体可分为稳定变形、亚稳定变形、失稳前兆、失稳和残余变形等5个阶段。根据Bieniawski煤柱强度理论[30]，并考虑煤柱的形状效应，对于不同高度的煤柱其判别指标不同。以煤柱承受的平均载荷(p)与煤柱的抗压强度(σs)比值作为衡量煤柱稳定性(k)的判别指标[29-32]：

(6)

5.2 稳定性评价

根据区内开采经验，浅埋煤层开采后，采空区上覆岩层的垮落角一般为80°～88°，从安全角度出发，取垮落角为80°，51103工作面开采范围内的煤层埋深约为30～120m，取最大厚度120m，据此计算出的煤柱承受荷载为5.77MPa，煤柱的平均单轴抗压强度为17.99MPa，据此计算得出的煤柱稳定性系数为：k=3.1。

郭家湾煤矿51103工作面区段防水煤柱高度按照5.0m考虑，高度属于4m≤H<6m区间，稳定性系数k>3，所留设的煤柱处于绝对安全稳定状态[30-32]，从矿压控制角度出发，郭家湾煤矿51103工作面区段防水煤柱在邻近工作面开采期间可以保持稳定。