深部厚煤层动静载荷下区段煤柱损伤演化分析

2022-03-14雷照源李团结郭超奇易瑞强

西安科技大学学报 2022年1期

雷照源，李团结，崔峰，郭超奇，易瑞强

(1.西安科技大学能源学院，陕西西安 710054；2.西安科技大学西部矿井开采及灾害防治教育部重点实验室，陕西西安 710054；3.西安科技大学自然资源部煤炭资源勘查与综合利用重点实验室，陕西西安 710054；4.陕西陕煤黄陵矿业有限公司，陕西黄陵 727307)

0 引言

深部煤层赋存原岩应力大，厚煤层回采扰动应力及影响范围大，易导致回采期间面临矿压显现强烈、巷道变形量大等现象的发生[1]。根据煤柱作用不同，主要分为4类[2]。区段煤柱作为工作面形成的基础，合理的煤柱尺寸在其内部弹性核的作用下起到保护巷道安全的作用。巷道成型及回采过程中，煤柱内部应力释放分别呈现缓慢释放和快速释放2种不同模式，深部厚煤层开采进一步导致煤柱剧烈变形，给灾害防治带来的挑战。

近年来众多学者充分考虑地质构造、开采时空关系等影响因素，分析了地表与采动的关系[3-5]。随着煤柱型动力灾害在采动下发生，通过多手段相结合模式，针对“一矿一特色”提出了与之相适应的煤柱监控检测技术[6-9]。宋录生等提出并建立了立“顶板-煤层”结构体模型，通过对4种不同模型的冲击倾向性试验，得出“顶板-煤层”结构体冲击倾向性高于纯煤层或岩层测定结果[10]。陈绍杰等对不同高比的5组顶板砂岩-煤柱结构体进行单轴压缩试验，得出不同的3种结论和砂岩破坏的动态过程[11]。祁和刚等针对深部高应力区段煤柱留设合理性，开展了并提出了“一高一低”的高应力区段煤柱综合卸荷技术的研究[12]。付玉凯等在分析煤柱留巷围岩破坏机制的基础上，提出深部煤柱留巷“卸-支-注”协同控制原理，术有效改善了煤柱留巷的围岩力学属性和应力状态[13]。王涛等分析了临空煤柱巷道侧冲击地压的成因和受夹持煤体的冲击失稳过程，得出了断顶卸压爆破可以有效切断坚硬悬板对煤柱的应力传递[14]。伍永平等基于大倾角煤层长壁工作面“R-S-F”系统，研究了区段煤柱的应力分布规律和失稳破坏准则，最终确定了区段煤柱宽度k满足kZH

西安科技大学深部煤岩动力防治团队长期致力于深部复杂煤岩力学致灾的理论及实践研究[20-26]。笔者通过现场长时间实践，发现煤柱成型和煤柱两侧工作面依次回采形成了不同载荷模式。煤柱成型时所受的载荷称之为静载荷；受煤柱两侧依次回采的影响，作用在煤柱上的载荷称之为动载荷。为了揭示深部厚煤层区段煤柱动静载荷下演化特征，以陕西某矿为背景，建立三维数值模拟计算，通过损伤指标，判别煤柱的稳定性，为矿井巷道布置和煤柱设留提供基础。

1 工程背景

1.1 矿井赋存条件

陕西某煤矿位于黄陇矿区中部，是黄陇矿区主力生产矿井，生产能力为8.0 Mt/a。盘区内矿井初期普查勘探结果表明，2号煤层为延安组，其呈一倾向北西西之单斜构造将井田一分为二，其一位于井田中部，长约34 km，宽约2.6～5 km；其二位于井田西部，长约28 km，宽约3.5 km，幅度20～30 m。目前四盘区采范围内的2号煤层倾角一般1°～5°，煤层的普世系数(f)在3.8～5.1，平均约为4，属稳定～较稳定煤层；盘区内地表标高+1 107～+1 423 m，井下标高+711～+732 m，平均埋深约600 m。

煤层上覆100 m内的岩层依次为细砂岩、粉砂岩相互交替叠加，如图1所示。围岩赋存特征见表1。

图1 煤层赋存柱状图

表1 煤层顶底板特性

1.2 工作面布置及生产工艺

该矿回采的盘区为单翼开采，工作面布局如图2所示。盘区内依次沿倾向布置回采工作面，各工作面走向长度在2 632 m左右，倾斜长度约300 m，平均采高分别为6.2 m。各工作面之间设留的区段煤柱为35 m。选用长壁后退式一次采全高采煤放法。目前回采42018工作面，工作面选用ZYT12000/28/63D支架，共计175台；采空区垮落处理顶板。

图2 盘区工作面布置

工作面采用“两进一回”的通风方式，进、进回风巷道尺寸分别为4.6 m×3.8 m,5.4 m×3.6 m，辅运巷将作为下一工作面的回风巷进行使用。辅运巷顶部采用锚杆锚索联合支护，煤柱及煤壁帮采用金属锚杆配合T100钢带支护。受深部大采高采场和临空开采等的多重条件影响，导致覆岩内部裂隙发育、裂隙演化程度高。掌握35 m煤柱演化特征，对判断其稳定性至关重要。

2 区段煤柱采动环境分析

深部大采高工作面回采后，形成典型的“时-空-强”扰动特点。深部煤层的煤柱成型时，煤柱受到的上覆岩层的均布载荷和巷道侧向应力，形成了煤柱的静载荷(δq)；煤柱两侧工作面回采加剧了扰动应力的大小和范围，并作用于煤柱，形成了煤柱的动载荷(δd)。工作面更迭，煤柱受两侧工作面回采的影响，导致动载增大、扰动范围增加，形成了煤柱二次动载荷(δd2)。根据岩层控制理论可知，大采高采场煤柱煤柱两侧的支承应力随着煤柱宽度L减小，向煤柱内部发生迁移，如图3所示。煤柱减小至L′时，侧向应力在其内部形成重合，形成弹性核。当煤柱宽度小于弹性核宽度，易导致煤帮支承应力超过煤体极限强度，形成变形、垮帮，进而引发煤柱型动力灾害。

图3 煤柱应力分布特征

区段煤柱最小宽度为两侧工作面扰动下弹性区重合的宽度。同时考虑煤体储能能力，最终共同决定煤柱的尺寸。因此分析工作面之间留设的35 m煤柱，在不同采动下的演化特征对矿井安全生产具有指导意义。

3 区段煤柱演化特征

3.1 数值模型构建

根据煤层赋存情况，参考钻孔柱状图，结合Itasca公司有限差分法(FLAC3D)的计算优势，采用CAD-Midas图形导入模式，建立模型，如图4所示。

图4 数值模拟建立

FLAC3D大型三维计算模型尺寸为900 m×180 m×800 m(长×宽×高)，设置2个回采工作面，工作面中间为煤柱(L)。模型顶部向下施加力为9.6 MPa。煤层划分网格为1 m，顶、底板划分网格为2 m。回采计算中，设置大变形。利用区块链理念分析扰动下各煤柱运动特征。沿Z轴350 m取切片(A-A)，分析煤柱成型及两侧开采扰动的塑性破坏、位移及应力分布规律。

根据工程地质资料和相关研究提供岩石力学试验结果，模拟计算采用的岩体力学参数见表2，采用Mohr-Coulomb准则计算。

表2 围岩力学参数

3.2 塑性区演化特征

煤柱的破坏模式主要以剪切破坏为主，如图5所示，红色为剪切破坏特征，绿色为剪切-抗压破坏特征。单侧开采下，未采侧呈现“倒台阶”塑性破坏，开采侧出现4～5 m的塑形破坏范围，整个塑占比25.2%；双侧开采下，35 m煤柱顶部1 m范围首先出现贯通性塑性破坏，煤柱内部呈现“梯型”的稳定结构；塑性破坏的边间均呈现“倒台阶”，整个破坏面积达到了40%。

图5 塑性破坏特征

煤柱成型后在静载荷作用下，煤柱两端均出现了2 m×5 m的塑性破坏破特征，具有明显的对称性。煤柱两帮各破坏范围面积约20 m2，占整体面积的9.52%。巷道顶、底板的塑性塑性破坏分别为4 m、2 m。

3.3 应力演化规律

煤柱两侧依次回采，应力集中由煤柱两帮约4 m迁移至8 m处；应力峰值由30.25 MPa增加至50 MPa。同时，煤柱顶板的支承应力向未开采煤体迁移，转变为对称性的应力分布特征。煤柱内部不同扰动下及双侧扰动下35 m范围内顶板的应力分布，如图6(a)～(b)所示。

静载作用下35 m煤柱内部扰动应力特征呈对称性，距两帮约2 m处出现1 m×1 m的应力集中，应力峰值约为18.38 MPa。在煤柱上部的老顶内部形成了约12，13.05 MPa的应力曲线，如图6(c)所示。

图6 不同载荷下煤柱应力分布特征

如图7(a)所示，煤柱从成型下的静载和42016，42018工作面的依次采动下，35 m煤柱内部应力基本呈2倍增大；形成的应力峰值距帮部的距离分别为2 m、4 m和7 m。静载和双侧扰动下的应力分布基本呈现对称性，静载和单侧采动下的扰动应力低于煤体的抗压强度。煤柱35 m范围内的顶板应力分布特征，如图7(b)所示。不同位置的顶板均呈“凸”状分布，且扰动应力峰值随层位上升向42106工作面侧移动。

图7 煤柱各区域应力扰动情况

4 工程实践

4.1 巷道支护设计方案

通过上述对35 m煤柱不同状态下分析可知：随着煤柱成型、单侧扰动、双侧扰动，煤柱内部的塑性破坏主要以剪切破坏为主，且最终呈现“梯型”的稳定结构。不同采动下，煤柱内部的应力扰动基本呈现对称性，双侧扰动下的应力分布高于煤体的抗压强度。因此在双侧采动前对回风巷道不同位置进行分区式的补强支护，达到保障35 m煤柱稳定性的目的。

在成巷的支护基础上进行巷道全断面分区式补强支护，支护方案如图8所示。巷道煤柱帮、顶板采用锚索支护，煤墙帮采用锚杆支护。

图8 巷道支护方案

根据巷道变形实际情况，锚杆、锚索施工位置可适当进行调整，确保支护效果。为了防治煤柱侧受双重扰动影响产生的大变形，采用锚索进行支护。巷道补强支护采用的锚索均为19芯非防腐锚索，并配合索具；锚索之间用锚网片连接完整。煤柱两帮底角采用金属锚杆支护，锚杆规格为φ22 mm×2 800 mm，倾角30°。巷道支护参数见表3。

表3 巷道支护参数

4.2 煤柱稳定性检测

42018工作面回风巷经历了完整的“动-静”载荷作用，通过对其顶、煤柱帮变形监测，分析其稳定性。在工作面3联巷的顶板及煤柱帮分别采用LBY-3离层仪和BGK-A3多点位移计进行围岩观测，检测设备有效监测最大位移分别为300，500 mm。当工作面距监测回风3联巷200 m时开始记录监测数据。

双侧回采影响，巷道顶板及煤柱帮出现3种不同速率的沉降特征，Ⅰ、Ⅱ区变化规律基本相同，Ⅲ区加速变化，如图9所示。顶板3#，4#检测特征如图9(a)所示，Ⅰ区200～55 m顶板下沉呈线性增加，沉降量逐步增至30 mm左右；Ⅱ区55～5 m顶板受采动影响下沉速率加快，沉降范围在75～30 mm，平均增长率为0.6；Ⅲ区工作面位置至采空区70 m，下沉速率最快(沉降率约为3.6)；距采空区70 m时，顶板加速变并出现变化拐点，两监测点分别在-50，-80 m发生垮落。煤柱的水平移动量如图9(b)所示。煤柱帮经过了“稳定增加-增加-迅速增加”3个变化，其中Ⅰ区200～85 m煤柱水平位移呈线性增架，逐步增加至30 mm左右；Ⅱ区0～80 m顶板受采动影响下沉速率加快，沉降范围在60～30 mm，0～80 m煤柱位移呈线性增加，距采空区80 m时煤柱位移量达到监测最值。