高突矿井综采工作面合理区段煤柱留设

刘光明

(山西焦煤集团有限责任公司 安全生产管理中心,山西 太原 030024)

社会经济的快速发展使矿井开采深度逐渐增大,煤层赋存条件复杂多变,巷道围岩变形大、裂缝裂隙多,严重影响矿井安全开采。传统的保护巷道方法是在工作面之间留设一定宽度的保护煤柱,煤柱结合巷道支护材料成为具有较强支护能力的整体,尤其对高瓦斯矿井而言,留设合理宽度的煤柱在承载覆岩压力的同时,还可以阻断采空区瓦斯的扩散,降低相邻采空区瓦斯对正在回采工作面瓦斯的影响[1],有效保障工作面的快速推进。

山西焦煤汾西矿业双柳煤矿煤层赋存条件比较复杂,工作面走向上存在多个断层,在采动作用下,所留设的小煤柱承载能力不足,使得综放面两巷围岩发生大变形,采空区有毒有害气体沿着煤柱裂隙裂缝扩散[2-3]. 因此,以该矿33(4)23工作面为研究对象,借助3种方法研究(3+4)#煤层留设煤柱宽度不同时的应力分布情况,同时分析煤柱阻碍瓦斯运移情况。

1 工作面概况

表1 (3+4)#煤层顶底板情况

在此煤层布置3个工作面:33(4)21工作面、33(4)23工作面、33(4)25工作面,工作面之间留设的煤柱宽度分别为20 m和30 m,见图1.

图1 (3+4)#煤层工作面布置情况

33(4)23工作面位于双柳井田南部,东邻33(4)21工作面,西邻33(4)25工作面。工作面可采走向长2 042 m,倾向长255 m,工作面面积530 512 m2,工业储量2 807 467 t,可采储量为2 610 945 t.

33(4)23工作面沿顶底板割煤,不留顶底煤。根据煤层厚度及配套的采煤机、液压支架及资源回收要求,确定平均采高为3.6 m. 煤层平均倾角为5°,最大倾角为15°,结构复杂,岩性多为泥岩,采用自动综合机械化采煤,全部垮落法管理顶板,回采期间工作面支架从轨道顺槽端头至胶带顺槽端头依次为ZZG7600/21/44D型过渡支架(4架)、ZZ7600/21/44D型中间架(166架)、ZZG7600/21/44D型过渡支架(3架)、ZTZ14400/23/48型端头支架(1架),共174架液压支架控制工作面顶板。

2 煤柱宽度计算

(3+4)#煤层工作面煤柱两侧分别为工作面巷道和采空区,其在煤柱两侧产生弹性区。区段煤柱控制巷道稳定可靠的基础为煤柱两侧发生弹性改变后,相当宽度的弹性核发生在煤柱中部,弹性核宽度至少达到2倍的煤柱高度[4-5]. 由于受到瓦斯扩散的影响,最小的煤柱宽度计算公式见式(1):

Bmin=x0+2h+x1

(1)

式中:x0、x1分别为采空区侧和巷道侧的弹性区宽度,m;h为工作面采高,m.

结合Mohr-Coulomb屈服准则,获得采空区侧和巷道侧弹性区宽度的计算公式:

(2)

(3)

式中:ε为三轴应力系数,ε=(1+sinφ)/(1-sinφ);φ为内摩擦角,(°),取35.5;f为煤层与顶底板接触面的摩擦因数,f=tan(φ/4);σ0为水平主应力,MPa,取3.92;K1为应力集中系数,取4;γ为覆岩容重,γ=ρg,ρ为覆岩密度,kg/m3,取2 000,g为重力加速度,m/s2,取9.8;H为埋深,m,取322;Pb为矸石约束力,MPa,忽略不计,取0;β为弹性区宽度修正系数,取1.4;r1为巷道的截面半径,m,取2.35;P为巷道支护力,MPa,取0.3.

通过计算得到三轴应力系数ε为3.936,摩擦因数f为0.25. 将以上基础参数代入式(2)和式(3),获得33(4)23和33(4)25工作面采空区侧弹性区宽度分别为3.572 m、3.009 m;33(4)23和33(4)25工作面巷道侧弹性区宽度分别为4.337 m、3.068 m.

利用式(1)计算可得,33(4)23和33(4)25工作面煤柱理论宽度的最小值分别为26.509 m、24.667 m.

4月20日考察结果详见表2，分析可知施磷处理小麦的单株次生根17.1条，比未施用磷肥小麦单株次生根14.7条多2.4条。磷肥用量在0-60 kg范围内，小麦单株次生根数则随着磷肥的用量增加而增加，呈显著线性关系。磷肥的施用量与小麦的次生根显著相关。

3 数值模拟

工作面回采时,33(4)23综放工作面选择留有20 m煤柱时,工作面下巷发生明显变形破坏,33(4)21综放工作面选择留有30～40 m煤柱时巷道未发生大变形,整体稳定。33(4)23、33(4)25综放工作面理论计算的最小煤柱宽度处于25 m上下,为了便于进行数值模拟计算,设置5个煤柱宽度进行模拟,分别为20 m、25 m、30 m、35 m、40 m. 以33(4)25综放工作面基础资料建立FLAC3D数值模型,分析在采动应力与断层构造应力双重影响下,围岩应力与煤柱宽度之间的变化规律,数值模型见图2,剪切角度不同时,(3+4)#煤层围岩的抗剪切强度测试情况见表2.

图2 数值模型

表2 剪切角度不同时(3+4)#煤层围岩的抗剪切强度测试数据

3.1 水平应力分布规律

图3为(3+4)#煤层工作面之间留设煤柱宽度不同时,煤柱附近的水平应力分布情况。当工作面煤柱留设20 m宽度时,处于煤柱巷道一侧和采空区一侧的水平应力相互沟通,说明留设小煤柱时,煤柱承受上覆岩层的压力影响,当承受压力达到极限时,发生压裂破坏。当工作面煤柱留设的宽度在增大时,煤柱所承受的水平应力开始向采空区一侧转移,证明所留设煤柱宽度增大能够减小应力显现程度,保证巷道稳定可靠。

图3 煤柱宽度不同时水平应力分布情况

3.2 垂直应力分布规律

由于工作面在回采时,保护煤柱将受到断层构造应力和采动应力的作用,图4为煤柱处于双重应力作用时垂直应力分布情况,由图4可知,煤柱垂直应力变化规律为双波峰浮动变化,巷道和采空区附近应力伴随煤柱宽度增大而下降。巷道侧最大应力位置为距巷道2.5 m处,煤柱附近应力随距巷道距离增大先快速下降,接着逐步升高,在靠近采空区区域发生应力增大,接着应力逐步下降;当煤柱宽度增大到30 m时,煤柱应力变化平稳。根据理论计算,最小煤柱宽度为24.667 m,所以合理的煤柱宽度选择为30～40 m.

图4 煤柱宽度不同时垂直应力分布情况

煤柱应力集中系数随着煤柱宽度的变化规律见表3. 从表3发现,煤柱宽度扩大时能够减小应力集中系数,综放面矿压显现程度以及矿山压力影响区域有效下降,巷道可靠性和稳定性得到有效保障。

表3 应力峰值和应力集中系数与煤柱宽度之间的关系

4 现场试验

为了验证工作面之间留设30 m煤柱后巷道的变形情况以及阻碍瓦斯运移效果,在33(4)25工作面施工钻孔测定应力及监测瓦斯浓度变化情况。钻孔应力计安装在工作面下巷,具体位置为工作面前方50 m巷道煤壁侧及煤柱侧,施工钻孔的开孔高度为1.5 m,应力计埋入煤层3 m. 应力测定数据见图5.

图5 应力测定情况

从图5发现,由于33(4)25工作面采动破坏作用,在工作面前部未采动区域发生应力显现。煤壁区域应力显现程度较小,应力变化范围为1～2 MPa,应力上下起伏变化不大,煤壁距工作面5 m时应力开始增大,由1 MPa增大2 MPa,在距工作面10～20 m发生一定的应力显现;煤柱区域应力显现程度较大,应力变化范围为0.2～3.3 MPa,应力起伏变化较大,煤柱距工作面30～40 m发生明显的应力集中。无论煤壁还是煤柱,当距工作面0～30 m时,应力都没有发生大幅度变化;距工作面32～47 m,煤柱侧应力明显超过煤壁侧应力。由表3得到,在设计工作面时煤柱留设20 m宽度的应力集中系数为3.53,而在设计工作面时煤柱留设30 m宽度的应力集中系数为2.36,应力集中系数发生明显减小,增大煤柱宽度可有效解决应力显现的难题。而理论计算得到最小的煤柱宽度为25 m,数值模拟得到合理的煤柱宽度为30～40 m,因此结合理论计算结果、数值模拟结果以及现场实测结果,工作面之间留设30 m煤柱时可以达到应力要求。

通过33(4)25工作面瓦斯浓度现场测定,发现33(4)25工作面开采时,工作面回风巷瓦斯浓度为0.23%,回风隅角瓦斯浓度在0.31%上下浮动。图6为33(4)25综放面瓦斯变化情况,瓦斯涌出量、风排瓦斯量和高位钻孔抽采量的最大值和最小值见表4. 从图6和表4发现,工作面正常回采时风排瓦斯量仅有1次超过5 m3/min,没有影响到安全生产,同时工作面过断层时煤柱侧没有发现瓦斯异常增大,证明留设30 m宽度的煤柱可以有效阻碍瓦斯扩散,符合矿井安全生产要求。

图6 33(4)25工作面瓦斯随着时间变化规律

表4 33(4)25工作面瓦斯变化情况

5 结 论

1) 通过理论计算和数值模拟(3+4)#煤层2个综放面的煤柱宽度,得出工作面之间煤柱留设宽度为30～40 m.

2) 分析模拟结果发现,随留设煤柱宽度的增大,水平应力聚集在工作面采空区一侧,提高留设煤柱的宽度能减弱水平应力破坏巷道的程度,巷道稳定可靠性得到明显提高;垂直应力在煤柱侧呈现双波峰变化规律,随着增大煤柱宽度,处于采空区和巷道一侧的应力集中系数以及垂直应力峰值都开始减小;巷道侧最大应力位置为距巷道2.5 m距离处,煤柱附近应力随距巷道距离增大先快速下降,接着逐步升高,在靠近采空区区域发生应力增大,接着应力逐步下降。

3) 通过在33(4)25工作面施工围岩钻孔开展应力测定以及检测工作面瓦斯浓度,发现工作面之间留设合理宽度的煤柱,不但可以满足巷道支护强度的要求,还可以阻碍瓦斯扩散。