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泰安矿极近距离煤层合理煤柱宽度确定

2016-09-07马玉川

山西焦煤科技 2016年3期
关键词:核区煤体煤柱

马玉川

(晋能集团 泰安煤业有限公司,山西 保德 036600)



·试验研究·

泰安矿极近距离煤层合理煤柱宽度确定

马玉川

(晋能集团 泰安煤业有限公司,山西保德036600)

基于护巷煤柱稳定性分析和煤体内弹塑性分区,采用弹塑性理论和数值模拟等相关手段,研究了泰安矿极近距离煤层开采条件下,11号煤层区段煤柱留设的合理宽度。研究发现:为了保证煤柱稳定及巷道变形可控,同时最大程度减小煤炭损失, 11#煤煤柱宽度不应小于10 m.

极近距离煤层;区段煤柱;弹塑性分区;数值模拟

顶板上覆岩层稳定性与区段煤柱变形破坏规律关系密切,而采动压力造成回采巷道的破坏程度受到区段煤柱留设宽度的影响,同时区段煤柱留设宽度关乎巷道稳定性,其合理取值对确定巷道支护设计参数至关重要。国内外学者对区段煤柱留设合理宽度的研究做了大量研究,主要集中在:1) 将煤矿井下实测结果进行统计整理、归纳分析,得出巷道围岩不稳定条件下区段煤柱合理留设尺寸[1]. 2) 基于矿山压力理论,运用弹塑性力学等相关知识确定煤柱尺寸留设的方法及经验公式[2-3].3) 利用数值模拟软件研究巷道的围岩变形,确定煤柱合理留设尺寸[4]. 4) 根据岩体内弹塑性分区,推导稳定状态下护巷煤柱合理留设宽度计算公式[5]. 5) 基于塑性力学理论建立三维应力空间坐标,推导煤柱塑性区合理宽度的计算公式[6]. 本论文基于泰安煤矿11号煤层具体赋存地质条件,综合采用理论计算、数值模拟等方法对区段煤柱合理留设宽度进行了分析。

1 泰安矿工程概况

泰安矿井田范围内有5层可采煤层,全井田划分为3个水平,一水平标高+910 m,开采全井田的8号煤层,二水平标高+830 m,开采全井田的11、12号煤层,三水平标高+800 m,开采全井田的13号煤层。8号煤层已进入末采时期,目前开采8104工作面,接续工作面为8105,南部8201、8202、8203工作面已采空。矿井规划开采8煤采空区之下的11、12号煤,11号煤和12号煤为极近距离煤层。

11号煤层厚度变化为1.4~1.7 m,西薄东厚。工作面11号煤层的厚度平均在1.5 m左右。11、12号煤层间距变化为2.2~5.7 m,由西北至东南逐渐变厚,11、12号煤前3个工作面层间距>3.2 m,末采段约300 m范围内在工作面由南向北推进方向上,层间距由4.7 m至3.2 m逐渐减小。12号煤层厚度变化为1~5 m,由东向西逐渐减小,主要可采区域厚度1.5~4 m,前3个工作面煤厚分布在2.5~3.5 m,平均为3 m. 11、12号煤层间距变化表明,若在11#煤采空区下掘巷,11、12号煤前3个工作面层间距>3.2 m,12号煤层巷道具备进行锚杆支护的条件,向西布置第4个工作面时,层间距<3.2 m,下部12号煤层巷道不具备进行锚杆支护的条件,11、12号煤层层间距不满足进行锚索支护的条件。煤层及顶底板情况的相关参数见表1.

2 区段煤柱弹塑性力学分析

2.1护巷煤柱稳定性分析

在煤矿井下进行开采作业时,会引起煤体内原岩应力的扰动,致使巷道的煤柱内产生数倍于γH的集中应力。采动影响和应力集中造成煤体整体性的破坏,煤体抗压强度降低,故而,巷道煤帮处煤体破坏严重,容易剥落离层。在准备和回采阶段需要留设一定宽度的区段煤柱,以保持巷道的稳定性,塑性变形区分布在护巷煤柱两侧,一侧是采场采空后形成的宽度为R0塑性区,另一侧是回采巷道掘进后形成的宽度为R塑性区。当B小于R0+R即整个护巷煤柱处于塑性状态时,护巷煤柱难再保持稳定状态,极易失稳。护巷煤柱不发生失稳的先决条件是:护巷煤柱内一部分煤体需要处于弹性应力状态,该区域位于煤柱中间部分,并且该弹性核的尺寸不宜过小。根据工程实践结果可知,护巷煤柱弹性核的宽度应不低于2倍巷高h,即B≥R0+2h+R.合理区段煤柱留设示意图见图1.

表1 煤层顶底板情况及物理力学参数表

图1 合理区段煤柱留设示意图

1) 当B小于R0+R即整个护巷煤柱处于塑性状态时,采空区侧和巷道侧的支承压力曲线将相互叠加造成应力集中现象,并且护巷煤柱中间部分应力趋向于均匀分布(见图2),煤柱一直处于陡增应力状态时难以保持稳定性,而造成跨落破碎。

图2 煤柱内无弹性核区时煤柱的集中应力分布状态图

2) 当护巷煤柱弹性核区宽度大于2倍煤柱高度时,由于弹性区范围较大,护巷煤柱中间部分的煤体将处于弹性应力状态,见图3,护巷煤柱的变形量不至于过大,而影响其稳定性。

图3 煤柱内弹性核区较大时煤柱的集中应力分布状态图

3) 当护巷煤柱包含弹性区,但是其宽度不大时,支承压力在护巷煤柱中间部分进行叠加,煤体虽然处于弹性应力状态,但是该部分的应力高于γH数倍,应力曲线呈马鞍形并且沿垂直于巷道方向分布,见图4.

图4 煤柱内弹性核区较小时煤柱的集中应力分布状态图

2.2采空区侧塑性区宽度分析

根据顶板岩层破断结构的砌体梁理论,采空区一侧形成侧向砌体梁见图5.在老顶回转变形的过程中,老顶的作用在直接顶和煤体上的形式为“给定变形”,老顶作用在直接顶以及煤体上的压力称为“给定压力”,老顶给定压力的大小取决于煤体及直接顶的物理力学性质及层厚等参数。

图5 煤柱侧上覆岩层破坏状态示意图

随着采煤工作面的不断推进,采空区上方断裂的老顶一侧由煤壁支承,另一侧由于失稳将会发生回转变形,见图5,侧向砌体梁岩块挤压失稳以后,将会发生滑落和结构失稳,侧向砌体梁的回转变形影响护巷煤柱煤体边缘部分的受力分布以及变形状况。随着采煤工作面的不断推移,采场周边煤柱体内原有应力遭到破坏而重新分布,煤柱体内由外及里依次会出现破裂区、塑性区、弹性区和原岩应力区(图6),围岩应力向深部转移,弹塑性状态下煤体内铅直应力σy的分布见图6.

图6 煤体内弹塑变形区

采空侧塑性区宽度R0的确定,首先要分析侧向砌体梁长度l、回转下沉角θ,其具体计算分析如下:

1) 侧向砌体梁长度l的计算方法。

基于板的屈服线分析法,老顶的侧向跨度大小为:

式中:

l—侧向砌体梁长度,m;

L—周期来压步距,m,取10;

S—工作面长度,m,取216.

将参数代入上式,得l=11.3 m

2) 侧向砌体梁回转下沉角θ的计算方法。

式中:

M—采高,m, 11#煤取1.57;

η—工作面回采率,取93%;

kd—煤体碎胀系数,取1.35;

hi、ki—冒落带岩层的厚度、碎胀系数。

对于11#煤,将h1=8.3 m,k1=1.35代入,得θ=6.01°

3) 塑性区宽度R0.

在直接顶、煤体和直接底组成的系统中,除了煤体其余均作为线弹性体来考虑,符合Mohr—Coulomb强度理论,同时可以利用弹性力学的平面应变问题对其进行求解。经过推导计算,得塑性区宽度:

式中:

lp—基本顶在煤体内破断长度,m,11#煤取8.6;

σc—煤体单轴抗压强度,MPa,11#煤取17.8;

μ1—损伤煤体的泊松比,11#煤0.288;

Hd—煤层厚度,m,11#煤取1.57;

E—煤体弹性模量,GPa,11#煤取1.7;

μ—煤层的泊松比,取0.32;

hi、Ei—冒落带岩层的厚度、弹性模量,其中E1=E2=15.1 GP,E3=25.1 GP.

根据围岩力学测试结果,将煤层与顶板岩层的力学参数代入上式得:11#煤煤柱塑性区宽度R0=2.68 m.

2.3煤柱内弹性区宽度分析

当护巷煤柱煤体处于弹性应力状态时,工作面及采准巷道超前支承压力均服从负指数函数曲线规律衰减,当护巷煤柱内弹性区的临界宽度(L1或L2)不大时,可近似地按照抛物曲线规律分析,以临界宽度的弹性区部分为研究对象,受力分析模型见图7.

图7 煤柱中部弹性区支承压力分布图

在应力分量的计算过程中,借鉴弹性力学的分析结果和广义米赛斯准则,得到护巷煤柱弹性区的临界尺寸:

式中:

c、φ—煤层的黏聚力和内摩擦角。

基于以上结果,采准巷道侧的弹性区宽度:

k1取值为2.5~3,k2取值为2~2.5.

泰安矿试验工作面埋深取400 m,覆岩容重取25 kN/m3,则

原岩应力:γH=25×400=10 MPa

将上述指标代入:

11#煤煤柱弹性核区宽度:L=L1+L2=2.12+2.28=4.41 m

11#煤采空区侧塑性区宽度R0为2.68 m,煤柱内弹性核区宽度L为4.41 m,回采巷道侧塑性区宽度R按2.68 m计,故区段煤柱合理宽度B为:

B=R0+L+R=9.77 m

3 区段煤柱宽度数值模拟分析

应用FLAC3D分析6 m、8 m、10 m、12m、14 m、16 m、18 m、20 m、22 m、24 m 10种不同宽度11#煤煤柱条件下煤柱内的应力分布、位移大小分布及煤柱内煤体破坏程度。将模型的4个立面以及底部的法向位移进行固定。煤岩层物理力学参数利用试验室测定数据(表1)确定。模型中支架用BEAM单元模拟,层理弱面用INTERFACE模拟。力学模型见图8,其中模型长250 m×宽1 m×高90 m,总计50 000个运算单元格。

图8 数值模拟模型图

3.1不同煤柱宽度下应力集中程度分析

首先对不同煤柱宽度下煤柱应力集中程度进行模拟分析,其煤柱集中应力分布情况见图9.

图9 不同煤柱宽度下煤柱应力分布情况图

统计图9不同煤柱宽度下煤柱应力分布情况得集中应力的曲线见图10.

图10 不同煤柱宽度下煤柱应力分布曲线图

分析图10可知,当煤柱宽度<8 m时,护巷煤柱左右两侧的侧向支承压力相互叠加,支承压力曲线表现为“单峰”现象,煤柱中间部分载荷增加幅度较大,应力趋向于均匀分布,其集中应力达到49 MPa;此后护巷煤柱留设宽度不断加大,煤柱内支承压力曲线表现出明显的“双峰”现象,支承压力峰值明显减小,当煤柱留设宽度为10~12 m时,煤柱中间部分的弹性核区尺寸在6~8 m,此时满足2倍煤柱高度的经验结论,随着煤柱宽度不断加大,煤柱中央弹性核区持续增加,当护巷煤柱宽度为24 m时,弹性核区的宽度扩大到15 m左右。

分析不同煤柱宽度下煤柱集中应力的分布规律,建议11#煤合理煤柱宽度为10 m.

3.2不同煤柱宽度下煤柱破坏范围分析

通过分析不同煤柱宽度下煤柱破坏范围,进一步确定合理煤柱宽度,不同煤柱宽度下煤柱的破坏情况见图11.

图11 不同煤柱宽度下煤柱破坏情况图

分析图11可知:当护巷煤柱宽度≤8 m时,支承压力叠加造成应力集中程度较大,煤柱内煤体处于完全塑性破坏状态;当留设宽度增加到10 m时,护巷煤柱中间部分开始出现弹性核区,但是分布区域较小;弹性核区的宽度随着煤柱留设宽度的增加不断加大;当留设煤柱宽度增加到20 m时,弹性核区扩展至14 m.数值模拟显示并结合弹性核区理论分布结果,建议护巷煤柱的留设宽度应大于10 m.

3.3不同煤柱宽度下煤帮变形位移分析

统计不同煤柱宽度下巷道煤壁变形位移曲线见图12.

图12 不同煤柱宽度下巷道煤壁的变形位移曲线图

根据图12分析可知,总体来讲,煤帮变形随着煤柱留设宽度不断加大而持续减小。当煤柱宽度由6 m增加至10 m的过程中,巷道煤帮变形位移量急剧减小,煤柱宽度10 m时,煤帮变形降至0.2 m,此范围内增加煤柱宽度,对控制巷道变形效果显著。此后随着煤柱宽度进一步增大,巷道煤壁变形位移量缓慢减小,当煤柱宽度达到20 m时,煤帮位移量不再变化,达到稳定值。因此,从巷道煤壁变形位移量分析,建议煤柱宽度应不低于10 m.

4 结 论

通过理论分析11#煤煤柱塑性区和弹性核区宽度,认为11#煤煤柱宽度不应小于9.07 m;通过模拟分析11#煤区段煤柱破坏与应力分布特征,认为11#煤煤柱宽度不应小于10 m.为了保证煤柱稳定及巷道变形可控,同时最大程度减小煤炭损失,不考虑极近距离煤层联合开采相互影响时,11#煤煤柱宽度不应小于10 m.工程实践表明,本文所提出的确定极近距离煤层的区段煤柱留设宽度是可行的。

[1]陈金国.不稳定围岩区段煤柱尺寸的确定[J].矿山压力与顶板管理,2000(4):40-41.

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[6]朱建明,马中文.区段煤柱弹塑性宽度计算及其应用[J].金属矿山,2011,422(8):29-32.

Reasonable Coal Pillar Width Determination of Extremely Close Distance Coal Seams in Tai'an Coal Mine

MA Yuchuan

Based on the stability analysis of protection roadway coal pillar and elastic-plastic partitions in coal, using elastic-plastic theory and numerical simulation method, studies on the reasonable unexploited coal pillars of No.11 coal seam under the condition of extremely close distance coal seam mining in Taian coal mine. The research fiding that in order to guarantee the stability of coal pillar and control roadway deformation, minimizes the coal loss at the same time, No.11 coal pillar width should not be less than 10 m.

Extremely close distance coal seam; Section coal pillar; Elastic-plastic partition; Numerical simulation

2015-12-16

马玉川(1976—),男,山西保德人,2013年毕业于太原理工大学,工程师,主要从事煤矿生产技术工作(E-mail)244803524@qq.com

TD353

A

1672-0652(2016)03-0034-06

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