大倾角厚表层矿区陷落柱对安全开采影响研究_狄超.pdf

1462023 年第 2 期收稿日期 2022-06-09作者简介 狄超（1989），男，2015 年毕业于中国矿业大学地质工程专业，本科，工程师，现从事煤矿地质工作。狄 超等：大倾角厚表层矿区陷落柱对安全开采影响研究狄 超等：大倾角厚表层矿区陷落柱对安全开采影响研究大倾角厚表层矿区陷落柱对安全开采影响研究狄 超 梁茂亮 黄安东（单县丰源实业有限公司，山东 菏泽 274330）摘 要 张集煤矿井田内部陷落柱较为发育，对矿井安全生产危胁较大，为确保 1 号陷落柱附近采掘活动安全，采用理论分析计算确定巷道和工作面与陷落柱间需留设合理煤柱宽度。通过数值模拟试验得出工作面停采位置与陷落柱间需留设 100 m 保护煤柱，通过相似模拟试验得出近距离煤层开采其垮落带和导水裂隙带要明显超过理论计算值。关键词 陷落柱；保护煤柱；理论分析；数值模拟；相似模拟中图分类号 TD822+.3 文献标识码 B doi:10.3969/j.issn.1005-2801.2023.02.052Study on the Influence of Collapse Column on Safe Mining in Large Dip Angle and Thick Surface Mining AreaDi Chao Liang Maoliang Huang Andong(Shanxian Fengyuan Industrial Co.,Ltd.,Shandong Heze 274330)Abstract:The internal collapse column of Zhangji Coal Mine is well developed,which poses a great threat to mine safety production.In order to ensure the safe production of mining activities near No.1 collapse column,using theoretical analysis and calculation to determine the reasonable width of coal pillar between the roadway,working face and collapse column.Through numerical simulation test,it is concluded that 100 m protective coal pillar should be set up between mining stop position and collapse column in the working face.Through the similar simulation test,it is concluded that the caving zone and water conducted zone of close distance coal seam mining obviously exceed the theoretical calculation value.Key words:collapse column;protective coal pillar;theoretical analysis;numerical simulation;similar simulation1 工程概况单县丰源实业有限公司张集煤矿位于单县煤田东部，地处黄河冲积平原，井田内 Q+N 厚度平均 516.99 m，具有明显的由东向西、自南往北变厚的规律，属于鲁西南大倾角厚表层矿区。井田总体构造形态为一倾向北的单斜构造，煤岩层倾角4 27，井田内褶曲构造不甚发育。矿井地质和水文地质类型为中等。根据矿井三维地震勘探成果报告，一、二采区内存在 4 个异常区，1、2 号异常区现已证实为陷落柱，3、4 号异常区疑似为陷落柱。1 号陷落柱位于二采区东北部，毗邻二采区上山巷道。根据陷落柱地面电法勘探报告，圈定的陷落柱区域内视电阻率低阻异常，范围小，上下无明显联系，可以确定其低阻异常应由于陷落柱内岩性杂乱，低阻岩石或地层引起，或局部少量含水引起，陷落柱本身不含水、不导水。2 地面探查2.1 探查方案设计施工 2 个探查孔，探查孔均不揭露奥灰。根据煤矿防治水细则突水系数公式：M=p/T （1）经过计算，底板隔水层厚度得 M=175 m。HT1-1=890+175=1065 m；T1-2孔对应 3上煤底板标高约-830 m，地面标高+40 m，3上煤底板深度870 m，则 HT1-2=870+175=1045 m。煤矿地质与防治水1472023 年第 2 期狄 超等：大倾角厚表层矿区陷落柱对安全开采影响研究狄 超等：大倾角厚表层矿区陷落柱对安全开采影响研究2.2 探查结果T1-1和 T1-2孔均揭露可采煤层 3 层。T1-1孔陷落柱段深度为 970.301 044.60 m，陷落柱内岩性成分混杂，顶部以紫红色、杂褐黄色砂质泥岩为主，含少量铝质泥岩，岩性特征为石盒子群岩层，未见古近系特征岩层，说明陷落柱形成在古近系之前，陷落柱内钻进时未出现漏水情况，判断钻孔位于陷落柱边缘。T1-2孔未见陷落柱，钻孔位于陷落柱东侧。对比陷落柱段与 3 煤层顶底板岩层注水试验渗透系数，得陷落柱胶结性较好，透水性弱于正常的不透水岩层。3 理论分析与计算3.1 巷道与陷落柱间煤柱留设1-2（1）巷道开挖后围岩的塑性区半径，采用弹塑性理论公式计算：()()1 sin2sinpbcot1 sincotpcRapc+=|+（2）式中：a 为巷道半径，取值 2.42 m；p 为巷道所处原岩应力，T1-2孔松散层厚 643.51 m（平均密度 2.05 g/cm3），基岩为沉积岩（基岩平均密度 2.55 g/cm3），经计算得 19.48 MPa；c 为岩石黏聚力，T1-2孔 3 煤层顶底板岩层黏聚力平均值 1.37 MPa；为岩石的内摩擦角，T1-2孔 3 煤层顶底板岩层内摩擦角平均值 36.55；pb为支护对硐室周边反力，本次计算设定为巷道无支护或支护不及时，即pb=0。经计算得 Rp=4.08 m。二采区轨道上山开挖后不及时支护，围岩塑性区将达到开挖巷道以外 1.66 m 的范围。（2）二采区轨道上山与陷落柱之间安全隔水层厚度采用公式（3）计算：()22pp84LLK pLtK+=（3）式中：L 为巷道底板宽度，取 4.84 m；为底板隔水层平均重度，T1-2孔 3 煤层顶底板岩层平均重度 2.4510-2 MN/m3；Kp为底板隔水层平均抗拉强度，T1-2孔 3 煤层顶底板岩层平均抗拉强度 1.43 MPa；p 为底板隔水层承受实际水头值，取 8.5 MPa。经计算得 t=8.24 m。巷道开挖后周围会形成塑性变形区，为确保计算结果安全有效，本次安全隔水层厚度（宽度）安全系数取 2.0，t2（8.24+1.66）=19.8 m，综合考虑后确定 t 25 m。3.2 工作面与陷落柱间煤柱留设（1）二采区 2、3上煤垂距 1213 m，小于 3上煤开采后垮落带发育高度（煤层开采后垮落带高度为煤层开采厚度的 46 倍），根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程“近距离煤层两者最小垂距 h 小于回采下层煤的垮落带高度 Hxm时，下层的垮落带接触到或完全进入上层煤范围内时，上层煤的导水裂缝带最大高度采用本煤层的开采厚度计算，下层煤的导水裂缝带最大高度，则采用上下煤的综合开采厚度计算，取其中标高最高者为两层煤的导水裂缝带最大高度”。2、3上煤综合开采厚度计算采用公式（4）：1 2z1-2212=hMMMy+|（4）式中：M1为 2 煤厚度，取值 2 m；M2为 3上煤厚度，取值 3 m；h1-2为煤层之间法线距离，取值 12 m；y2为下层煤的冒高与采厚之比，取值 6。经计算得 Mz1-2=3 m。2、3上煤顶板覆岩为中硬岩石，开采后裂隙带发育高度计算采用如下公式：100=5.61.63.6liMHM+（5）=2010liHM+（6）经计算得，2 煤：35.01 m 和 38.28 m，取大值38.28 m；3上煤：41.31 m 和 44.64 m，取大值 44.64 m。12+（38.28-2）=48.2844.64，2 煤开采后导水裂缝带发育标高超过了 3上煤开采后导水裂缝带发育标高，2 煤开采后导水裂缝带发育标高为两层煤导水裂缝带最大高度。最大导水裂缝带发育高度超过了 3上煤层顶板 48.28 m，走向超前工作面水平距离：m28 m。因此若 1 号陷落柱发育高度超过 2煤层顶板 38.28 m 以上，且陷落柱内岩体胶结好、富水性弱，为了避免煤层开采导致陷落柱“活化”，2、3上煤层工作面停采线与陷落柱间应留设大于 28 m 保护煤柱。（2）根据毛德兵、马智勇1等研究厚煤层巷道矿压显现规律：上(下)山及采用倾斜长壁开采时的大巷与回采工作面推进方向相互垂直，无论是一侧采动还是两侧采动，回采工作面对上山的影响距离比较远。一侧采动情况下，上山与回采工作面相距 80100 m 时，两侧采动情况下，上山与回采1482023 年第 2 期工作面相距 100150 m 时，上山就未受到采动影响。对二采区轨道上山而言，二采区 2、3上煤开采可视为单侧采动，依据上述规律可留设80100 m的煤柱。4 模拟试验4.1 数值模拟根据陷落柱范围、一、二采区采掘工程布置情况和煤层赋存情况，建立 FLAC3D三维模型进行数值模拟。通过模拟 2、3上煤工作面停采线距离 1 号陷落柱边缘 110 m、70 m 和 40 m 条件下，陷落柱附近最大主应力、垂直应力、位移、塑性区和孔隙压力等的分布情况，得到如下结果：（1）二采区上山巷道掘进完成后，1 号陷落柱对二采区上山巷道的施工无影响。（2）陷落柱周围 2、3上煤工作面开采过程中，在工作面停采线距 1 号陷落柱 110 m 时，工作面前端支承压力峰值区位于停采线和 1 号陷落柱中间；在工作面停采线距 1 号陷落柱 70 m 时，工作面前端支承压力峰值区已达到 1 号陷落柱西侧边界；在工作面停采线距 1 号陷落柱 40 m 时，工作面前端支承压力峰值区开始进入 1 号陷落柱内，该情况可能导致陷落柱“活化”。综合理论分析和数值模拟试验结果，从安全的角度考虑 1.5 倍安全系数，确定工作面与 1 号陷落柱间要留设不小于 100 m 保护煤柱。4.2 相似模拟采用 CM250/18 平面应变试验台，试验台长 2.5 m、宽0.18 m、高1.2 m。陷落柱西侧赋存有2、3上煤，2、3上煤工作面均由西向东越来越接近1号陷落柱，综合考虑到 1 号陷落柱平面位置及形状、2 煤赋存情况及工作面设计和煤层开采过程中裂缝带发育高度、矿压显现及岩移理论计算等因素，相似模拟试验几何相似比取 1:200，容重相似常数为 1.6，根据相似理论确定应力及强度相似常数为 320。通过 2、3上煤工作面距陷落柱不同开挖距离的模拟试验得到如下结果：（1）2 煤开采顶板初次垮落步距 29.2 m。开采前 80 m，煤层顶板裂缝（或裂隙）有一定程度的发育（裂缝带发育最大高度 13.8 m），但远小于理论计算值；开采长度超过 80 m，煤层顶板岩层以弯曲变形为主，无明显的裂缝产生。（2）3上煤开采顶板初次垮落步距 36 m，垮落带高度 17 m。开采过程中，顶板岩层变形、移动剧烈，顶板迅速由弯曲变形转离层张裂。回采 120 m时，离层带顶界 129.6 m，导水裂缝带最大高度已达 117.6 m；回采 160 m（回采结束）时，导水裂缝带最大高度达 129.6 m，发育到离层带顶界。（3）近距离煤层下层煤开采过程中，顶板受多次（两次及以上）开采扰动的叠加影响，垮落带、导水裂缝带发育高度明显超过理论计算高度。（4）采用平面应变试验台进行煤层开采模拟试验。试验过程中，工作面前方围岩的超前裂缝发育不明显。（