近距離煤層下伏工作面巷道布置及頂板控制模擬分析

莊 通,田 軍,趙啟峰,姜士源,楊學紅,沈春陽

(1.華北科技學院 礦山安全學院,北京 東燕郊 065201;2. 山東能源棗礦集團三河口礦業有限責任公司,山東 濟寧 277605)

0 引言

隨著開采強度增大,近距離開采愈發普遍,解決近距離開采所產生的應力集中現象和巷道維護困難等難題也顯得愈發重要。為解決近距離開采煤層重復采動影響及其覆巖致災問題,學者們采用相似模擬[1,2]、數值模擬[3-9]、理論分析[10-15]等方法,分析重復開采條件下采場覆巖的破壞演化特征,探究近距離煤層重復開采條件下采場覆巖的力學行為特征及采動破壞變形影響因素,構建重復采動條件下采場覆巖破壞失效判據,提出近距離煤層重復采動條件下采場覆巖穩定性控制對策。近距離煤層同采理論技術已趨于成熟,但對近距離煤層開采過程中各個煤層之間存在的相互影響及各煤層礦壓顯現規律仍待進一步研究。本文針對魯南地區普遍存在近距離開采情況,研究近距離煤層開采過程中各個煤層之間存在的相互影響及礦壓顯現規律,掌握上層煤開采對下層煤開采的影響,確定巷道布置及支護方案,研究下層煤頂板控制措施,提高煤巖體強度和抗變形破壞性能,提前做好工作面頂板管控。

1 工程地質概況

1.1 煤層賦存概況

魯西南某礦可采煤層主要為3上和3下煤層,采區內為3上煤和3下煤聯合布置。上下煤層平均層間距為8.4m。根據煤層鉆孔勘探,上煤層平均厚度為3.9m,煤層傾角為5～10°,平均6°,局部含0～2層夾矸,巖性多為泥巖、粉砂質泥巖,為可采的穩定～較穩定煤層。下煤層平均厚度為3.69m,煤層含夾石0～3層,巖性一般為泥巖、炭質泥巖、粘土巖,屬于可采的較穩定煤層。表1為煤層鉆孔柱狀表。

表1 煤層鉆孔柱狀表

1.2 地應力參數

結合礦井實際生產情況,選定2個地應力測點,地應力分布特征如下。

(1) 最大主應力σ1為最大水平主應力σhmax,最大水平主應力σhmax的大小為9.22～10.96MPa(平均10.09MPa),方位角為18.96°～24.74°。

(2) 第二主應力σ2為最小水平主應力σhmin,大小為8.73～10.02MPa(平均為9.37MPa),方位角集中在100.45°～115.36°。最大水平主應力σhmax為最小水平主應力σhmin的1.06～1.09倍,平均1.07倍。

(3) 最小主應力σ3為垂直主應力σv,其大小為7.56～8.32MPa(平均7.94MPa),方位角為222.38°～243.06°,傾角為82.36°～85.33°。最大水平主應力σhma為垂直主應力σv的1.22～1.32倍,平均1.27倍。

(4) 地應力實測結果表明最大水平應力σhmax的方位角集中在18.96°～24.74°,平均21.85°。根據工作面布置平面圖,最大水平應力方向與運輸巷軸向夾角為18.53°。

2 數值模型建立

2.1 模型尺寸的設定

本文利用FLAC3D數值模擬軟件建立計算模型,本構模型選用Mohr-Coulomb模型。模型長寬高尺寸為: 280m×280m×101.5m。模擬巷道開挖尺寸為4.8m×180m,上煤層的平均厚度取4.8m,工作面開挖尺寸為170.4m×180m,一次采全高,自然垮落法管理頂板。具體模型巖層力學參數見表2,計算模型及空間關系如圖1所示。其中,上煤層埋深為337m,上、下煤層的平均層間取7.9m?；夭上锏谰鶠檠孛簩禹敯搴偷装寰蜻M。

圖1 數值計算模型及空間關系模型

表2 模型巖層力學參數

2.2 模型邊界的設定

模型左右邊界限制x方向位移,前后邊界限制y方向位移,并施加隨深度變化的水平壓應力;下部邊界限制z方向的位移;上部邊界根據上煤層的埋深,施加應力邊界,模擬上覆巖層對煤層施加的自重載荷。地應力條件取σx=10.1MPa,σy=9.4MPa,σz=7.9MPa作為應力邊界。

2.3 模擬方案

回采巷道均為沿煤層頂板和底板掘進,用FLAC3D模擬煤層開采圍巖應力分布規律,得到應力分布圖并進行分析研究;繼而對上煤層工作面開采對下煤層工作面的影響進行分析,得到相應應力分布圖并進行分析研究。

3 數值計算結果分析

3.1 煤層開采圍巖應力分布規律

上煤層工作面開采后圍巖應力分布如圖2所示。上煤層工作面開采后,采空區周邊形成了一定范圍的應力增高區,最大垂直應力27.5MPa,

圖2 上煤層工作面開采圍巖應力分布

峰值點距離煤壁2～4m之間,采場周邊破壞范圍較小,煤層開采主要采動范圍約為40m。

上煤層工作面推進過程中圍巖應力分布如圖3所示。工作面超前距離8.2m處出現最大峰值垂直應力,大約為18MPa。

圖3 上煤層工作面推進超前支承壓力分布

上煤層工作面開采之后,采空區中部圍巖應力逐漸恢復至原巖應力,說明工作面覆巖垮落充分。采空區頂板垮落矸石自重及其垮落沖擊動能使得煤層底板應力重新分布,部分區域產生塑性區。為分析上煤層開采后對底板下方的影響,分別截取底板下方2m、4m、6m、8m、10m深處的垂直應力云圖,如圖4所示。

圖4 上煤層采空區底板不同深度巖層垂直應力分布平面圖(續)

圖4 上煤層采空區底板不同深度巖層垂直應力分布平面圖

由圖4可知,工作面采空區兩側實體煤壁內側約10m位置下方形成應力集中區,在實體煤壁內側10m位置下方2m的最大垂直應力約20.8MPa;在煤壁內側10m位置下方4m的最大垂直應力約18.9MPa;在煤壁內側10m位置下方6m的最大垂直應力約17.5MPa;在煤壁內側10m位置下方8m的最大垂直應力約16.7MPa;在煤壁內側10m位置下方10m的最大垂直應力約16.1MPa;總體來看,隨著底板深度的增大,垂直應力呈減小趨勢。

3.2 上煤層工作面開采對下煤層的影響分析

為了分析上煤層開采對下煤層的影響,繪制上煤層工作面開采后數值模型自下而上垂直應力分布圖,如圖5所示。

由圖5可知,上煤層工作面開采后,應力釋放效應明顯,下煤層工作面正下方,自模型底部向上應力逐漸升高,在下煤層和上煤層位置處,采場的垂直應力降低至1.5MPa,相較于原巖應力降低了78.5%,很好地起到了保護下位煤層開采的作用。

上煤層工作面開采后,在采空區兩側實體煤壁下方出現應力集中現象,上煤層底板不同距離處煤壁側垂直應力和應力集中系數如圖6和圖7所示。隨著距離上煤層底板距離的增加煤壁側的垂直應力和應力集中系數逐漸下降,在下煤層處,煤壁側的最大垂直應力和應力集中系數分別為16.7MPa和2.38。因此,下位煤層開采時要考慮上煤層開采后未采煤壁側的應力集中。

圖6 上煤層底板不同距離處煤壁側垂直應力

上煤層開采后底板不同深部下工作面傾向應力分布如圖8所示。圖8中2m、4m、6m、8m、10m,分別代表自上而下距離上煤層底板垂直距離。由圖8可知,上煤工作面開采后工作面下方一定區域內應力急速下降,而在未采工作面的煤壁側出現應力集中現象,應力集中的峰值應力處隨距離上煤層底板距離的增大而逐漸向煤壁深處轉移,同時應力集中程度也逐漸降低。圖8中8m的曲線約為下煤層的位置處,此時峰值應力約距上煤層工作面約10m位置處。

圖8 上煤層開采后底板不同深部下工作面傾向應力分布圖

相較于原巖應力,上煤層開采后工作面下方應力開始降低點位于距上煤層回采巷道約6m處,距離巷道側越遠應力降低越大,但當距離達到25m后,應力不再降低,此時上煤層的卸壓值達到最小值,如圖9所示。根據上煤層底板應力分布特征,可將上煤層開采對下煤層應力影響區域分為應力增高區、應力穩定區和應力降低區,由此可知,下煤層開采時,為了減輕上煤層開采的影響,應將下位回采巷道布置在應力穩定區或應力降低區,即沿上煤層內錯距離大于6m的區域布置。

圖9 近距離煤層開采底板巖層應力分區圖

4 下煤層回采巷道合理布置和穩定性分析

4.1 下煤層回采巷道位置布置

近距離煤層下行開采中,上位煤層開采后造成下位煤層采場圍巖應力發生改變,為了減小上位煤層開采對下位煤層回采巷道穩定性的影響,科學合理布置回采巷道是下位煤層安全高效開采的關鍵。近距離煤層回采巷道布置方式主要有3種,分別是重疊式布置、外錯式布置和內錯式布置?；谇拔年P于上煤層開采對下煤層開采的影響分析結果,確定外錯式和內錯式兩種布置方式的距離為6m。建立三種巷道布置方案的數值分析模型,如圖10所示。

圖10 下位回采巷道布置方式

其中,巷道斷面設計參數如下:材料巷斷面為矩形斷面,凈高為3.9m,凈寬為4.8m。材料巷巖巷斷面為三心拱斷面,凈高為3.9m、凈寬為4.8m。運輸巷斷面為矩形斷面,凈高為3.9m,凈寬為4.8m。運輸巷巖巷斷面為三心拱斷面,凈高為3.9m、凈寬為4.8m。切眼采用矩形斷面,凈高3.5m,凈寬7.9m。

回采巷道掘進后三種布置方式對應的巷道圍巖變形曲線如圖11所示。由圖11可知,巷道布置方式對圍巖變形影響較大,圍巖變形呈現出外錯式、重疊式、內錯式依次減小的規律。因此,為了降低下位煤層回采巷道圍巖應力,降低巷道圍巖變形,選用內錯6m方式布置下位煤層回采巷道。

4.2 下煤層回采巷道支護參數確定

在無支護情況下,下位回采巷道兩幫位移大約250mm,底鼓175mm,頂板下沉80mm。為了提高回采巷道圍巖強度和抗變形破壞性能,結合下煤層的實際情況和數值分析結果,確定下位回采巷道支護參數。

單獨使用錨索支護可以滿足切眼支護需要;但是在3下煤層開采中,為了加強巷道支護強度,頂部采用一排錨桿、一排錨索的支護方式。頂部采用Φ20mm×2400mm的左旋無縱肋高強預應力錨桿,每排布置10根;錨索規格為Ф21.8mm×5000mm,每排布置4根。錨桿間排距為800mm×800mm,錨索間排距為1600mm×1600mm;幫部采用Φ20×2200mm的左旋無縱肋高強預應力錨桿,每排布置10根,錨桿間排距為900mm×800mm;同時使用單體液壓支柱加強支護,規格為DW45-250/110X單體,每排布置2根,間排距為3500mm×1000mm,配合使用HDJB-1000一字鉸接頂梁。

4.3 煤層內錯布置巷道穩定性分析

根據以上回采巷道支護方案建立數值模型,數值模型支護圖如圖12所示。分析在該支護條件下回采巷道內錯6m時煤層開采回采巷道圍巖應力分布和變形情況。

由圖13可以看出,當下位煤層回采巷道內錯6m時,巷道位于上部采空區的卸壓范圍內,巷道頂板的應力明顯降低,應力范圍在1.7～5.2MPa。由此可知,采用內錯布置可較好的降低頂板應力,有利于巷道頂板的穩定性控制。

圖13 下煤層回采巷道內錯6m沿工作面傾向垂直應力分布曲線

上煤層開采平衡后,對下煤層進行開采模擬。圖14為不同開采距離下煤層采區的應力場分布圖,由圖14可知,在回采過程中采場周邊實體煤會產生應力集中,回采巷道巷旁應力集中位置距巷道邊緣約16m。在工作面回采過程中,工作面前方一定區域內會產生超前支承壓力峰值,但由于上部采空區卸壓效果,應力集中值較小,約為3～6MPa,小于原巖應力。

圖14 不同開采距離下下煤層采場垂直應力分布

下煤層不同開采距離下沿工作面走向的支承應力和峰值支承壓力分布如圖15、圖16所示。由圖可知工作面前方的峰值應力位于工作面前方約10m處,峰值應力隨開采距離的增大逐漸增大,當達到穩定開采時,峰值應力逐漸趨于穩定并達到最大值,最大峰值應力約為6.0MPa,小于原巖應力,由此可知受上覆采空區的影響下位工作面開采的支架壓力會得到顯著降低,巷道的穩定性也得到加強。

圖15 不同開采距離下工作面支承壓力分布

圖16 不同開采距離下工作面峰值支承壓力分布

綜上分析可知,下位煤層回采巷道內錯6m及提出的巷道圍巖支護方案可較好的優化巷道圍巖應力分布和控制圍巖變形,實現了下位煤層開采過程中回采巷道頂板的有效的控制。

5 結論

(1) 上煤層開采后,距采空區兩側煤壁2～4m處出現最大垂直峰值應力約為27.5MPa,煤層開采采動范圍約為40m。上煤層工作面推進過程中工作面超前峰值垂直應力大約為18MPa,距工作面前方8.2m左右。

(2) 上煤層開采后,在采空區兩側實體煤壁內側10m位置下方出現應力集中現象,煤壁側的最大垂直應力和應力集中系數分別為16.7MPa和2.38。

(3) 上煤層開采后工作面下方應力開始降低點位于距上煤層回采巷道約6m處,距離巷道側越遠應力降低越大,當距離達到25m后,應力不再降低。因此,考慮沿上煤層內錯距離6m,以此來減小巷道應力。

(4) 對比分析重疊式、外錯式和內錯式三種下位回采巷道布置方式,內錯式布置時下位回采巷道圍巖變形最小。

(5) 針對下位煤層回采巷道內錯6m時,巷道圍巖變形情況,提出巷道圍巖支護方案,結果表明圍巖應力優化和變形控制效果明顯,實現了下位煤層開采過程中回采巷道頂板的有效的控制,具有一定實踐意義。