常村煤矿区段煤柱尺寸数值模拟研究

籍志强,闫晋峰,董 飞,韩庚彪

(山西潞安矿业(集团)有限责任公司 常村煤矿,山西 长治 046102)

长壁开采在我国得到广泛应用,留设区段煤柱是其主要的护巷手段[1]。区段煤柱一方面将采空区隔离,另一方面承载开采引起的支撑压力,煤柱过窄将引起漏风和巷道支护困难,煤柱过宽将导致资源回收率降低[2-3]。如何确定合理区段煤柱尺寸成为亟待解决的问题。

文献[4]采用理论分析、数值模拟与现场实测的方法,对急倾斜工作面煤柱进行深入研究,得出煤柱主要受倾向剪应力而发生台阶破坏。文献[5]对平朔井工三矿区段煤柱进行研究,结果表明煤柱宽度大于极限值时,应力呈现双峰分布,否则呈单峰分布。文献[6]针对极近距煤层区段煤柱进行分析,给出了上下煤层合理的煤柱宽度。文献[7]针对大倾角特厚煤层进行数值模拟分析,给出了合理的煤柱宽度。

以常村煤矿2207工作面为研究对象,采用FLAC3D建立了考虑上、下工作面采动影响的数值模型,对煤柱及巷道围岩进行分析,给出了煤柱应力、煤柱塑性破坏、巷道围岩应力、巷道围岩塑性破坏及巷道围岩变形的分布以及随工作面推进的变化规律。

1 工程背景

2207工作面布局如图1所示,潞安集团常村煤矿2207工作面位于井田边界,其南部为郭庄煤矿采空区,边界煤柱(与区段煤柱性质相近)宽度27 m。该工作面倾斜长度210 m,地层倾角0°～7°,煤层平均厚度5.95 m,采高3.0 m±0.1 m,采放比1.1:1。

为预测本工作面煤柱稳定性、轨道顺槽(与煤柱相邻)围岩变形量,以及对后续工作面煤柱尺寸进行优化,采用数值模拟手段对煤柱及顺槽围岩进行研究。

图1 工作面布局示意图Fig.1 Working face layout

2 数值模拟

2.1 模型概况

2.1.1模型建立

采用FLAC3D中Extrusion模块,建立尺寸为x(工作面长度方向)×y(工作面推进方向)×z(重力方向)=557 m×402 m×60 m的数值模型。为提高研究区域精度并使网格数量控制在合理范围之内,采用局部加密方式划分网格,模型共228 990网格,253 760节点。围岩采用莫尔-库伦模型进行分析计算,并考虑重力加速度g=9.81 m/s2。模型边界条件为:底部固支,侧面限制水平位移,顶部采用应力边界模拟上覆岩层载荷。建立好的数值模型如图2所示。

2.1.2开挖步骤

数值模型开挖步骤，如图3所示,首先在测站位置布置煤柱应力测线(间隔每米1个测点,共27个)后,对郭庄煤矿工作面进行回采,以形成2207工作面回采前的煤柱初始条件与边界条件;接着布置2207工作面顺槽与切眼;最后对2207工作面进行回采,共推进300 m,前250 m每循环5 m,后50 m每循环2 m,推至测站处结束。

图2 数值模型图Fig.2 Numerical simulation model

3-a 郭庄煤矿回采

3-b 常村矿2207工作面回采图3 数值模型开挖步骤Fig.3 Digging procedure with numerical simulation

2.2 煤柱分析

2.2.1煤柱应力分析

由图4和图5可知,测站处回采巷道在报废时(即工作面推进至测站时),煤柱两侧的采空区形态不同(左侧仅左后方为采空区,右侧全部为采空区),进而导致其受力状态及破坏深度不同,煤柱左侧应力峰值深度约为5 m,达32 MPa,煤柱右侧应力峰值深度约为9 m,达37 MPa;测站距工作面约50 m处开始,煤柱垂直应力随测站与工作面距离减小而增大,应力增大速率也不断增大;自煤柱两侧均进入采空区开始算起,煤柱约滞后工作面60 m达到应力峰值60 MPa,左右两侧应力发展为对称分布。

图4 煤柱垂直应力云图Fig.4 Vertical stress nephogram of coal pillars

图5 煤柱垂直应力监测结果Fig.5 Monitoring data of vertical stress of coal pillars

2.2.2煤柱塑性破坏区分析

由图6和图7可知,测站处回采巷道在报废时,煤柱两侧塑性破坏范围亦不同,煤柱左侧破坏深度5 m,煤柱右侧破坏深度9 m,弹性核宽度约13 m,弹塑性区交界均位于垂直应力峰值处;测站距工作面约50 m处开始,煤柱左侧塑性破坏范围随测站与工作面距离减小而快速增大,煤柱右侧塑性破坏范围缓慢增大;自煤柱两侧均进入采空区开始算起,煤柱塑性破坏范围约滞后工作面50 m达到最大,左右两侧塑性破坏区发展为对称分布。

图6 煤柱塑性破坏区Fig.6 Plastic failure zones of coal pillars

图7 采场塑性破坏区Fig.7 Plastic failure zones in mining areas

2.3 巷道分析

2.3.1巷道围岩应力分析

由图8和图9可知,测站距工作面约50 m处开始,巷道围岩应力水平随测站与工作面距离减小而快速增大,采场支撑压力及巷道顶板水平应力不断由工作面煤壁向煤柱转移,巷道应力峰值不断向围岩深部转移;巷道围岩应力降低区包络了所有锚杆全长,这减弱了锚杆对围岩裂隙的强化作用及其对围岩的锚固能力,对充分发挥锚杆的支护能力不利。

2.3.2巷道围岩塑性破坏分析

由图10可知,测站距工作面约50 m处开始,巷道两帮塑性破坏范围随测站与工作面距离减小而快速增大,而顶底板塑性破坏区基本不变;工作面帮塑性破坏初始范围较煤柱帮小,但增速较煤柱帮大,测站距工作面6 m时,工作面帮整体进入塑性破坏区;巷道围岩塑性破坏区亦包络了所有锚杆全长,亦对充分发挥锚杆的支护能力不利。

图8 巷道围岩垂直应力云图Fig.8 Vertical stress nephogram of surrounding rocks

图9 巷道围岩水平应力云图Fig.9 Horizontal stress nephogram of surrounding rock

图10 巷道围岩塑性破坏区Fig.10 Plastic failure zones of surrounding rocks

2.3.3巷道围岩变形分析

由图11和图12可知,回采前巷道煤柱帮移近量已达110 mm,明显较工作面帮移近量77 mm大,这表明郭庄煤矿的采空区已对整个宽度的煤柱造成扰动;测站距工作面约50 m处开始,巷道围岩变形量随测站与工作面距离减小而快速增大,工作面帮及底板增速明显大于煤柱帮,底鼓量一直很小;测站处回采巷道在报废时(即工作面推进至测站时),巷道顶板下沉量达到233 mm,底鼓量达到16 mm,工作帮移近量达到212 mm,煤柱帮移近量达到167 mm。

图11 巷道围岩位移云图Fig.11 Displacement nephogram of surrounding rocks

图12 巷道围岩位移监测结果Fig.12 Monitoring results on the displacement of surrounding rocks

3 结论

1)回采巷道在报废时,煤柱两侧的采空区形态不同(左侧仅左后方为采空区,右侧全部为采空区),进而导致其受力状态及破坏深度不同,煤柱左侧应力峰值深度约5 m,达32 MPa,煤柱右侧应力峰值深度约9 m,达37 MPa。

2)煤柱宽度27 m条件下,回采巷道在报废时煤柱弹性核宽度为13 m,大于2倍平均采高5.95 m×2=11.9 m。但数值模拟难以考虑煤层厚度的变化、岩层节理及局部构造,因此在考虑安全系数1.3的情况下,建议煤柱宽度增加至35 m。

3)工作面超前压力较明显的影响范围为50 m～60 m,此时煤柱应力及塑性破坏区开始快速增大,巷道变形量也开始快速增大,因此回采巷道超前支护距离应大于60 m。

4)回采过程中,巷道围岩塑性破坏范围包络了锚杆全长,对锚杆支护能力的发挥不利,建议增加帮锚索,适当增加顶锚杆长度保证其锚入岩层,适度增大锚杆预紧力。

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