李俊星
(太原煤气化集团有限公司煤焦事业管理部,山西 太原 030006)
根据现场钻孔窥视、实验室岩石力学参数测定,结合矿方提供的综合柱状图,得到炉峪口煤矿9号煤层及其顶底板岩层的物理力学参数,见表1。该区域内9号煤厚度为0.77~1.64m,顶板为砂质泥岩和砂岩,底板为泥岩和粉砂岩。
所研究区域9号煤层赋存比较稳定,为近水平煤层,煤层埋深为250~300m,东西方向分布有断层,9号煤上覆8号煤层已经采空。受井田内断层影响,8号煤层工作面位置、工作面长度及工作面之间区段煤柱宽度均为不规则布置,8号煤工作面之间区段煤柱宽度为12~20m。9号煤工作面回采巷道上方可能为8号煤采空区、区段煤柱和未开采的8号煤实体煤。本区属地压正常区,不存在冲击地压危害。考虑老采空区的影响,计算时水平应力取垂直应力的1.2倍。
表1 9号煤层及顶底板煤岩力学参数
该区域9号煤层平均厚度取1.5m,工作面采用综合机械化长壁采煤法,全部垮落法管理顶板。工作面运输顺槽和轨道顺槽均沿9号煤顶板布置,矩形断面,掘进断面尺寸为4.0×2.7m,开切眼掘进断面尺寸为5.7×2.2m。受地质条件影响,工作面顺槽受相邻工作面的采动影响较小,9号煤工作面长度变化较大,工作面长度为170~200m,工作面之间区段煤柱为15m。
数值分析软件FLAC3D是基于拉格拉日差分方法的显示有限差分计算程序,能很好地模拟各种地质材料在达到屈服或强度极限时发生的塑性流动的力学行为或弹塑性破坏,分析渐进破坏和失稳,特别适用于模拟地下巷道以及硐室的开挖和围岩的屈服破坏以及受力情况的模拟计算[1-5]。本次研究运用该数值分析软件完成分析在不同支护方案下,掘进阶段及工作面回采阶段的巷道围岩受力及变形位移情况的计算。
由前面分析可知,9号煤层回采巷道沿煤层顶板布置,矩形断面,运输顺槽及轨道顺槽的断面尺寸及支护参数相同,掘进断面尺寸为4.0m×2.7m,工作面开切眼掘进断面尺寸为5.7m×2.2m。
根据工作面的实际开采条件以及建模的要求,设置模型尺寸为长×宽×高=300m×300m×70m。模型四个侧面为水平固定边界,底部为固定边界,模型共划分434160个单元,452925个节点,模型模拟9号煤层厚1.5m。模拟时煤层埋藏深度按最大埋深考虑,取300m。上覆岩层的重力按均布载荷施加在模型的上部边界。
在已经赋值平衡模型的基础上,首先对8号煤层进行回采开挖,并计算平衡。之后进行开挖9号煤工作面顺槽,开挖的同时按照设计方案对巷道进行支护,计算运行到收敛。然后进行9号煤层工作面回采,工作面回采分步进行,每开挖5m,模拟运算2000步并保存模型文件,依次循环直至工作面推进完成。最后分析在不同支护方案下,掘进阶段及工作面回采阶段的巷道围岩受力及变形位移情况。
图1所示为顺槽不支护时的巷道围岩的塑性区、应力分布、位移分布的状态图。可以看出,工作面顺槽不支护时,工作面顺槽两帮的塑性破坏深度为1.0m,顶板破坏相对较少,破坏深度为0.5m。巷道垂直应力集中于巷道两帮的煤体内及巷道两帮的底角,最大垂直应力为11MPa,应力集中系数为1.47。巷道两帮移近量为39.5mm,顶板下沉量为12.9mm,底板鼓起量为5.0mm,顶底板移近量为17.9mm。整体来说,工作面顺槽无支护时,巷道破坏主要体现在巷帮,巷帮破坏深度为1.0m,两帮的位移量为39.5mm,帮部变形破坏比较严重,对巷道进行支护设计时,应特别注意对巷道两帮的支护。
图1 巷道围岩支护状态(无支护)
图2所示为8号煤不同赋存状态时,9号煤回采巷道围岩的应力状态。8号煤未开采时,9号煤回采巷道垂直应力集中于巷道两帮的煤体内及帮部的底角,最大垂直应力为12.6MPa。由图2(b)可知,对于8号煤采空区,8号煤开采之后,其采空区原岩应力重新分布,8号煤底板及9号煤顶板应力得到一定程度的释放,有利于9号煤回采巷道的布置。由图2(c)可知,对于8号煤层区段煤柱,8号煤采空之后,其上覆岩层的压力降集中于区段煤柱,其应力通过8号煤层底板传递到9号煤层顶板,9号煤层巷道进出8号煤层区段煤柱时,9号煤巷道围岩应力将有所增加,不利于9号煤层的巷道支护。
图2 不同位置时9号煤巷道围岩应力状态
对于8号煤层区段煤柱及采空区,巷道位于区段煤柱下方时,巷道围岩的应力有所增加,巷道围岩破坏范围较采空区下方的大,巷道掘进遇到8号煤层区段煤柱时,在进出煤柱及煤柱下方时,应特别注意巷道围岩的破坏情况,尤其是巷道帮部的破坏情况,根据现场的情况必要时采用加强支护措施。