牛宏伟,黎科龙,刘大亮,刘 旺
(1.潞安化工集团有限公司,山西 长治 046031;2.中国矿业大学,江苏 徐州 221116;3.山西潞安环保能源开发股份有限公司王庄煤矿,山西 长治 046031)
王庄煤矿新井进入91采区,地质条件复杂,巷道围岩裂隙发育,裂隙围岩的稳定性影响全矿安全高效生产。91采区尾部排水巷为整个91采区服务,对91采区所有工作面的安装、排水起到重要的作用[1-2]。当91采区工作面向前推进时,尾部排水巷到受工作面采动的影响。因此,合理的保护煤柱宽度对于91采区尾部排水巷稳定性具有重要的影响[3-8]。本文针对不同保护煤柱宽度条件下,工作面向前推进时对排水巷围岩应力、位移情况进行研究。
91采区煤层厚度稳定,总厚度为6.4 m,直接顶为4.6 m厚的泥岩,老顶为4.2 m厚的细粒砂岩;直接底为4.6 m厚的泥岩,节理较发育。其尾部排水巷共分为多段,巷道均沿煤层底部掘进,采用全锚网支护,巷道断面均为5.0 m×3.2 m的矩形断面。91采区工作面与排水巷的位置关系如图1所示,91-105工作面与排水巷间护巷煤柱的宽度最窄,为80 m。当91采区工作面回采时,排水巷的稳定性受护巷煤柱宽度的影响。因此,研究工作面回采时排水巷的变形及煤柱的稳定对于91采区安全高效回采具有重要的意义。
图1 91采区排水巷平面布置图Fig.1 Layout plan of drainage lanes in 91 mining area
采用相似模拟试验方法,研究工作面回采时上覆岩层垮落特征,揭示采动影响下覆岩破裂演化特征。 结合91采区排水巷断面尺寸宽×高=5.0 m×3.2 m(矩形断面),以及试验装置尺寸,同时又能模拟全部的关键岩层,选取几何比,则模型巷道尺寸宽×高=50.0 mm×32.0 mm。模拟岩层原岩密度为2 500 kg/m3,实验室最后配得的相似材料密度是1 500 kg/m3,故容重比为0.6。具体相似模型参数见表1。
表1 相似模型参数设计Table 1 Parameters design of similar model
保护巷道所需煤柱宽度分别50 m、40 m、30 m、20 m时覆岩垮落特征如图2所示。由图2可知,在煤层开采过后,上方的岩层的状态开始发生转变,由最开始的弹性状态转变为塑性状态。随着煤层向前开采,上方的岩层开始发生下沉变形,根据变形程度的不同,分为三部分,分别为冒落区、裂隙区和弯曲下沉区。冒落区的岩层,其断裂形态多为块状;裂隙区的岩层则发生变形、断裂,形成裂隙;弯曲下沉区的岩层相对稳定,整体结构基本上没有受到破坏。
对于预留不同宽度的护巷煤柱,工作面推进时煤层上方岩层垮落特征基本一致。上方岩体垮落排列形态比较规则,垮落岩块的长度分布在3~7 m之间,并且岩块内部裂隙发育。垮落区以上的岩层,具有微弱弯曲下沉的趋势,并且在岩层内部伴随有少量纵向裂隙产生。
基本顶第一次垮落后,随采煤作业面向前推进,顶板岩层开始显现出周期性来压,顶板周期性来压步距在7~13 m之间,其平均步距为9 m。在工作面开采的影响下,冒落区高度为25.6 m,相当于采高的4倍,岩层垮落角为56°。裂隙区发育高度达64 m,约为煤层采高的10倍。弯曲下沉区位于裂隙区上方,弯曲下沉区的岩层移动具有连续性和整体性的特点,即裂隙区顶部以上岩层移动变现为成层地、整体地;在竖直方向上,其上下部分的下沉量非常小。
离层裂隙、破断裂隙的发展及岩层移动不是同步发生的,自下而上发展的速度也是不匀速的。通常来说,由于破断产生裂隙的发展速度比离层产生裂隙的发展速度更慢一些。在实验室模拟采煤作业面推进的过程中,随着作业面向前推进,顶板上方覆盖岩裂隙区经过了卸压、失稳、起裂、张裂、裂隙萎缩、变小、吻合、封闭的演化过程。
图2 不同煤柱宽度工作面回采时上覆岩层结构特征Fig.2 Structural characteristics of the overlying strata during stoping at different coal pillar widths
图3 不同煤柱宽度工作面回采时上覆岩层位移场Fig.3 Displacement field of the overlying strata during stoping at different coal pillar widths
不同预留宽度的护巷煤柱,上覆岩层位移如图3所示。由图3可知,对于不同预留宽度的护巷煤柱,随着工作面的开采,顶板发生变形的区域越来越大,下沉量逐渐增加。冒落带以上的岩层,在工作面回采过程中都经历一个连续的、动态的下沉移动过程,并且距离地面越近的岩层,移动过程越连续,其移动曲线的形态特征与地面点的移动过程相似。岩层移动过程分为三个阶段:初始阶段、活跃阶段和衰减阶段。初始阶段岩层裂隙和离层发育不显著;活跃阶段,岩层变形剧烈,尤其是水平向变形和下沉量最为突出,裂隙和离层发育较为良好;衰减阶段岩层水平变形和下沉移动缓慢,衰减周期长。
根据工程地质条件,采用UDEC数值模拟软件,建立数值模型,研究护巷煤柱宽度为20~90 m时,工作面回采对排水巷的影响。数值模拟过程如下:①建模、施加边界条件,三面固支、顶部加载应力,赋值运算至初始平衡;②开掘排水巷,支护,计算至应力平衡;③回采工作面,计算循环20 000时步,模拟工作面回采对排水巷的影响,揭示工作面回采过程中排水巷围岩塑性区发育情况。
不同宽度护巷煤柱条件下,工作面开采时排水巷垂直方向位移变化情况如图4所示。 由图4可知,0~1 980时步为91采区排水巷掘进阶段,1 980~10 000时步为91采区工作面回采阶段,在91采区工作面回采阶段,排水巷变形趋势相同。随着预留护巷煤柱宽度的减小,巷道变形量逐渐增加。护巷煤柱宽度为90~20 m时,顶底板最大移近量分别为117 mm、117 mm、117 mm、119 mm、124 mm、142 mm、194 mm、316 mm;两帮最大移近量分别为44 mm、45 mm、49 mm、56 mm、57 mm、104 mm、189 mm、318 mm。护巷煤柱宽度为90~50 m,顶底板、两帮最大位移量不变化,91采区排水巷不受工作面回采的影响。护巷煤柱宽度为40~20 m,顶底板、两帮最大位移量增加,91采区排水巷受到工作面回采的影响较大,护巷煤柱裂隙发育。
图4 不同煤柱宽度回采阶段时程-位移曲线Fig.4 Time history-displacement curve of different coal pillar widths
采煤作业面推进过程中,不同预留宽度煤柱的中心应力分布特征如图5所示。由图5可知,在91采区回采阶段,由于受到回采过程的影响,煤柱上方垂直应力增大。护巷煤柱宽度为90~50 m时,煤柱上垂直应力分布呈现为单峰状态,垂直应力最大值为24 MPa,应力集中系数为2.15,煤柱有一定的承载核区。护巷煤柱宽度为40 m时,受工作面采动影响剧烈。
图5 不同煤柱宽度垂直应力曲线Fig.5 Vertical stress curves of different coal pillar widths
图6 91采区工作面回采阶段排水巷塑性区分布特征图Fig.6 Distribution characteristics of the plastic zone of the drainage tunnel in the working face of 91 mining area
不同宽度护巷煤柱条件下,91采区回采阶段排水巷塑性区变化情况如图6所示。由图6可知,护巷煤柱宽度为90~50 m时,91采区工作面回采阶段排水巷塑性区大小没有明显变化。由图5和图6可知,当护巷煤柱宽度为40 m时,顶底板移近量及两帮移近量在6 800步位置,变形量突然增加后最终趋于稳定,是由于靠近采空区侧煤柱塑性区向采空区扩展所致;当护巷煤柱宽度为40~20 m时,排水巷塑性区的大小随煤柱宽度的减小而增大;当护巷煤柱宽度为20 m时,塑性区扩展到整个煤柱,护巷煤柱裂隙发育,难以满足生产要求。
结合现场地质条件,91采区工作面开切眼距排水巷的最短距离为80 m,排水巷不受工作面回采的影响。
对91排水巷顶底板及两帮变形进行观测分析,得到巷道两帮及顶底板移近量随工作面推进距离变化的关系曲线,如图7所示。由图7可知,巷道顶底板移近量最大值为28 mm,两帮移近量最大值为50.8 mm,在开采作业面推进到70 m处达到最大值70 m后,顶底板与两帮的移近量不再随开采作业面推进发生变化,巷道整体变形量较小,围岩控制效果好。
图7 工作面推进期间巷道围岩位移变化图Fig.7 The displacement of the surrounding rock ofthe roadway during the advancement ofthe working face
由数值模拟可知,护巷煤柱宽度为50~90 m,开采作业面推进对91采区排水巷没有影响,排水巷顶底板最大位移量、两帮最大位移量、塑性区大小不发生变化,煤柱上方垂直应力分布为单峰状态,煤柱有一定的承载核区。护巷煤柱宽度为20~40 m,工作面采动对排水巷影响强烈,顶底板、两帮最大位移量增加,排水巷塑性区大小随预留煤柱宽度的减小而增大,护巷煤柱裂隙发育,难以满足生产要求。结合现场地质条件,91采区工作面开切眼距排水巷的最短距离为80 m,工作面回采时排水巷不受采动的影响。由相似模拟可知,不同护巷煤柱宽度,工作回采时覆岩垮落特征和岩层运移规律基本相同。由现场观测结果可知,排水巷在开采作业面推进期间,变形量小,两帮移近量为50.8 mm,顶底板移近量为28 mm,围岩控制效果好。