极近距离下位煤层回采巷道合理布置及围岩控制技术研究

2021-07-27 09:34李国栋刘洪林王宏志
煤炭工程 2021年7期
关键词:煤柱裂隙锚杆

李国栋,刘洪林,王宏志

(1.新疆大学 地质与矿业工程学院,新疆 乌鲁木齐 830046;2.矿产资源生态环境保护性开采自治区教育厅普通本科高校重点实验室,新疆 乌鲁木齐 830046)

我国近距离煤层赋存广泛,开采比重大[1,2]。许多专家学者针对近距离煤层顶板结构演化、围岩应力分布、巷道布置及支护等方面进行了深入研究,取得了丰富的研究成果。近距离煤层开采受上位煤层采动影响,下位煤层回采巷道顶板完整性遭受破坏,加之受围岩应力、支护手段等因素影响控制难度大,易引发冒顶及大变形等事故[3,4]。近距离煤层周围空间应力环境复杂,上位煤层残留煤柱应力集中,造成底板应力非均匀分布[5-7]。在上位煤层底板非均匀集中应力影响下,下位煤层巷道围岩承载能力降低、顶板不易控制,易因局部破坏而使支护体结构整体失稳[8,9]。一般将下位煤层巷道布置在残留煤柱边缘应力降低区易于维护[10]。但实际上,尽管巷道处于应力降低区内,维护依然十分困难[11]。因此,残留煤柱下回采巷道稳定性控制是近距离煤层开采面临的重要问题。

结合山西登茂通矿3106工作面具体地质条件,综合利用理论计算、数值模拟和现场监测等方法,对极近距离下位煤层回采巷道围岩稳定性控制开展研究,确定出了回采巷道合理的错距和支护方式,研究成果为同类矿区开采提供借鉴与指导。

1 工程概况

山西登茂通矿可采煤层包括2#、3#煤层,3#煤一采区已开采完毕,目前正在进行3#煤二采区开采,该采区两煤层间距约7.0m,属于典型的极近距离煤层[8]。2#煤厚度0.9~1.7m,平均1.3m,内生裂隙发育,赋存稳定,不含夹矸。煤层顶底板多为节理发育较好的灰色泥岩,局部为层理较为发育的砂质泥岩。3#煤层,平均埋深350m,厚度1.5~2.3m,平均1.9m,局部含一层夹矸。直接顶厚度1.4~3.0m,平均2.0m,岩性多为灰白色粉砂岩。基本顶为黑-灰色、层理较为发育的砂质泥岩,厚度2~10m,平均5.0m。直接底平均厚度4.0m,水平层理,岩性为砂质泥岩,3106工作面地层综合柱状图如图1所示。由于矿井开拓方式改变,3#煤二采区3106工作面为该地质条件下首采工作面,2#煤二采区残留护巷煤柱宽度20.0m,严重影响3#煤回采巷道稳定性控制。

图1 3106工作面地层综合柱状

2 极近距离煤层非均布荷载下巷道顶板稳定性分析

2.1 2#煤残留煤柱下应力分布特征

由于2#煤工作面开采后,周围应力场重新分布,其残留的护巷煤柱(宽度L=20m)出现应力集中并造成底板应力非均匀分布,残留煤柱与回采巷道的相对位置决定了3106工作面回采巷道应力状态,进而影响巷道稳定。为分析2#煤残留煤柱下回采巷道应力状态,底板岩层简化为均质半无限弹性介质,残留煤柱对底板应力作用简化为均布载荷q,残留煤柱下应力计算模型如图2所示。

图2 残留煤柱底板应力计算模型

利用弹性力学相关理论[5],解得2#煤残留煤柱下任意一点的应力M(σx,σy,τxy):

根据3106工作面生产地质条件,2#煤层,平均埋深h=342m,覆岩平均容重γ=2.5kN/m3,煤柱应力集中系数K=2.5,均布荷载q=hγK≈21MPa,残留煤柱宽度L=2b=20m,煤柱下深度y依次取y=3m、y=5m、y=9m、y=11m,将具体数值代入上述公式,计算得到2#煤残留煤柱下方11m范围内应力分布如图3所示。

图3 2#煤残留煤柱底板不同深度处应力分布

由图3可知,2#残留煤柱下方11m范围内的三类应力呈不均匀分布。随着深度的增加,垂直应力峰值和水平应力峰值逐渐减小,垂直应力为单峰分布且降幅较小;水平应力峰值小于垂直应力峰值,随深度增加峰值应力降幅较大,剪切应力峰值变化不大,在煤柱下方5~7m范围内水平应力由单峰演变为双峰分布;随着距残留煤柱中心距离增加,不同深度垂直应力区域化分布,依次为应力增高区、应力降低区和原岩应力区,煤柱边缘应力变化剧烈,水平应力整体平稳且影响范围较大。由于3#煤层位于2#煤残留煤柱底板7m处,因此,3#煤层距残留煤柱中心0~11m为应力增高区,11~24m为应力降低区且水平应力大于垂直应力,24m以外应力小于0.1q即为原岩应力区。

在非均布荷载作用下,巷道两帮支撑结构承载能力不同即不均衡承载,且随着非均布荷载系数k的增加,两帮不均衡承载越显著,结合相关研究成果[12,13],严重的不均衡承载极易造成一侧巷帮过度承载而破坏。由此可见,在剧烈的非均布荷载作用下,巷帮和顶板易发生局部过度承载而破坏,从而造成巷道围岩结构整体失稳,3106工作面回采巷道布置应尽可能避开剧烈非均布荷载影响。

3 极近距离煤层回采巷道稳定性数值模拟

3.1 UDEC数值计算模型构建

为了分析不同位置处极近距离煤层回采巷道稳定性,结合3106工作面生产地质条件和岩石力学测试结果,采用UDEC软件构建相应的UDEC-Trigon数值计算模型[14-16]。模型:长×高=220m×100m,模型底部和两侧固定,模型上部平均埋深h0为310m,覆岩平均容重γ=2.5kN/m3,模型上部施加均布荷载q0=h0γ≈7.75 MPa,巷道围岩采用三角形块体进行细化。块体和接触面分别采用Elastic模型和Mohr-Coulomb模型,煤岩层力学参数见表1。

表1 煤岩层力学参数

3.2 极近距离煤层回采巷道布置位置分析

根据回采巷道距残留煤柱中心的距离不同,设计模拟方案见表2。巷道变形破坏特征如图4所示,最大变形量见表3。

表2 巷道布置模拟方案

图4 巷道围岩变形破坏特征

表3 巷道围岩最大变形量

由图4可知,距残留煤柱边缘15m范围内的巷道变形破坏具有显著差异性。煤柱中心正下方,巷道受高垂直应力影响,两帮变形严重,最大变形量达720mm,呈对称分布;距残留煤柱边缘-2m处,受高应力且不均匀荷载在作用,巷道围岩非对称破坏,实煤体帮变形大于煤柱帮,最大变形量达421mm,顶板冒落;距残留煤柱边缘5m处,巷道受高水平应力影响,顶底板破坏严重,顶底板最大变形量分别达到379mm和314mm;距残留煤柱边缘15m处,巷道变形整体较小,基本呈对称分布。同时,由于距煤柱边缘不同位置处应力呈不均匀分布,距残留煤柱边缘不小于10m时,随着距煤柱边缘距离增加,应力变化较小。因此,综合残留煤柱底板应力不均衡分布和巷道变形破坏特征,为避免残留煤柱应力增高区和高水平应力的应力降低区的影响,3106回采巷道布置距残留煤柱边缘不小于10m。

3.3 极近距离煤层回采巷道稳定性控制模拟分析

为进一步探究高强度锚杆(索)支护结构对巷道围岩稳定性控制作用,分别采用Cable和Rockbolt单元模拟锚索和锚杆结构,选取距残留煤柱边缘15m处回采巷道作为基本计算模型,顶板采用锚杆、锚索支护,采用锚杆支护巷帮,锚杆(索)力学参数见表4。

表4 锚杆锚索力学参数

回采巷道围岩变形和损伤裂隙演化规律如图5所示。由图5可知,不同支护条件小巷道围岩变形和损伤裂隙发育特征具有显著差异性。

图5 回采巷道围岩变形和损伤裂隙演化特征

无支护条件下,巷道围岩变形随着时步分阶段增加,掘巷期间,1500时步时围岩变形趋于稳定,两帮变形大于顶板变形;3106工作面回采期间,巷道围岩变形快速增加,顶板和煤柱帮变形速率大于实煤体帮,34000时步时实煤体帮变形达113mm,顶板和煤柱帮随时步等速增加,最终巷道由于顶板和煤柱帮围岩破坏而失稳;巷道围岩损伤裂隙以剪切裂隙为主,围岩损伤裂隙和变形呈正相关,达30000时步时,顶板和煤柱帮剪切裂隙数量基本保持不变,张拉裂隙持续增长。

有支护条件下,掘进期间,12000时步时巷道变形趋于稳定,相比无支护条件巷道变形较小;3106工作面回采期间,相比无支护条件下巷道初期变形速率较大,达27000时步时实煤体帮变形到101mm,顶板和煤柱帮变形量缓慢增加,达48000时步时巷道围岩整体保持稳定;相比无支护条件下,围岩剪切裂隙和张拉裂隙数量都较小,达24000时步时,实煤体帮剪切裂隙、张拉裂隙和顶板、煤柱帮剪切裂隙保持不变,煤柱帮张拉裂隙缓慢增加,达48000时步时煤柱帮张拉裂隙保持不变。

综上所述,距残留煤柱不同位置布置的回采巷道,巷道顶板和煤柱帮围岩破坏特征具有显著的差异性,引起巷道整体失稳关键部位有所不同;围岩变形与损伤裂隙呈正相关,合适的锚杆(索)支护结构可有效抑制围岩损伤裂隙的增加并使围岩变形快速趋于稳定。因此,极近距离下位煤层回采巷道合理布置应尽可能避免残留煤柱应力增高区和高水平应力的应力降低区的影响,同时结合引起巷道整体失稳不同的关键部位,选着合理的高强度锚杆(索)结构,有针对性的进行顶板和煤柱帮等关键部位的协同控制。

4 极近距离煤层回采巷道关键部位协同控制技术及效果

结合矿井实际,3106工作面回采巷道布置在距残留煤柱边缘15m处,巷道围岩采用高强度锚杆(索)配合钢筋梯子梁的联合支护方案。顶板采用∅20mm×L2000mm高强度螺纹钢锚杆,间排距850mm×1000mm,∅17.8mm×L6300mm锚索一根布置在中部,排距1000mm;两帮使用同顶板相同规格的锚杆,实煤体帮间排距:900mm×1000mm,煤柱帮间排距:700mm×800mm,采用∅17.8mm×L6500mm对穿锚索加强煤柱帮支护,3106工作面进风巷支护断面如图6所示。

图6 3106工作面进风巷支护断面(mm)

工作面回采期间,监测3106工作面进风巷围岩变形特征,如图7所示。由图7可知,观测周期(40d)内,3106工作面进风巷围岩两帮移近量达247mm,顶底板移近量为201mm,能够满足工作面正常回采要求,因此,3106工作面进风巷采用关键部位协同支护围岩控制方案能够有效控制巷道稳定。

图7 3106工作面进风巷围岩变形特征

5 结 论

1)残留煤柱下应力呈区域化不均匀分布,随着不均匀荷载系数增大,煤柱下巷道两帮不均衡承载越显著,顶板弯矩越大,易造成一侧巷帮和顶板过度承载而破坏。

2)距残留煤柱中心越近,巷道围岩破坏越严重,稳定性越差,残留煤柱下回采巷道布置应避开应力增高区和高水平应力的应力降低区。

3)巷道围岩变形与损伤裂隙呈正相关,合适的锚杆(索)支护结构可有效抑制围岩损伤裂隙的增加并使围岩趋于稳定。

4)3106工作面回采巷道实践表明:回采巷道布置在距残留煤柱边缘15m处,可减小残留煤柱底板应力影响,采用高强度锚杆(索)关键部位协同支护方案,增强了顶板和煤柱帮承载能力,增加了巷道围岩稳定性。

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