祁虎根,宋纯良
(1.霍州煤电安监局,山西 霍州 031400;2.圣佛村职教中心,山西 霍州 031400)
随着我国煤机装备和开采工艺的不断发展,单层可采煤层厚度在8m 以上特厚煤层综放开采得到了广泛的应用与推广[1-2]。我国西部某矿3~5号煤层为特厚煤层,围岩应力来源特殊,煤层顶板含有多层炭质泥岩夹层,总体结构性差、强度低,且受火成岩侵入、烘烤等因素的影响,煤体破碎,节理发育,巷道围岩稳定性差,严重制约工作面通风、运输、设备稳定,影响工作面安全高效开采[3-4]。本文以该矿30509回风巷作为工程背景,运用FLAC3D数值模拟软件进行模拟,研究分析巷道开挖过程中无支护条件下围岩的变形破坏特征[5]。
研究对象为我国西部某矿30509工作面,该工作面位于二水平三盘区,工作面东部和西部均为实体煤,南部为3~5 号煤层的辅运、胶带、回风三条大巷,北部为矿界煤柱。
该工作面采用大采高综采放顶煤开采,埋藏深度307~454m,割煤高度为4m,放煤厚度为11.1m,走向长度约为1708m,倾斜长度为160m,煤层倾角为1°~8°,平均4°,属近水平煤层,工作面回采巷道沿煤层底板布置,巷道为矩形断面,断面规格为5.2m×3.6m,巷道在近距离上覆煤层采空区孤岛煤柱下重叠布置,围岩受叠加应力程度较高;同时,厚顶煤巷道围岩含2~3层炭质泥岩夹层,每层泥岩厚度约为0.45m,距巷道顶板0.45~1.40m,煤层无基本顶,直接顶主要为泥岩,直接底主要为粉砂岩。
以实际工程地质条件为基础,利用有限元差分软件FLAC3D建立三维实体模型,对巷道开挖后无支护条件下围岩的基本破坏特征进行数值分析。模型尺寸为60cm×50cm×35cm,研究区域的网格划分较密,其它部位相对稀疏,网格共划分为221000 个单元,232254 个节点。该模型上边界表面施加荷载为35MPa,下部边界取全约束位移边界条件,前、后、左、右方向的位移限制水平方向移动。材料本构关系满足摩尔—库仑强度准则。建立的数值模型见图1。
数值模拟的结果很大程度上受岩体力学参数的影响,模型根据该矿区搜集的地质资料及岩芯的物理力学性质指标测试结果,并根据相关文献中的公式[6-7]和FLAC提供的弹性力学公式[8]换算,得出模拟的煤岩体物理力学参数如表1所示。
表1 煤岩层物理力学参数表
为了直观地了解30509工作面巷道围岩动态变化,模拟过程中在巷道顶板上方0m、0.45m、0.9m、1.35m、1.8m和6.0m处布置水平观测线,以观测巷道开挖过程中的顶板上方一定范围内位移变化;并沿走向一定位置截取开挖过程中巷道围岩的塑性破坏分布特征,以观测巷道围岩的破坏失稳情况。
在没有对巷道进行支护情况下,巷道围岩变形破坏特征如图2所示。
从图2a中可以看出,巷道开挖后,由于顶板岩层由煤层及软弱夹层组成,其粘结强度相对较低,当巷道掘进后,在2m 范围内各岩层之间出现不同程度分层现象,在2m之外区域,顶板岩层下沉量相对较小,与下方岩层出现明显离层。由图2b可知,在无支护的情况下,随时间的增加顶板下沉量逐渐增大,变形速率较大,当下沉量超过400mm 以后,变形量仍有增加,但增加速率明显降低。由图2c可知,由于软弱夹层的存在,加之巷道两帮变形加大了巷道跨度,使得巷道肩部塑性区域范围向围岩深部扩展,进一步加剧了顶板下沉。
上述分析表明,受到顶板中软弱夹层的影响,巷道掘进后在顶板岩层浅部出现分层下沉,并与顶板岩层深部产生明显离层,顶板变形范围较大,且变形在巷道肩部向围岩深部扩展,进一步削弱了顶板的整体稳定性;巷道掘进初期变形速率较大,整体变形量大。因此,巷道支护的重点应该是控制顶板变形,通过控制顶板使其浅部岩层不出现分层,并与深部岩层之间不产生离层。使巷道围岩在较高预紧力作用下产生适当的变形。
(1)特厚煤层软弱顶板回采巷道具有岩层之间离层现象明显,塑形破坏严重,围岩承载能力弱,巷道顶板变形严重的特征。
(2)现场生产时,应加强回采巷道支护系统应力位移的监测监控,避免围岩的过度变形破坏,且巷道支护时应坚持高强恒阻让压互补的支护原则。