急倾斜煤层充填开采区段平巷围岩稳定性模拟研究＊

李永明刘长友王 晓姬王鹏

(1.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏省徐州市,221008;2.山西大同大学煤炭工程学院,山西省大同市,037003)

急倾斜煤层充填开采区段平巷围岩稳定性模拟研究＊

李永明1,2刘长友1王 晓1姬王鹏1

(1.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏省徐州市,221008;2.山西大同大学煤炭工程学院,山西省大同市,037003)

基于龙湖煤矿的水文地质和开采技术条件,采用离散元数值计算软件Udec2D,分析了急倾斜煤层仰斜开采在采空区不充填、部分充填和整体充填不同顶板控制方式下,以及不同充填体强度对区段运输平巷围岩稳定性的影响,研究表明:采空区不进行充填,区段平巷变形最大;部分充填和整体充填均随着充填体强度的增加,区段平巷变形呈降低趋势,且整体充填顶板控制效果显著高于部分充填。同时,整体充填效果优于部分充填。现场实测和数值模拟结果基本相符。

水体下采煤 急倾斜煤层 矸石充填 控顶方式 围岩稳定性

龙湖煤矿南二采区可采煤层8层,均为急倾斜薄及中厚煤层,上覆废弃小窑内含有大量积水并与地表水形成水力联系,煤层回采后,顶板大面积悬空,为了确保煤层的安全回采,南二采区急倾斜煤层首采面均采用充填开采。

急倾斜煤层采空区矸石充填技术具有工艺简单、充填材料丰富、减少矸石出井和保护环境等优点,且可以有效降低覆岩导水裂隙带高度和减小防水煤柱的塑性区变形,已被许多矿井使用,但急倾斜煤层充填开采对区段平巷围岩的控制效果等研究尚有待完善。本文从矿山压力显现的角度,采用离散元数值计算软件Udec2D 3.10分析水体下急倾斜煤层开采采空区不充填、部分充填和整体充填不同顶板控制方式以及不同充填体强度对区段回风平巷围岩变形的影响,为急倾斜煤层开采采空区矸石充填技术提供理论依据。

1 急倾斜煤层赋存及开采技术条件

48#煤层为南二采区首采煤层,首采工作面埋深320～400 m,煤层平均厚度0.7 m,平均倾角63°,顶底板均为坚硬砂岩层或粉砂岩。48#煤层采用分带仰斜采煤方法,首采分带走向长度25 m,倾斜推进长度80 m,分带之间留设5 m保护煤柱。工作面采用爆破落煤,木支柱支护,间排距1.0 m×1.0 m,上下巷均为半圆拱形,巷道宽度3.6 m,直墙边高2.0 m,采用锚杆+锚索配合木板进行联合支护,如图1所示。为了保证48#煤层水体下煤层的安全回采,急倾斜煤层采空区采用矸石自溜充填进行顶板控制,当工作面回采相邻第二分带时,对已采首采分带进行矸石自溜充填。

1-运输巷道;2-回风巷道;3-切眼;4-进风上山;5-回采工作面;6-临时支柱;7-作业平台;8-回风上山;9-安全出口;10-横向平板;11-放煤仓口;12-煤柱;13-挡矸板;14-防滑装置;15-防滑木;16-巷道煤柱;17-密闭;18-调节风窗;19-刮板输送机

2 急倾斜煤层巷道围岩稳定性数值分析

2.1 数值计算模型

以48#煤层工作面地质条件和开采技术条件为依据,采用离散元数值计算软件Udec2D 3.10进行模拟研究。模拟模型范围80 m×160 m(长×高),采用围岩本构关系为莫尔-库仑模型,模型采用应力-变形混合边界,上表面施加均匀的垂直压应力,两侧面施加随深度变化的水平压应力,数值计算力学模型见图2。

图2 数值计算力学模型

2.2 煤岩层力学参数

根据48#煤层的地质条件,模拟煤岩层的力学性质如表1所示。同时,巷道周围布置3条测线,用于观测不同回采距离区段平巷围岩的变形特征。

表1 煤岩层力学参数

2.3 数值计算方案

考虑经济等方面的因素,许家林教授等提出了煤矿部分充填开采技术的概念,通过减少充填材料的用量来降低充填成本。为了研究急倾斜煤层开采采空区不充填、部分充填和整体充填不同顶板控制方式以及充填体强度对区段运输平巷稳定性的影响,数值计算采用3种方案。

(1)采空区不充填:48#煤层工作面回采后采空区不进行充填。

(2)部分充填:48#煤层回采后,仅充填工作面下部距开切眼距离40 m范围,充填体的弹性模量分别为0.1 GPa、0.5 GPa和1 GPa。

(3)整体充填:48#煤层回采后,对整个采空区80 m范围进行充填,充填体的弹性模量分别为0.1 GPa、0.5 GPa和 1 GPa。

3 不同控顶方式巷道围岩稳定性

急倾斜煤层开采采空区不充填、部分充填和整体充填顶板控制方式以及充填体的强度,均对巷道围岩的稳定性有影响,下面对3种方式进行研究。

3.1 采空区不充填巷道围岩变形

图3 采空区不充填区段回风平巷围岩变形

48#煤层工作面回采后采空区不进行充填,巷道围岩变形如图3所示;巷道上帮、底板和下帮变形随工作面回采距离的变化分别如图4～图6所示。

图4 采空区不充填不同回采距离巷道上帮变形

从图4中可知,不同回采距离巷道上帮在距底板0.6～0.9 m范围内围岩变形量均产生突变,距底板0.9 m以上围岩变形略大,其中工作面推进距离为70 m时突变最大,其值为2.249mm,工作面推进50m范围内,巷道上帮变形量很小,仅在距巷道底板0.9 m以上产生1mm的变形。随着工作面继续推进,上帮变形急速增大,当工作面回采至60 m和70 m时,上帮变形量为3.3mm和12.09mm,工作面回采结束(推进80 m),巷道上帮变形量最大为22.48mm。

图5 采空区不充填不同回采距离巷道底板变形

图5为48#煤层采空区不充填时不同回采距离巷道底板变形量,可以看出,工作面推进40 m范围内,底板变形较小,底板变形量最大为2.2mm。当工作面回采结束时(推进80 m),巷道底板变形最大为21.4mm,变形在上帮底角处。

图6 采空区不充填不同回采距离巷道下帮变形

图6为48#煤层采空区不充填巷道下帮变形,工作面推进80 m过程中,巷道下帮变形较小,最大变形位于距底板2 m处仅6.88mm。随着距巷道底板高度的增大,0～0.2 m范围内,巷道下帮围岩变形开始增加,0.2～0.6 m范围内,围岩下帮变形基本保持不变,在0.7～0.9 m范围内,围岩下帮变形较小。

3.2 采空区部分充填巷道围岩变形

48#煤层工作面回采后,采空区部分充填不同强度充填体后,巷道上帮、底板和下帮变形分别如图7～图9所示。

图7 部分充填不同充填体强度上帮变形

由图7可知,48#煤层采空区部分充填随着充填体强度的增加,巷道上帮的变形量呈降低趋势。巷道上帮距底板1.1～2.0 m范围内,充填体弹性模量0.5 GPa和1 GPa时,上帮变形比0.1 GPa时降低了3.19%和9.26%;巷道上帮距底板0～0.5 m范围内,上帮变形分别降低了2.66%和10.1%。因此,提高充填体的强度可以降低上帮的变形。

由图8可知,部分充填不同充填体强度底板变形相差不大,最大变形在13～15mm之间,位于上帮底角处,采空区部分充填时不同范围底板变形不同,在底板距上帮底角0～1.2 m范围内底板变形呈降低趋势,1.2～2.4 m范围内变形保持缓慢增长趋势,2.4～3.2 m范围内变形略有降低。

由图9可知,随着充填体强度的增加,采空区部分充填巷道下帮变形量呈降低趋势。弹性模量为0.1 GPa时,巷道下帮底角处变形量为3.943mm,当充填体弹性模量增加到0.5 GPa和1 GPa时,变形量分别降低了9.8%和14.5%。距底板高度不同,采空区部分充填下帮变形也不同,在0～0.6 m范围内下帮变形量最大,0.6～1.0 m范围内发生突变,1.0～1.8 m范围内保持稳定,1.8～2.0 m范围内,下帮变形量又有所降低,随着距底板高度的再增加,巷道下帮变形量继续降低,充填体弹性模量分别为0.1 GPa、0.5 GPa和1 GPa时,巷道下帮距底板2.0 m处的变形量分别为下帮底角即0 m处的51.4%、45.4%和45.3%。

3.3 采空区整体充填巷道围岩变形

48#煤层工作面回采后采空区整体充填区段回风平巷变形如图10所示;巷道上帮、底板和下帮变形分别如图11～图13所示。

由图11可知,不同充填体强度整体充填巷道上帮变形均在距底板0.5～1.1 m之间发生突变,1.1～2.0 m之间上帮围岩变形较大。随着充填体弹性模量的增加,采空区整体充填上帮变形也呈降低趋势。距底板1.1～2.0 m范围内,上帮变形充填体弹性模量0.5 GPa和1 GPa比0.1 GPa分别降低了11.3%和26.4%,0～0.5 m范围内,分别降低了15.6%和33.3%。因此,提高充填体的强度可以有效降低巷道上帮的变形。

由图12可知,随着充填体弹性模量的增加,整体充填巷道变形呈降低趋势。充填体弹性模量为0.1 GPa时,巷道底板左侧底角处变形量为12.34mm。当充填体弹性模量为0.5 GPa和 1 GPa时,巷道底板变形量分别为 10.56mm和9.26mm,降低了14.42%和24.96%。整体充填巷道变形在不同位置有所不同,在0～0.4 m范围内,巷道的变形量增加,0.4～3.2 m范围内变形量呈降低趋势,即随着远离上帮底板变形呈降低趋势。

对比48#煤层采空区整体充填和部分充填巷道下帮变形,采空区整体充填和部分充填下帮变形趋势、变形量均接近,最大变形量为4mm,见图13。因此,采空区进行部分充填和整体充填对巷道下帮的变形影响不大。

3.4 不同控顶方式巷道变形量对比

48#煤层工作面回采后采空区不充填、部分充填和整体充填巷道上帮、底板和下帮变形对比如图14所示,其中充填体的弹性模量均为0.5 GPa。

从图14可知,48#煤层开采后采空区部分充填和整体充填均能降低巷道围岩变形;采空区不进行充填时,区段平巷上帮和底板变形较大,最大值达到20mm以上,而下帮采空区不充填时变形最大为6.88mm;采空区部分充填对巷道底板和下帮的影响较大,分别降低了45.1%和42.6%,而上帮仅仅降低26.6%;整体充填对巷道上帮影响明显,上帮变形整体充填比部分充填降低了21.5%,而底板和下帮变形整体充填和部分充填基本相等。

图14 采空区不同控顶方式围岩变形对比

4 现场应用

为了水体下急倾斜煤层的安全回采,现场48#煤层采用采空区整填充填顶板控制方式。结合对区段平巷围岩变形的要求等综合考虑,现场选择充填体的强度为0.5 GPa。在48#煤层工作面回采和充填期间,采用“十字观测法”对巷道两帮变形进行观测,见图15。

图15 48煤层区段平巷两帮移近量

由图15可知,随着工作面回采距离的增加,巷道两帮的变形逐渐增大。当工作面推进60 m,即区段平巷距工作面煤壁20 m范围时,围岩变形为受采动影响的区域,两帮移近量开始增大。当工作面推进70 m,即区段平巷距煤壁10 m为明显影响区,工作面推进至70～80 m范围内巷道围岩变形为显著影响区,围岩变形量显著增大,两帮累计移近量最大达到16.5mm。随后对48#急斜煤层工作面回采后采空区进行整体充填,巷道两帮变形基本保持17～18mm之间,与采用数值计算得出的巷道两帮变形量13～16mm相近,理论与实际相符合。

5 结论

(1)随着工作面回采距离的增加,急倾斜煤层区段平巷围岩变形呈增长趋势,并且回采距离60 m、距煤壁20 m范围内为受采动影响的区域,10 m范围为明显影响区,围岩变形迅速增大。

(2)急倾斜煤层采空区不充填,区段回风平巷上帮和底板变形较大,最大值达到20mm以上,下帮变形相对较小,仅为6.88mm。采空区采用部分充填和整体充填,均能有效降低区段平巷围岩变形,并随着充填体强度的增加,区段回风平巷围岩变形呈降低趋势,采空区部分充填对巷道底板和下帮影响较大,整体充填对巷道上帮影响较明显。

(3)采空区充填和不充填条件下,巷道上帮上部变形大于下部,因此,建议现场应在上帮中部加设支护,防止围岩产生较大变形,同时,下帮和底板变形也呈现出明显的区间性。

(4)急倾斜煤层采空区充填也影响区段运输平巷的围岩变形,由于采空区进行充填,运输平巷围岩变形量也较小,从而可以将运输平巷作为下一片盘的区段回风平巷,进行无煤柱回采,对提高资源回采率具有重要的现实意义。

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(责任编辑 张毅玲)

Research on surrounding rock stability of roadway for goaf backfilling in steeply inclined seam by numerical calculation

Li Yongming1,2,Liu Changyou1,Wang Xiao1,Ji Wangpeng1
(1.State Key Laboratory of Coal Resources and Mine safety,China University of Mining&Technology,Xuzhou,Jiangsu 221008,China;2.School of Coal Mining Engineering,Shanxi Datong University,Datong,Shanxi 037003,China)

In order to ensure safemining of steeply inclined seam,the roof control way of gangue self-rolling backfilling in the goaf of steeply inclined seam was used.Based on the occurrence conditions of steeply inclined coal seam and hydrological engineering geological conditions of Long Hu coalmine,Udec2D numerical calculation is used in this paper to analyze the roadway surrounding deformation effect with different goaf control may of unfilling,partial filling and whole filling as well as the gangue backfilling body strength in steeply inclined seam.The results show that when the gob is not filled,there will be the biggest deformation of surrounding rock.With the increment of backfill strength,the deformation of roof and floor tends to decline in both partial filling and whole filling,and the roof control effect with whole filling is significantly better than with partial filling.The actual measurement on the spot is same as numerical calculation results.

coalmining under-water body,steeply inclined pitching seam,gangue backfilling,roof controlling may,stability of surrounding rock

TD322

A

国家重点基础研究发展计划(973)项目(2007CB209400)资助。

李永明(1979-),男,山西大同人,讲师,中国矿业大学在读博士,从事采矿工程方面的教学和研究工作。