大埋深高地应力煤巷卸压支护技术数值模拟研究

段振荣

(山西省煤炭规划设计院,太原 030045)

随着煤炭资源的枯竭[1],我国煤矿开采逐步进入深部,受大埋深高地应力影响,围岩变形难以控制[2],普通的锚杆索支护难以满足安全生产的要求[3],同时锚杆索支护成本高,返修费用大,巷道安全性差,给煤矿带来诸多问题[4],国内外学者研究认为,围岩卸压能够改善巷道的受力环境,将高地应力转化为地应力环境,从而延长巷道的使用寿命[5-7]。

武泉森[8]等学者通过理论分析及数值模拟的研究确定千米深井卸压巷道的合理位置,对回采巷道的留设具有极大的指导意义。刘红岗[9]等学者通过数值模拟软件对巷道卸压机理及巷道应力场分布状况进行研究,研究表明合理的卸压孔位置能够改善巷道围岩受力结构,使巷道处于低应力区。许多学者对大埋深高地应力回采巷道的合理支护技术进行研究,但对于坚硬煤层复合顶板回采巷道的卸压支护技术却鲜有研究,笔者通过现场调研、理论分析、工程类比及数值模拟的研究方法,对大埋深高地应力煤巷的合理支护技术进行研究。

1 工程概况

小回沟煤矿位于山西省太原市清徐县,主可采煤层为2#煤,埋深为700 m,煤质较硬,煤层顶板多层厚度较小但层数多,直接顶厚度大,属于典型的大埋深特厚复合顶板。回采工作面区段煤柱宽度为10 m,工作面回采期间,受高地应力影响,巷道变形严重,巷道断面收缩率大,锚杆索托盘变形破坏严重。

2 数值模拟

2.1 模型建立

建立长×宽×高为249.2 m×120 m×100 m的数值模型,模型共划分586 900个单元格,共678 703个节点,模型边界条件为模型四周及底板固支,顶板施加16.77 MPa原岩应力,21206工作面回采后,回采21208工作面,图1为模型边界示意图。各岩层岩石力学参数通过实验室岩石力学试验确定,如表1所示。

图1 模型边界示意图Fig.1 Model boundary diagram

岩层层厚/m体积模量/MPa剪切模量/MPa内聚力/MPa抗拉强度/MPa抗压强度/MPa内摩擦角/(°)02#煤0.91.520.912.531.8514.8023.23泥岩1.43.952.654.254.1132.8835.5003#煤0.31.550.952.451.9215.3623.23砂质泥岩2.54.442.955.985.3247.8832.32煤线0.61.350.822.671.5714.1327.19粉砂岩1.96.253.255.344.9644.6437.32软弱夹层0.42.201.371.111.239.8423.23泥岩2.43.952.654.654.9639.6832.801#煤11.571.182.531.8514.8023.23粉砂岩3.66.343.255.345.3243.6238.38夹层0.51.711.241.381.068.6920.74粉砂岩1.25.942.584.914.5637.3935.84细砂岩1.73.531.623.222.9823.8431.182#煤2.41.672.372.151.9315.4423.23粉砂岩1.255.642.584.834.2934.3222.22泥岩0.73.872.654.253.2527.7641.41煤线0.51.320.912.371.9316.4823.23泥岩3.63.872.654.253.2527.7641.41

2.2 模拟方案及过程

通过理论计算及工程类比法确定以下13种支护方案,并通过数值模拟研究对比论证各个方案的可行性,具体支护方案如表2所示。模拟过程为掘进工作面回采巷道并采用方案及时支护,回采21206工作面,待工作面回采稳定后,回采21208工作面。

表2 模拟方案表Table 2 Simulation plans

2.3 模拟结果分析

通过模拟对比分析方案一、二、三、五、六在巷道掘进期间及回采期间均无法保证回采巷道的安全使用。方案四、七至十三在未受采动影响时能够满足回采工作面巷道支护要求,但受相邻工作面采动影响后,方案均无法满足回采巷道的安全使用,研究表明,卸压孔能够将围岩应力转化至围岩深部,使巷道处于地应力环境,从而能够保证巷道的安全使用。在巷道围岩打直径为100 mm卸压孔,卸压孔排距为800 mm,与锚杆间隔布置,配合锚网索支护方案能够有效的保证巷道安全稳定,以下仅列出具有代表性的支护方案。

图2为各方案塑性区云图,当巷道采用方案一支护时,巷道顶板破坏深度为2.5 m,顶板上方6.6 m处出现整体离层,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度最大达到2.7 m,巷道无法正常使用;当巷道采用方案九支护时,巷道顶板破坏深度为2.2 m,底板破坏深度为0.6 m,两帮破坏深度最大达到2.5 m,巷道无法正常使用;当巷道采用方案十一与开卸压孔联合支护技术时,巷道顶板破坏深度为1.6 m,底板破坏深度为0.3 m,两帮破坏深度最大达到1.9 m,巷道无法正常使用;当巷道采用方案八与开卸压孔联合支护技术时,巷道顶板破坏深度为1.4 m,底板破坏深度为0.6 m,两帮破坏深度最大达到1.3 m,小于锚杆锚固长度,巷道能够正常使用。图3为对应的各方案应力云图。

图2 各方案塑性区云图Fig.2 Nephogram of plastic zone in various plans

3-a 方案一

3-b 方案九

3-c 方案十一

3-d 方案八图3 各方案应力云图Fig.3 Stress nephogram in various plans

当巷道采用方案一支护时,因煤层硬度大,围岩应力峰值为35.86 MPa,为原岩应力18.06 MPa的1.98倍;当巷道采用方案九支护时,因煤层硬度大及锚杆的锚固作用,围岩应力峰值为45.32 MPa,为原岩应力18.06 MPa的2.5倍;当巷道采用方案十一与开卸压孔联合支护时,因煤层硬度大、锚杆的锚固及卸压孔作用,围岩应力转移至围岩深部,围岩应力峰值为26.91 MPa,为原岩应力18.06 MPa的1.49倍;当巷道采用方案八与开卸压孔联合支护时,因煤层硬度大、锚杆的锚固及卸压孔作用,围岩应力转移至围岩深部,围岩应力峰值为50.07 MPa,为原岩应力18.06 MPa的2.77倍。这表明卸压孔能够明显改善围岩的受力环境,使巷道处于应力降低区,保证巷道安全稳定的使用。

3 工程应用

小回沟煤矿21208工作面回风顺槽800 m处回采巷道实况图,见图4,由图可知,回采巷道采用方案八与开卸压孔联合支护技术后,巷道在回采期间稳定性较好,顶板完整性较好,整体支护效果好,能够满足回采巷道的安全使用。

图4 煤矿实况图Fig.4 Actual diagram of coal mine

图5 顺槽位移曲线Fig.5 Displacement curves of gateway

21206工作面回采期间,21208工作面回风顺槽位移曲线见图5,巷道受21206工作面采动影响后,顶底板最大移近量达到432 mm,两帮最大移近量达到591 mm,巷道变形量小,在工作面回采期间能够保持安全稳定,说明所设计的支护方案“锚杆索+卸压孔”可行。

4 结论

1)通过现场调研可知小回沟煤矿顶板为典型的大埋深高地应力复合顶板,通过岩石力学试验,确定特厚复合顶板各岩层岩石力学参数,并分析确定回采巷道变形严重的原因为大埋深高地应力特厚复合顶板(变形大)及坚硬煤层(应力易集中于煤层中)。

2)通过理论计算及工程类比法提出十三种巷道支护方案,模拟方案一、二、三、五、六在巷道掘进期间及回采期间均无法保证回采巷道的安全使用。方案四、七至十三在未受采动影响时能够满足回采工作面巷道支护要求,但受相邻工作面采动影响后,方案均无法满足回采巷道的安全使用。因此提出“锚杆索+卸压孔”联合支护技术。

3)通过数值模拟确定方案八与卸压孔支护技术能够保证巷道的安全稳定使用,卸压孔能够将大埋深高地应力转移到围岩深部,从而保证巷道处于低应力区,现场工业试验表明,所设计方案能够有效地保证回采巷道在工作面回采期间的安全使用,巷道处于低应力区,围岩变形量较小。

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