蹬空区复采工作面回采巷道布置及围岩稳定性研究

2019-01-24史通

山西煤炭 2018年6期

史通

(山西中钢煤业有限公司,山西吕梁 033400)

矿区开采一般为下行开采[1],但在某些特殊情况下[2-3],如受开采技术水平和特殊历史条件的限制[4],不得不采取上行开采的方式[5]。上行开采自身也有其优点[6-7],而且可以将下行开采转变为自下而上的卸压开采[8]。

1 矿井概况

本矿始建于1957年,于2005年闭坑,期间采用“房柱式”等落后的采煤方法,实际采出率不及25%,造成了煤炭资源的严重浪费。随着采矿理论和采矿工艺的不断发展,这些未被有效利用的旧采残留煤炭资源即“残煤”的再次开发利用技术日趋成熟。迫于煤炭资源的日益减少,回收采空区的煤炭资源势在必行。

1.1 3号煤层旧采区情况

3号煤层位于15号煤层之上平均107.47 m。地层倾角在3°～6°之间,较为平缓,2006年之前为小煤窑开采,自然通风,井下采用罗盘定向及房柱式采煤方法,放炮落煤,自然垮落法管理顶板,木棚支护,人力、畜力运输，以掘代采,采掘难以区分。3号煤掏帮后空区宽度约6 m～10 m,遗留煤柱宽度约930 m。随着15号煤层的开采,3号煤层会出现更多的蹬空区,复采更加困难，蹬空区储量共计113万t。

1.2 15号煤层开采情况

15号煤层赋存于太原组下部,上距3号煤层底105.82 m～109.12 m,平均107.47 m，下距太原组底砂岩(K1)顶12.9 m。井田内15号煤层仅在东南角有不规则的剥蚀现象。煤层厚度4.6 m～5.01 m,平均厚4.44 m。煤层结构简单,含1层夹矸,夹矸厚度0.17 m～1.26 m。顶板一般为K2灰岩,厚5.61 m～9.51 m,平均厚7.40 m。底板为灰黑色泥岩或粉砂质泥岩,厚10.31 m～15.60 m,平均厚12.70 m。

2 数值模拟分析

本次模拟采用FLAC3D有限差分程序计算,其在数学上采用拉格朗日差分分析法,是专为采矿、岩土、地质工程等岩石力学问题服务的计算程序。

2.1 建立数值模型并确定模拟方案

30101工作面平面布置与蹬空区范围见图1所示。根据关岭山3号及15号煤层地质情况,建立xyz=290 m×150 m×140 m的数值模型,x方向为

煤层的倾向,y方向为煤层的走向,共划分279 480个单元格,295 182个节点。旧空区宽度取10 m。回风顺槽断面为矩形断面,宽×高=5 m×4.5 m。两煤层层间距为72 m。该模型采用Mohr-Coubmb准则计算,选取的各岩层力学参数如表1所示,建立的初始计算模型见图2。

图1 30101工作面平面布置与蹬空区范围Fig.1 The layout of 30101 working face and the range of hollow area

岩性体积模量/GPa剪切模量/GPa抗拉强度/MPa粘聚力/MPa内摩擦角/(°)密度/(kg·m-3) 石英砂岩4.60E+094.25E+097.00E+052.50E+06252 200 砂质泥岩6.20E+095.00E+092.50E+051.80E+06252 500 中粒砂岩6.20E+095.00E+096.00E+052.20E+06282 550 泥岩2.90E+092.44E+091.55E+062.56E+06222 360 3#煤9.38E+086.18E+081.36E+061.75E+06191 470 砂质泥岩6.20E+095.00E+092.50E+051.80E+06252 500 石英砂岩4.60E+094.25E+097.00E+052.50E+06252 200 页岩4.00E+103.20E+101.80E+066.50E+06332 500 砂质泥岩6.20E+095.00E+092.50E+051.80E+06252 500 石灰岩3.21E+094.53E+093.27E+063.38E+06252 710 15#煤9.38E+086.18E+081.36E+061.75E+06191 470 泥岩2.90E+092.44E+091.75E+061.96E+06222 360 石灰岩3.21E+094.53E+093.27E+063.38E+06252 710 泥岩2.90E+092.44E+091.55E+062.56E+06222 360

图2 计算模型Fig.2 Calculation model

模型固定约束x、y方向边界的水平位移,以及z方向下边界的水平位移和垂直位移,模型上边界设为自由面。按3号煤平均埋深180 m计算,在模型顶部施加等效应力为4.8 MPa竖直方向载荷,数值模拟边界示意图见图3。

图3 数值模拟边界示意图Fig.3 Boundary diagram of numerical simulation

根据30301轨道顺槽距采空区和断层的距离不同制定三种方案如表2所示:

表2 轨道顺槽布置方案Table 2 The layouts of rails and gateways

2.2 模拟过程及结果分析

模型建立后,先开挖3号煤老空巷,由于其年限较长,围岩已重新平衡,因此将模型计算到平衡,然后分布15号煤上下两工作面,接着根据不同的方案开挖3号煤复采工作面回风顺槽,最后对其进行支护后计算5 000步。

如图4所示,当回风顺槽距离旧空区30 m时,受旧空区影响很小,但由于其位于15号煤采空区上部,受采空区泄压作用影响,巷道底板沉陷严重,破坏深度达到3 m。巷道底板垂直应力得到释放,顶底板应力较小。

4-a 塑性区分布

4-b 应力云图图4 巷道距旧空区30 mFig.4 30 m from roadway to goaf

如图5所示,当回风顺槽距离旧空区20 m时,位于15号煤采空区边界上部,巷道围岩塑形破坏范围较小,底板破坏深度为1 m。受旧空区影响,巷道空区一侧2 m～4 m范围内出现局部破坏。同时围岩应力相较于方案一有所增大,受下部采空区泄压影响减小。

5-a 塑性区分布

5-b 应力云图图5 巷道距旧空区20 mFig.5 20 m from roadway to goaf

如图6所示,当回风顺槽距离旧空区10 m时,受旧空区影响严重,保护煤柱完全失效,巷道底板及旧空区一侧巷帮塑形破坏严重,同时巷道位于下部15#煤集中煤柱上部,围岩应力较大。

6-a 塑性区分布

6-b 应力云图图6 巷道距旧空区10 mFig.6 10 m from roadway to goaf

通过对三种方案模拟结果分析可知,方案二受下部采空区及相邻旧空区影响均较小,为最佳方案。

3 设计支护方案

根据关岭山煤业3号煤的围岩结构类型,采用工程类比、理论计算并结合数值模拟确定残采工作面回风顺槽的一个可行的支护方案。即顶板打5根长度为2.4 m的锚杆,其间排距为1 m×1 m;两帮各打4根长度为2.4 m的锚杆,其间排距为1 m×1 m;顶锚索按“二·二”布置方式打设,间排距2 m×2 m;锚杆锚索均采用加长锚固,顶板表面采用W钢带+金属网加固,两帮表面采用钢筋梯+金属网加固,具体支护参数如表3所示。