同忻矿孤岛工作面回采巷道支护技术研究

康国峰,刘建伟,徐 昕

(大同煤矿集团有限责任公司 国电同忻煤矿,山西 大同 037001)

随着我国煤炭采掘技术的不断进步,对以往较难开采资源的开采成为可能,其中就包括对孤岛工作面煤炭资源的回收[1]。对孤岛工作面煤炭资源的安全有效回收可以提高煤炭资源利用率,也可以有效提高企业的经济效益。然而,孤岛工作面的矿压控制一直是难以回避的问题[2-3],对孤岛工作面回采巷道的顺槽支护问题尤为严重[4-6]。为了高效率地实现对孤岛工作面的回采,本文对8102孤岛工作面回风顺槽的合理支护方案进行对比研究,选出合理支护方案,有效指导生产实际。

1 工程概况

同忻矿8102孤岛工作面位于一盘区东侧,对应地面标高+1 225.1 m～+1 283.6 m,煤层底扳标高为+788 m～+792 m,工作面埋深为437.1 m～491.6 m,平均煤厚12.7 m,北部为8103面采空区,南部为8101面采空区。孤岛工作面布置见图1。

图1 8102孤岛工作面布置示意图

2 孤岛工作面矿压显现特征

相比于正常工作面,回采孤岛工作面时,由于两侧没有支撑的工作面,煤岩体随着采空区的不断扩大而弯曲下沉速度明显加快,离层导致的间隙更明显。并且受工作面采动应力和工作面两侧采空区参与支承应力的叠加,巷道的矿压显现剧烈,变形量较大。巷道围岩变化区域可分为:缓升区、升高区以及急升区。

针对孤岛工作面的矿压显现特点,相应的围岩控制技术也与普通巷道不同。通常情况下采用动态支护的手段对孤岛巷道进行支护,即随着围岩应力的不断变化,支护参数发生改变,进而使巷道变形得到有效控制。

3 数值模拟研究

基于同忻矿8102孤岛工作面的岩层特征,对其顶底板进行了岩石取样,并在实验室中进行了相应的岩石力学实验,得出了顶底板岩层的物理力学参数,如表1所示。利用FLAC3D5.00软件对8102孤岛工作面回风顺槽采用不同锚杆支护方案时的情况进行模拟,并对塑性区破坏形态和相关的围岩变形状况进行探讨。

表1 8102面煤层顶底板煤岩力学参数

3.1 模型建立及开挖步骤

根据地层实际情况建立模型并且进行赋值,模型长×宽×高=400 m×200 m×100 m。模型共划分1 262 580个单元,1 309 670个节点。模型煤层厚13 m,煤层顶板55 m,底板40 m。将模型的前、后、左、右、下都设定成固定边界,在其上部施加4.93 MPa的垂直应力,模型示意图如图2所示。

2-a 数值模拟边界条件

2-b FLAC3D生成模型

模型建好后首先开挖8101工作面和8102工作面运输顺槽以及回风顺槽并支护,等顺槽稳定后(软件运行收敛),再先后回采8103工作面和8102工作面,为了计算结果和实际情况相符,对开挖巷道周围网格进行加密,确定最佳巷道支护参数。

3.2 模拟方案

8102面回风顺槽为矩形断面,高2.9 m,宽3.7 m。依据同忻矿的实际地质情况,回风顺槽共提出了六种支护方案,通过工程类比和数值模拟法对这六种方案进行对比,最终确定出较为可靠的两种方案。这两种方案的具体情况如表2所示。

表2 数值模拟方案表

3.3 8102回风顺槽数值模拟结果分析

3.3.1相邻工作面采动影响分析

1)方案一。建模期间,布置一测点在顺槽,图3显示当8102工作面回风顺槽采用方案一支护时8103工作面开采之后,8102工作面回风顺槽测点在不同位置时巷道塑性区的分布。图3-a显示未受相邻工作面采动影响时8102工作面回风顺槽围岩矿压显现较小,两帮破坏深度0.5 m左右,小于锚杆锚固长度,可见锚杆起到了锚固作用,巷道底板破坏深度在0.7 m左右,巷道较为稳定。图3-b、3-c显示测点位于8103工作面后方0 m、30 m时8102工作面回风顺槽围岩破坏程度与图3-a基本相同,但在工作面后30 m时,回风顺槽右帮破坏深度略有增加,巷道较为稳定。由图3-d、3-e、3-f可以看出,在距离8103工作面后方大于70 m时,回风顺槽塑性破坏范围显著增加,当位于8103工作面后方170 m处时,塑性区范围超出锚杆有效锚固范围,巷道围岩失稳破坏。

图3 测点位于相邻工作面后方不同位置处巷道塑性区分布图

2)方案二。图4显示当8102工作面回风顺槽采用方案二支护时,相邻8103工作面开采后8102工作面回风顺槽测点不同位置时巷道塑性区分布。图4-a显示未受相邻工作面采动影响时,8102工作面回风顺槽围岩较为稳定,两帮破坏深度0.5 m左右,小于锚杆锚固长度,可见锚杆起到了锚固作用,巷道底板破坏深度在0.35 m左右,巷道较为稳定。由图4-b、4-c、4-d、4-e、4-f可以看出,随着相邻8103工作面不断的向前推进,工作面后方8102孤岛工作面回风顺槽塑性破坏范围逐渐增大,但都在锚杆(索)的有效锚固范围内,塑性区破坏深度相对较小,巷道围岩稳定。

图4 8102工作面回风顺槽测点不同位置巷道塑性区分布

3.3.2两方案模拟结果对比分析

图5为两方案中顶底板移近量随测点至相邻工作面煤壁距离变化曲线图,图6为各方案中两帮移近量随测点至相邻工作面煤壁距离变化曲线图。

图5 各方案中顶底板移近量随测点至相邻工作面煤壁距离变化曲线

图6 各方案中两帮移近量随测点至相邻工作面煤壁距离变化曲线

对比图5和图6可知:从两帮的位移量方面来看,方案二能有效控制两帮变形,两帮位移量减小了48%;从顶底板移近量方面来看,方案二由于增强了支护体的强度,使得巷道底臌量相较于方案一来说,有了明显减小。

由图5和图6可以分析得出:当8102工作面回风顺槽采用方案二支护时,8102回风顺槽在8103工作面前方60 m至后方40 m范围内,回风顺槽受明显采动影响。

图7为两种方案支护条件下8102工作面回风顺槽围岩变形量柱状对比图。

图7 各支护方案下8102工作面回风顺槽围岩变形量柱状对比图

由图7可知,方案二能起到较好的支护效果,可以控制塑性区的范围至合理区域,支护强度较大,产生了明显的支护效果,故同忻矿8102工作面回风顺槽应将方案二确定为初始支护方案。

3.3.3工作面回采时8102工作面回风顺槽数值模拟分析

图8为当8102工作面回风顺槽采用方案二支护时,塑性区在工作面前方0 m、20 m、50 m的分布图。

图8 测点位于本工作面前方不同位置处巷道塑性区分布图

图8-a所示为8202工作面回采时,8102工作面回风顺槽前方50 m处两帮局部破坏深度为1 m左右,底板破坏深度为0.7 m左右,巷道较为稳定。图8-b显示8102工作面前方20 m处回风顺槽两帮破坏深度为1 m左右,底板破坏深度为1 m左右,巷道开始受8102工作面超前压力的影响,巷道较为稳定。图8-c表示的是当测点位于8102工作面处时,回风顺槽右帮破坏范围较大,破坏深度达到1.5 m时,仍然处于锚杆有效锚固区内,巷道围岩处于较为稳定的状态。

4 结论

综合以上数值模拟分析可知,采用方案二对8102孤岛工作面回风顺槽进行支护时,在本工作面及相邻工作面采动影响下,顺槽围岩塑性区破坏范围小,顶底板及两帮移近量得到较好的控制,可以满足8102孤岛工作面安全回采的要求,故可以作为该回风顺槽的合理支护方案。但在实际应用中,要根据巷道围岩的实际情况对数值模拟得出的支护方案加以验证跟修正,实时观察工作面回采过程中的矿压变化规律,辅助模拟结果得出适合试验工作面地质条件的最优支护方案。