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深井动压诱导巷道围岩稳定性影响分析

2021-12-14赵艺伟吴义泉唐庆腾

山东煤炭科技 2021年11期
关键词:采动块体测线

赵艺伟 吴义泉 唐庆腾

(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 徐州 221116;2.皖北煤电集团朱集西分公司朱集西煤矿,安徽 淮南 232097)

我国深部巷道围岩受到典型的“三高一扰动”特殊复杂力学环境,即高地应力,高地温、高岩溶水压以及采掘扰动[1-5]。巷道围岩稳定性直接关系到矿井的安全高效生产。朱集西矿13501 工作面轨道顺槽受下方11-2 煤层采动影响引起的巷道围岩问题突出,通过利用FLAC3D数值模拟软件进行11-2 煤层开采对13501 工作面轨道顺槽稳定性影响分析,为其优化支护方案提供依据。

1 工程概况

朱集西煤矿位于安徽省淮南市,矿区内部分巷道实际布置深度已超过1000 m。13501 工作面布置在11-2 煤11501、11502 工作面上方,目前11501工作面已经回采完毕,11502 工作面正在回采,13501 工作面轨道顺槽在掘进过程中的不同阶段将受到11-2 煤层开采的不同影响。13501 工作面布置平面图如图1。11-2 煤层与上覆13-1 煤层间距63.6~84.4 m,平均间距73.2 m。13-1 煤层全部可采,煤层赋存情况稳定。该工作面煤厚3.29~5.31 m,平均煤厚3.86 m。轨道顺槽、运输顺槽两巷煤层平均倾角α=5°。

图1 13501 工作面布置平面图

2 数值模拟分析

2.1 数值模拟模型建立

根据13501 工作面地质采矿条件,建立FLAC3D数值分析模型。模型沿x 轴正方向依次为煤层边界、11501 回采工作面、区段煤柱、11502 回采工作面、煤层边界,模型中回采工作面长度均取214 m,留设8 m 小煤柱,煤层边界各取102 m,故模型x 方向宽640 m。工作面沿y 轴正方向推进,模型y 方向长度为900 m,模型沿y 轴正方向将11502 工作面划分为16 个块体,每次回采100 m,模拟11502工作面分步开挖。模型高度方向即z 方向长度为150 m。11-2 煤与13-1 煤垂直距离为70 m。建立的数值模型及岩层划分情况如图2。

图2 FLAC3D 三维数值模型图

根据朱集西矿工作面回采情况,模型先一次性开挖11501 工作面,然后分步开挖11502 工作面(每次挖100 m)。模型在13-1 煤层设置了5 条监测线。第1 条监测线位于y=400 m 平面上,沿x 方向每隔40 m 布置测点,监测模型中部13-1 煤下沉量;第2条监测线位于x=361 m 平面上,沿y 方向每隔100 m 布置测点,监测11502 工作面上方13-1 煤下沉量;第4、5条监测线分别位于y=425 m、y=825 m平面上,沿x 方向每隔40 m 布置测点,分别监测模型中部、11502 工作面上方13-1 煤层垂直应力。

2.2 11-2 煤层开采对13-1 煤层应力变化规律的影响分析

首先采用model null 命令删除11501 工作面单元格模拟开挖。11501 工作面开挖后分别沿煤层走向垂直煤层和沿煤层走向平行煤层选取两个剖面观察垂直应力分布,11501 工作面回采结束后剖面垂直应力分布如图3、图4。

图3 沿走向垂直煤层剖面垂直应力图(MPa)

图4 沿走向平行煤层剖面垂直应力图(MPa)

如图3 所示,11501 工作面回采后,采空区上方岩层垂直应力下降,而停采线煤柱侧岩层产生应力集中,煤柱内垂直应力最大值可达45.8 MPa,应力集中系数为2.2。煤柱侧上方13501 轨道顺槽所在的位置最大垂直应力大约为25 MPa,应力集中系数约为1.2,而位于采空区上方巷道段应力是降低的。图4 所示为11501 工作面回采对整个13-1 煤层的应力重新分布情况,11501 工作面回采后在采空区两侧形成侧向支承压力区,同时在采空区前方即煤柱上方形成应力集中区,而在采空区上方为应力降低区,采空区上方13501 工作面轨道顺槽垂直应力平均为18 MPa。

图5 为沿煤层倾向y=425 m 测线垂直应力变化图,通过这条测点监测模型中部13-1 煤层不同水平位置垂直应力分布。

图5 沿煤层倾向y=425 m 测线垂直应力变化图

如图5,左侧实煤体应力在回采11501 工作面时有缓慢的增长,在靠近采空区的实煤体造成了应力集中,过渡到采空区时应力降低。当x=168 m 时应力值降低到最低17 MPa 时,在x=(102,316)m 的范围内,应力值均有不同程度的降低,而在过渡到小煤柱时,小煤柱上再次出现了应力集中。随着距采空区的距离越来越远,11502 工作面未回采,包括右侧的实煤体,应力逐渐恢复到初始应力,这就是13501 轨道顺槽巷道帮部以及肩窝和底角变形大的原因。11501 工作面的回采,会在实煤体以及小煤柱的地方形成应力集中,其中最大值达到了27 MPa。在回采11502 工作面的前两个块体时,由于只回采了100 m,采动影响并没有影响到测线所在的位置,所以测线上的应力值基本无变化,但可以用来和后面的回采块体做对比。从曲线11502-8 可以看出,在回采完七八块体时,对11501 回采工作面采空区以及该工作面的前方均产生了一定的超前影响。在继续回采下两个块体时,相邻工作面的应力升高,而回采过后采空区的应力降低,说明该工作面开采对相邻工作面的影响在工作面后方。同时也可以看出,在这条所测线在位置的实煤体侧应力也受到了影响,形成支承压力区,应力升高,呈现出与左侧实煤体侧一样的规律。

图6 为沿煤层倾向y=825 m 处测线应力变化图,该测线位于11502 工作面上方。

如图6 所示,11501 回采工作面回采结束后,煤层受到采动影响应力重新分布,在煤柱上方形成了支承压力区,最大应力值达到了25 MPa。在回采11502 工作面时,除去最后两个块体,其余块体开采并不能影响到该测线应力变化,因此只分析11502-16 这条曲线。从图上可以得出,在11502 全部回采结束后,对11501 回采工作面前方的煤柱和两个工作面之间的小煤柱产生叠加影响,应力值增大,同时该工作面的前方煤柱也出现了应力增大,形成了支承压力区。

图6 沿煤层倾向y=825 m 测线应力变化图

2.3 11-2 煤层开采对13-1 煤层位移变化规律的影响分析

从图7 中曲线11501 回采可以看出,11501 工作面回采形成采空区引起上覆岩层垮落造成岩层下沉,在此模拟中监测的只是13#煤层的整体下沉量。在11501 工作面回采结束后,13#煤层整体处于下沉状态,最大下沉值达到了1.48 m。在达到最大下沉处的两侧,煤层下沉量逐渐减小,而在实煤体处最大下沉量只有 0.5 m。其中11501 工作面的回采并未影响到11502 工作面上方13#煤层所在的位置。由于测线设置在x=400 m 处,所以在回采11502 工作面前6 个块体时,该测线所在位置的煤层并没有下沉。在回采第七和第八块体时,刚好回采到测线所在的位置。11501 回采工作面上方的煤层达到最大下沉的地方后不再下沉,说明在此处达到了充分采动,而在最大下沉的右侧并未达到充分采动,所以还有轻微的下沉量。11502 工作面回采产生的超前采动影响使测线所在位置的13#煤层下沉,但影响较小,并未达到充分采动。11502 工作面继续回采,在11#煤层形成采空区,上覆岩层垮落,测线所在的13#煤层下沉,最大下沉量达到了1.11 m。

图7 沿煤层倾向y=400 m 测线下沉量变化图

图8 为监测11501 工作面回采结束后进行11502 工作面回采对11501 工作面上方13#煤层下沉量的影响。在 11501 工作面回采结束后,对该测线所在位置的13#煤层下沉影响只有0.24 m,并且越靠近11502 工作面煤柱侧采动影响越小,下沉量也就越小。11502 工作面回采前两个块体后形成采空区,13#煤层出现明显的下沉,采空区侧下沉量最大,最大下沉值达到1.0 m。同时产生超前采动影响,使得前方未回采的11#煤上方13#煤层继续下沉,但下沉量较小,超前影响范围在125 m 左右。从竖直方向来比较,没有达到充分采动的位置点会继续受到11502 工作面回采的影响,达到最大下沉值1.2 m。靠近11502 工作面停产线的地方形成三角块结构,不能被压实,所以测线点下沉量较小,并且应力值也是最低的。

图8 沿煤层走向x=361 m 测线下沉量变化图

3 深井动压巷道支护技术方案

基于深井动压巷道围岩变形控制技术,13501工作面轨道顺槽支护方案如下:

(1)巷道顶部采用Φ22 mm×2800 mm 左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆,间排距为800 mm×800 mm,铺设钢筋网加钢塑网配合M5 钢带梁支护,钢带梁为长5 m 的7 眼M5 钢带;巷道帮部也采用顶板相同型号锚杆,间排距为750 mm×800 mm,铺设钢筋网配合钢筋梯子梁支护。锚杆托盘采用规格为150 mm×150 mm×10 mm 的鼓形托盘。

(2)巷道顶部锚索采用SKP22-1/1860 型1×19 股高强锚索,规格为Φ22 mm×6300 mm,间排距为1200 mm×1600 mm,按5-4-5 交替布置;巷道帮部锚索采用SKP22-1/1860 型1×19 股高强锚索,规格为Φ22 mm×5000 mm,间排距为1500 mm×1600 mm,按2-1-2 交替布置。锚索托盘采用300 mm×300 mm×16 mm 鼓形托盘。

(3)巷道顶部锚杆预紧力矩400 N•m,帮部锚杆预紧力矩300 N•m,锚杆锚固力180 kN;锚索预紧力200 kN。

4 结语

(1)经过现场工业性试验,采用修正后的锚网支护设计方案后,巷道围岩变形量幅度减小,顶板浅部变形量由采用之前支护方案的100 mm 左右变为42 mm,深部变形量由之前35 mm 左右变为23 mm,两帮收敛量控制在200 mm 之内,底鼓量控制在250 mm 之内。

(2)提出了深井动压影响下高强稳定性支护技术方案,经过现场工业性试验以及实时监测,巷道围岩变形得到了有效控制,有效保证了矿井的高效安全生产并且为同类型的深井巷道支护提供借鉴。

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