布尔台矿综采工作面主运巷道矿压显现规律研究

2024-02-22范东林陈苏社王庆雄崔立军王彦龙

煤炭工程 2024年1期

范东林，陈苏社，王庆雄，王巍，曹军，崔立军，王彦龙

(1.国能神东煤炭集团有限责任公司，陕西神木 719315；2.内蒙古煤炭科学研究院有限责任公司，内蒙古呼和浩特 010010)

神东矿区是我国最大的井工煤矿开采地，绝大部分煤矿的开采区域集中于埋深100 m以内的浅部区域。随着煤机装备制造水平、机械化、集约化和自动化的不断发展，煤矿的开采效率和强度日益激增，尤其以神东特大型煤炭基地为典型代表[1]。但随着浅部资源的开挖，开采深度的不断加大，神东矿区的某些煤矿的开采深度已经在400 m左右。因此，必须研究神东矿区大开采强度下较深埋深条件下开采的矿压显现规律。李圣军[2]以神东矿区哈拉沟煤矿为工程背景，研究了高强度开采下覆岩移动变形与地表破坏特征的规律；杨俊哲等[3，4]以上湾煤矿8.8 m超大采高工作面为工程背景，建立了该条件下工作面开采的力学模型，研究了超大采高工作面上覆岩层运移、破断规律及矿压分布规律；邸帅[5]等以上湾煤矿12401工作面为背景，采用工程类比、理论分析、相似材料模拟方法分析其顶板运移矿压规律；李西蒙[6]以现场调研、统计分析、理论研究、数值模拟和相似模拟等方法，对西部矿区浅埋煤层长壁综采工作面快速推进条件下覆岩失稳运动的动态时空规律进行了研究和探索，总结了西部浅埋煤层开采技术现状，建立了快速推进条件下采场覆岩失稳时空运动的力学模型，揭示了推进速度对覆岩运动的影响规律。何祥[7]用现场实测、实验室实验、理论分析以及数值模拟相结合的研究方法，建立了神东矿区高强度开采覆岩-地表联动破坏模型，揭示了覆岩破断和地表裂缝形成机理，分析了开采参数和岩层结构对覆岩-地表联动破坏的影响机制；马茂盛[8]以神东矿区埋深浅、基岩薄、上覆厚松散沙的典型赋存特征为工程背景，利用相似模拟试验和数值模拟，研究浅埋煤层顶板破断运动规律与结构形态，分析了顶板结构及其稳定性影响因素，并对矿压显现进行了现场实测。目前对于特大型矿井浅埋深条件下矿压显现规律的研究较多[9-15]，但对于较深埋深条件下大强度开采的主运巷道矿压显现规律研究较少。本文以布尔台煤矿22209综采工作面为工程背景，通过现场实测和数值模拟的方法，研究较深埋深条件下厚煤层开采的主运巷道矿压显现规律，以期为神东矿区安全高效矿井矿压事故监测预警提供借鉴参考。

1 工程概况

布尔台煤矿22209综采工作面位于2-2煤二盘区，工作面长282.5 m，平均煤厚3.62 m，直接顶和老顶均为砂质泥岩，厚度分别为1～13 m和5～20 m。工作面沿走向布置，沿煤层倾向推进，采用倾斜长壁后退式一次采全高全部垮落法处理采空区的自动化采煤法进行回采作业。

22209工作面采用三巷布置，后退式开采，22209主运巷道用于工作面的煤炭运输和进风，呈矩形断面，巷道断面净宽6000 mm，净高3200 mm，净断面积19.2 m2，采用“锚杆+锚索+钢筋网+钢带”支护，22209运输巷道支护方式如图1所示。工作面采用全部垮落法管理顶板，顶板随支架前移自行垮落充填采空区，工作面中部支架选用ZY12000/20/40D，过渡支架ZYG12000/20/40D，端头支架ZYT12000/20/40D。

图1 22209运输巷道支护方式(mm)Fig. 1 22209 transport roadway support

2 围岩移动变形观测

2.1 巷道围岩位移监测点布置

在主运巷道共布置5组测站，测站初始观测距开切眼的距离分别为30、80、130、180、230 m，如图2所示。观测起点距离工作面切眼1719 m，观测停止点距离工作面1946 m，累计观测距离不小于200 m。每组测站布置1个表面位移变形监测面、1个顶板离层监测点，总计布置10个围岩变形监测点。测站距工作面30 m内观测频率为1次/d，30 m以外的观测频率为1次/2d。

图2 工作面推进情况及测点布置Fig. 2 Working face advancement and measurement point layout

2.2 巷道围岩表面位移

采用十字布点法，观测巷道围岩表面变形，并记录围岩宏观特征。自2023年6月22日至2023年7月17日，工作面共推进227 m，期间辅运巷道及主运巷道顶板未发生明显下沉；累计顶板下沉量0 mm，底鼓量0 mm，累计帮鼓量0 mm。

2.3 顶板离层量

采用顶板离层仪监测直接顶与老顶、锚索锚固范围内的顶板离层情况。根据22209工作面主运巷道测站1、测站2、测站3、测站4、测站5的顶板离层观测结果可知，自6月22日至7月17日累计顶板深部下沉量0 mm，浅部下沉量0 mm。

3 钻孔应力监测

采用钻孔应力计监测工作面运输巷道两侧煤壁应力变化，掌握巷道两侧煤壁应力分布规律。在运输巷道超前工作面70 m左右(距工作面开切眼1816 m)位置处，布置5组测站，如图3所示，每组测站包括正帮钻孔应力监测点和副帮钻孔应力监测点，共计布置10个煤壁钻孔应力监测点，孔深2.5 m。观测开始日期为7月2日，结束日期为7月9日。测站距工作面30 m内观测频率为1次/d，30 m以外的观测频率为1次/2d。

图3 两帮钻孔应力分布规律监测站布置Fig. 3 Layout of monitoring stations for stress distribution in two boreholes

两帮钻孔应力观测结果如图4所示。根据1-1、2-1、1-2、2-2、1-4、2-4钻孔应力计应力值变化情况分析，在距离煤壁50 m左右的位置开始进入超前应力影响区域；在距离煤壁10 m左右位置，应力增幅明显增大，推测进出超前压力峰值区域，煤壁可能会出现帮鼓、片帮，甚至存在炸帮的可能性。因此必须严格执行超前锚杆索防护。

图4 两帮钻孔应力观测曲线Fig. 4 Stress observation curves of two boreholes

4 超前支护数值模拟

4.1 模型的建立

22209工作面模型的尺寸为100 m(长)× 106 m(宽)×83.6m(高)。模型上方竖直向下的压力为336 m×0.025 MN/m3=8.4 MPa，加载于模型顶部，模拟未建覆岩重量。模型底部约束横向和纵向位移，前后左右约束横向位移，左右两侧预留了50 m左右的距离，以相处边界效应的影响。数值模拟中选用Mohr-Coulomb模型。

模型中岩体的物理参数、泊松比与实验室测得岩块的参数一致，但根据相关文献研究，岩体的力学参数按经验公式进行折算，如岩体的弹性模量为0.469倍岩块的弹性模量，岩体的单轴抗拉强度为0.5倍岩块的单轴抗拉强度，岩体的单轴抗压强度为0.284倍岩块的单轴抗压强度。

4.2 数值模拟结果分析

4.2.1 未支护时的模拟结果

1)巷道开挖后，受到采动的影响，围岩应力平衡被打破而趋向新的平衡状态。在巷道四周形成因巷道开挖形成的应力场，如图5(a)所示，即两帮出现高应力区，顶底板出现低应力区。同时，围岩出现塑性区，由于是煤巷，煤体的强度较顶底板较低，因此两帮塑性区范围较大，且以剪切破坏为主，且沿煤壁向上发育一定深度的剪切破坏，如图5(b)所示。由于巷道顶板为顶煤，顶底板为强度较大的岩体，因此，顶煤处全部处于塑性状态。巷道围岩塑性区整体呈现蝶形，但蝶形受控于岩层尤其是煤层的性质和厚度等参数。

图5 巷道垂直应力和塑性区发育情况Fig. 5 Development of vertical stress and plastic zone in tunnels

2)巷道围岩位移情况如图6(a)所示，由图可见，巷道顶底板的中部变形最大，两帮变形较小，因此控制顶底板变形为围岩控制的重点。巷道主应力分布情况如图6(b)所示，由图可见，主应力分别在顶底板形成三角拱形。顶板的拱顶距巷道距离约2.6 m，底板的拱底距巷道约为2.1 m。

图6 巷道围岩位移及主应力分布情况Fig. 6 Distribution of displacement and principal stress in the surrounding rock of the tunnel

3)巷道最大剪应力分布情况如图7所示，由图可以看出，巷道帮部和顶底角受最大剪应力影响较大，顶底板受剪应力影响较小。因此，防止顶板受自重下坠是控顶的关键。锚杆和锚索的作用必须要求做到能够将顶板锚固住，其次能够具有一定的抗剪强度，实现巷道围岩的有效控制。

图7 最大剪应力分布情况(Pa)Fig. 7 Distribution of maximum shear stress

4.2.2 支护后模拟结果

为了更好地揭示锚杆锚索的支护机理，对巷道超前段支护方案进行了数值模拟。支护后巷道竖直应力情况如图8所示，由图8可见，巷道开挖支护后的支护应力场与围岩应力场叠加后，随着工作面的推进，较之未支护的情况，高应力区在围岩内部的分布深度减小。这表明，支护导致围岩破坏区减小，围岩有效支撑范围扩大，提供支护力增加，因此高应力范围向浅部转移。