大埋深高地應力煤巷卸壓支護技術數值模擬研究

段振榮

(山西省煤炭規劃設計院,太原 030045)

隨著煤炭資源的枯竭[1],我國煤礦開采逐步進入深部,受大埋深高地應力影響,圍巖變形難以控制[2],普通的錨桿索支護難以滿足安全生產的要求[3],同時錨桿索支護成本高,返修費用大,巷道安全性差,給煤礦帶來諸多問題[4],國內外學者研究認為,圍巖卸壓能夠改善巷道的受力環境,將高地應力轉化為地應力環境,從而延長巷道的使用壽命[5-7]。

武泉森[8]等學者通過理論分析及數值模擬的研究確定千米深井卸壓巷道的合理位置,對回采巷道的留設具有極大的指導意義。劉紅崗[9]等學者通過數值模擬軟件對巷道卸壓機理及巷道應力場分布狀況進行研究,研究表明合理的卸壓孔位置能夠改善巷道圍巖受力結構,使巷道處于低應力區。許多學者對大埋深高地應力回采巷道的合理支護技術進行研究,但對于堅硬煤層復合頂板回采巷道的卸壓支護技術卻鮮有研究,筆者通過現場調研、理論分析、工程類比及數值模擬的研究方法,對大埋深高地應力煤巷的合理支護技術進行研究。

1 工程概況

小回溝煤礦位于山西省太原市清徐縣,主可采煤層為2#煤,埋深為700 m,煤質較硬,煤層頂板多層厚度較小但層數多,直接頂厚度大,屬于典型的大埋深特厚復合頂板。回采工作面區段煤柱寬度為10 m,工作面回采期間,受高地應力影響,巷道變形嚴重,巷道斷面收縮率大,錨桿索托盤變形破壞嚴重。

2 數值模擬

2.1 模型建立

建立長×寬×高為249.2 m×120 m×100 m的數值模型,模型共劃分586 900個單元格,共678 703個節點,模型邊界條件為模型四周及底板固支,頂板施加16.77 MPa原巖應力,21206工作面回采后,回采21208工作面,圖1為模型邊界示意圖。各巖層巖石力學參數通過實驗室巖石力學試驗確定,如表1所示。

圖1 模型邊界示意圖Fig.1 Model boundary diagram

巖層層厚/m體積模量/MPa剪切模量/MPa內聚力/MPa抗拉強度/MPa抗壓強度/MPa內摩擦角/(°)02#煤0.91.520.912.531.8514.8023.23泥巖1.43.952.654.254.1132.8835.5003#煤0.31.550.952.451.9215.3623.23砂質泥巖2.54.442.955.985.3247.8832.32煤線0.61.350.822.671.5714.1327.19粉砂巖1.96.253.255.344.9644.6437.32軟弱夾層0.42.201.371.111.239.8423.23泥巖2.43.952.654.654.9639.6832.801#煤11.571.182.531.8514.8023.23粉砂巖3.66.343.255.345.3243.6238.38夾層0.51.711.241.381.068.6920.74粉砂巖1.25.942.584.914.5637.3935.84細砂巖1.73.531.623.222.9823.8431.182#煤2.41.672.372.151.9315.4423.23粉砂巖1.255.642.584.834.2934.3222.22泥巖0.73.872.654.253.2527.7641.41煤線0.51.320.912.371.9316.4823.23泥巖3.63.872.654.253.2527.7641.41

2.2 模擬方案及過程

通過理論計算及工程類比法確定以下13種支護方案,并通過數值模擬研究對比論證各個方案的可行性,具體支護方案如表2所示。模擬過程為掘進工作面回采巷道并采用方案及時支護,回采21206工作面,待工作面回采穩定后,回采21208工作面。

表2 模擬方案表Table 2 Simulation plans

2.3 模擬結果分析

通過模擬對比分析方案一、二、三、五、六在巷道掘進期間及回采期間均無法保證回采巷道的安全使用。方案四、七至十三在未受采動影響時能夠滿足回采工作面巷道支護要求,但受相鄰工作面采動影響后,方案均無法滿足回采巷道的安全使用,研究表明,卸壓孔能夠將圍巖應力轉化至圍巖深部,使巷道處于地應力環境,從而能夠保證巷道的安全使用。在巷道圍巖打直徑為100 mm卸壓孔,卸壓孔排距為800 mm,與錨桿間隔布置,配合錨網索支護方案能夠有效的保證巷道安全穩定,以下僅列出具有代表性的支護方案。

圖2為各方案塑性區云圖,當巷道采用方案一支護時,巷道頂板破壞深度為2.5 m,頂板上方6.6 m處出現整體離層,底板破壞深度為1 m,兩幫破壞深度最大達到2.7 m,巷道無法正常使用;當巷道采用方案九支護時,巷道頂板破壞深度為2.2 m,底板破壞深度為0.6 m,兩幫破壞深度最大達到2.5 m,巷道無法正常使用;當巷道采用方案十一與開卸壓孔聯合支護技術時,巷道頂板破壞深度為1.6 m,底板破壞深度為0.3 m,兩幫破壞深度最大達到1.9 m,巷道無法正常使用;當巷道采用方案八與開卸壓孔聯合支護技術時,巷道頂板破壞深度為1.4 m,底板破壞深度為0.6 m,兩幫破壞深度最大達到1.3 m,小于錨桿錨固長度,巷道能夠正常使用。圖3為對應的各方案應力云圖。

圖2 各方案塑性區云圖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 方案八圖3 各方案應力云圖Fig.3 Stress nephogram in various plans

當巷道采用方案一支護時,因煤層硬度大,圍巖應力峰值為35.86 MPa,為原巖應力18.06 MPa的1.98倍;當巷道采用方案九支護時,因煤層硬度大及錨桿的錨固作用,圍巖應力峰值為45.32 MPa,為原巖應力18.06 MPa的2.5倍;當巷道采用方案十一與開卸壓孔聯合支護時,因煤層硬度大、錨桿的錨固及卸壓孔作用,圍巖應力轉移至圍巖深部,圍巖應力峰值為26.91 MPa,為原巖應力18.06 MPa的1.49倍;當巷道采用方案八與開卸壓孔聯合支護時,因煤層硬度大、錨桿的錨固及卸壓孔作用,圍巖應力轉移至圍巖深部,圍巖應力峰值為50.07 MPa,為原巖應力18.06 MPa的2.77倍。這表明卸壓孔能夠明顯改善圍巖的受力環境,使巷道處于應力降低區,保證巷道安全穩定的使用。

3 工程應用

小回溝煤礦21208工作面回風順槽800 m處回采巷道實況圖,見圖4,由圖可知,回采巷道采用方案八與開卸壓孔聯合支護技術后,巷道在回采期間穩定性較好,頂板完整性較好,整體支護效果好,能夠滿足回采巷道的安全使用。

圖4 煤礦實況圖Fig.4 Actual diagram of coal mine

圖5 順槽位移曲線Fig.5 Displacement curves of gateway

21206工作面回采期間,21208工作面回風順槽位移曲線見圖5,巷道受21206工作面采動影響后,頂底板最大移近量達到432 mm,兩幫最大移近量達到591 mm,巷道變形量小,在工作面回采期間能夠保持安全穩定,說明所設計的支護方案“錨桿索+卸壓孔”可行。

4 結論

1)通過現場調研可知小回溝煤礦頂板為典型的大埋深高地應力復合頂板,通過巖石力學試驗,確定特厚復合頂板各巖層巖石力學參數,并分析確定回采巷道變形嚴重的原因為大埋深高地應力特厚復合頂板(變形大)及堅硬煤層(應力易集中于煤層中)。

2)通過理論計算及工程類比法提出十三種巷道支護方案,模擬方案一、二、三、五、六在巷道掘進期間及回采期間均無法保證回采巷道的安全使用。方案四、七至十三在未受采動影響時能夠滿足回采工作面巷道支護要求,但受相鄰工作面采動影響后,方案均無法滿足回采巷道的安全使用。因此提出“錨桿索+卸壓孔”聯合支護技術。

3)通過數值模擬確定方案八與卸壓孔支護技術能夠保證巷道的安全穩定使用,卸壓孔能夠將大埋深高地應力轉移到圍巖深部,從而保證巷道處于低應力區,現場工業試驗表明,所設計方案能夠有效地保證回采巷道在工作面回采期間的安全使用,巷道處于低應力區,圍巖變形量較小。

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