大采高工作面過斷層數(shù)值模擬與圍巖控制技術(shù)

王冬剛

(山西煤炭進(jìn)出口集團(tuán) 韓家洼煤業(yè)有限公司,太原 030401)

隨著采礦技術(shù)的不斷發(fā)展,如今大采高一次采全高技術(shù)的設(shè)備研發(fā)與應(yīng)用已基本成形,并且得到了較好的應(yīng)用效果。但是礦井地層構(gòu)造帶仍舊是影響工作面安全與回采工效的主要因素之一[1]。特別是對于大采高工作面,采動影響極其劇烈,頂板充分垮落,周期來壓較為強烈。當(dāng)遇到有斷層構(gòu)造帶的情形時,覆巖運移規(guī)律發(fā)生變化,采場應(yīng)力重新分布,圍巖結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性遭到破壞,巷道支護(hù)與工作面來壓是困擾生產(chǎn)工作順利推進(jìn)的主要因素[2-4]。因此,本文通過FLAC3D數(shù)值模擬的方式對工作面過斷層時的圍巖塑性區(qū)分布范圍及其變化規(guī)律進(jìn)行分析,合理進(jìn)行支架選型分析,并設(shè)計了有效的過斷層圍巖控制技術(shù)措施,為工作面過斷層技術(shù)提供了安全保障。

1 工程概況

王莊煤礦8101工作面為大采高一次采全高工作面,工作面平行布置于煤層中,工作面傾斜方向與煤層一致。該工作面處于+540 m水平,地面標(biāo)高為800 m～820 m,煤層平均厚度為6.3 m,工作面全長為270 m,普氏系數(shù)為1.2,平均傾角為6°。直接頂主要巖性為泥巖,厚度約12.95 m,基本頂主要巖性為細(xì)粒砂巖,厚度約8.75 m。直接底主要巖性為泥巖,厚度約4.25 m,基本底主要巖性為細(xì)粒砂巖,厚度2 m。工作面前方存在落差3 m的F286正斷層對工作面回采造成影響。

由于斷層的存在,使得老頂來壓時關(guān)鍵塊位置發(fā)生變化,采掘空間形成后,原巖應(yīng)力重新分布,覆巖垮落形態(tài)形成了新的三鉸拱結(jié)構(gòu)[5]。此外,工作面前方煤壁的集中應(yīng)力位置與峰值發(fā)生變化,塑性區(qū)范圍也在斷層裂隙作用下發(fā)生擴(kuò)散與偏移。因此,為了能夠確保工作面過斷層時具備足夠的安全性,需要對過斷層時的圍巖應(yīng)力分布規(guī)律進(jìn)行數(shù)值分析,并為設(shè)計相關(guān)措施提供參考依據(jù)。

2 數(shù)值模擬

基于8101工作面巖層特性,對頂?shù)装鍑鷰r力學(xué)性能進(jìn)行實驗室力學(xué)測試,可以得到模型中所需的力學(xué)參數(shù),如表1與表2所示。采用FLAC3D5.00對工作面過斷層時,不同推進(jìn)距離下的巷道圍巖塑性區(qū)范圍與破壞特征進(jìn)行分析。

表1 頂?shù)装鍑鷰r巖石力學(xué)測試Table 1 Rock mechanics test of surrounding rock of roofs and floors

表2 接觸面的力學(xué)測試Table 2 Mechanical test of contact surface

2.1 模型建立

假定各地層為理想地層,即為厚度均勻且滿足各向同性。根據(jù)斷層對工作面的影響范圍以及關(guān)鍵層位置確定建立模型尺寸為長×寬×高=300 m×270 m×161 m,超出模型高度以外的區(qū)域為非關(guān)鍵層區(qū)域,不做描述,只簡化為4 MPa的均布載荷。模型四周與底部施加位移約束條件,并對模型進(jìn)行開挖模擬斷層帶,如圖1所示。

圖1 FLAC3D數(shù)值模擬模型Fig.1 Numerical simulation model of FLAC3D

2.2 模型開挖

利用fish語言對工作面每次推進(jìn)特定距離時的數(shù)據(jù)保存并分析。支架前后柱的應(yīng)力值利用fish保留名讀出。模型開挖共計120 m,分五步開挖,分別是:自工作面起始位置起開挖40 m,此時工作面與斷層相距25 m;繼續(xù)開挖30 m,此時工作面到達(dá)斷層位置;開挖20 m進(jìn)行工作面挑頂過斷層;開挖15 m,此時工作面距斷層20 m;工作面繼續(xù)開挖15 m。

圖2為工作面不同推進(jìn)距離下的圍巖塑性區(qū)變化范圍。由圖2可知,當(dāng)工作面推進(jìn)至40 m時,由于斷層距工作面較遠(yuǎn),采動影響程度較低,工作面前方煤壁形成塑性區(qū)的范圍約為6 m,且頂板裂隙深度約為18 m;當(dāng)工作面推進(jìn)至70 m時,與斷層破碎帶接觸,此時斷層對工作面應(yīng)力作用效果明顯增大,前方煤壁的塑性區(qū)破壞范圍增大至13 m,從圖中顏色變化以及格數(shù)可知,此時前方煤體已經(jīng)完全破壞,極易發(fā)生冒頂與片幫事故;當(dāng)工作面采用挑頂法過斷層之后,工作面由斷層上盤進(jìn)入下盤,煤壁塑性破碎區(qū)約為10 m,并且由于工作面挑頂開采時傾角向上傾斜,上覆巖層破碎程度增大,裂隙縱向發(fā)育,工作面后方基巖易發(fā)生切斷垮落[6],此時應(yīng)確保工作面支架具備足夠的工作阻力,防止壓架現(xiàn)象發(fā)生;當(dāng)工作面過斷層之后繼續(xù)推進(jìn)20 m,圍巖應(yīng)力特征與塑性區(qū)分布恢復(fù)正常,不再受斷層帶影響,塑性區(qū)范圍逐漸縮小至8 m。整個過斷層過程中的塑性區(qū)變化范圍曲線如圖3所示。

圖2 工作面不同推進(jìn)距離下的圍巖塑性區(qū)變化范圍Fig.2 Variation of plastic zones of surrounding rock at different advancing distances of working face

圖3 工作面過斷層塑性區(qū)范圍變化曲線圖Fig.3 Variation of the plastic zone when the working face passing the fault

2.3 支架阻力變化特征

隨著工作面不斷推進(jìn),支架立柱應(yīng)力值變化如圖4所示。

圖4 不同推進(jìn)距離下支架阻力的變化曲線圖Fig.4 Variation of support resistance at different advancing distances

圖4表明,當(dāng)工作面不受斷層影響時,支架的工作阻力約為10 400 kN;隨著工作面不斷推進(jìn),受斷層破碎帶的影響逐漸增大,頂板的下沉量也隨著上下盤的相對錯動逐漸增大,使得支架受上覆巖層作用力增大,產(chǎn)生支架的急增阻現(xiàn)象,最大工作阻力可達(dá)15 000 kN,此時應(yīng)對支架工作阻力有特定要求,如果不能確保支架支護(hù)穩(wěn)定,極易引發(fā)壓架,甚至傷人事故。圖5中工作面實測數(shù)據(jù)與數(shù)值模擬數(shù)據(jù)變化趨勢與數(shù)值近似相同,但是在工作面過斷層期間,由于支架受到?jīng)_擊載荷作用,使得實測數(shù)值呈現(xiàn)出比模擬數(shù)值偏大的特征。通過分析可知,工作面過斷層期間,頂板下沉量增大,后方基巖切落壓架,支架的阻力明顯增大,加之會發(fā)生沖擊載荷的作用[7]，因此,需要對構(gòu)造帶處圍巖采取合理的控制技術(shù),確保支架具備足夠的支撐力,防止煤壁發(fā)生大面積片幫與冒頂事故。

3 支架選型

煤體受垂直載荷作用,煤壁前方一定區(qū)域存在應(yīng)力集中現(xiàn)象,處于塑性破壞范圍,超出這一區(qū)域的煤體受地層垂直載荷作用較小,屬于線彈性破壞范圍,兩區(qū)域相交區(qū)域的煤體存在一定的變形速度差異,進(jìn)而形成圍巖裂隙,同時也就存在了片幫的可能。

外力作用在煤體塑性區(qū)的總功率P0可表示為:

P0=Gνz+qhtanβνz-Nνs.

(1)

式中:G為支架自重;q為頂板載荷;N為煤壁對護(hù)幫板的作用力;νs、νz分別為片幫塊的水平、垂直下滑速度;h為片落煤體高度;β為片幫極限角度。

在不考慮能量損失的前提下,可將外力對煤體的做功等同看做煤體內(nèi)部自身的耗散功率,即有:

(2)

(3)

當(dāng)在計算給定的煤層時,頂板壓力不變,可以得到護(hù)幫板作用力N為:

(4)

由此可以推算出,支架受片幫體作用時的最小作用力為:

(5)

因此,可以對支架進(jìn)行選型,工作面采用ZY15000/33/72D型支架進(jìn)行支護(hù),工作面端頭采用ZYT13000/27/55型支架進(jìn)行支護(hù),過渡架選取型號ZYG15000/33/72A。在正常工作期間,三種型號的支架工作阻力都可達(dá)到11 000 kN以上,安全系數(shù)為1.23,滿足工作面片幫時的最低支護(hù)要求。

4 圍巖控制技術(shù)

工作面過斷層時,為避免壓架現(xiàn)象發(fā)生,可采用降低采高的方式減小片落煤體的高度,因此降低至出采高度3.5 m最為適宜,此時支架對煤壁的最小支護(hù)力為500 kN。同時,過斷層時應(yīng)當(dāng)增加輔助支護(hù)的力度,對工作面端頭區(qū)采用連鎖棚子支護(hù),打帶帽戧柱,支柱穿鞋,并且在斷層側(cè)巷道內(nèi)打木垛等。

此外,當(dāng)工作面即將進(jìn)入斷層破碎帶影響范圍內(nèi)時,還應(yīng)當(dāng):1)增大支架的初撐力,提高對頂板來壓的抵抗強度;2)降低工作面推進(jìn)速度,避免沖擊載荷地支架的作用效果;3)對塑性破碎區(qū)進(jìn)行注漿加固,提高煤壁的自承能力。

5 效果檢測

對工作面上下順槽采用圍巖探測記錄儀對圍巖松動圈裂隙進(jìn)行窺視檢測[8]。距煤壁20 m處開始布置,每間隔10 m連續(xù)布置6組鉆孔,每組布置2個鉆孔,間隔0.5 m,檢測超前支承應(yīng)力影響段的裂隙發(fā)育狀況;距煤壁380 m處布置2組間隔10 m的鉆孔,孔間距0.5 m,探測應(yīng)力正常段的裂隙發(fā)育狀況;距煤壁330 m處布置2組間隔10 m的鉆孔,孔間距0.5 m,探測構(gòu)造破碎段的裂隙發(fā)育狀況。鉆孔深度皆為7.3 m,孔徑皆為40 mm,布置傾角為傾斜向下5°,布置情況如圖5所示。

圖5 圍巖裂隙檢測鉆孔布置圖Fig.5 Layout of detecting drilling holes for surrounding rock fissure

觀測結(jié)果為:

1)超前支撐壓力影響段。15 m處鉆孔存在塌孔現(xiàn)象,位置距孔口2.5 m,且距孔口1.5 m處內(nèi)壁破壞較為嚴(yán)重;45 m處鉆孔煤體裂隙較為發(fā)育,且存在有明顯的環(huán)形裂隙,距孔口4.3 m處發(fā)生長為1 m的縱向裂隙,距孔口2.5 m處發(fā)現(xiàn)有少量夾矸。

2)正常段。未見明顯裂隙與塌孔現(xiàn)象,煤體完整性較好,致密性好,距孔口1.3 m、2.2 m、5.6 m發(fā)現(xiàn)夾矸,厚度不大。

3)破碎段。距孔口3 m～6 m范圍內(nèi),出現(xiàn)斷斷續(xù)續(xù)的不穩(wěn)定夾矸,尤其是3.5 m～4.2 m范圍內(nèi),夾矸錯雜且存在大量環(huán)形裂隙。

由此可見,采用過斷層技術(shù)之后,工作面前方煤壁內(nèi)的不同區(qū)域存在著不同的裂隙發(fā)育程度,但影響程度在采動影響的可控范圍之內(nèi),有效地控制了圍巖裂隙的進(jìn)一步擴(kuò)展,大大提高了煤壁的自承能力。

6 結(jié)論

1)工作面前方遇斷層破碎帶時,會改變工作面前方煤壁的塑性破壞區(qū)。正常情況下,前方煤壁塑性區(qū)深度為6 m,頂板圍巖裂隙深度為18 m;當(dāng)進(jìn)入斷層破碎帶影響范圍之內(nèi)時,煤壁塑性破壞區(qū)逐漸增大,最大可達(dá)13 m;當(dāng)通過斷層影響區(qū)之后,塑性破碎區(qū)范圍縮小至8 m。

2)以片落煤體為研究對象進(jìn)行受力分析,分析支架在過斷層時片幫塊對支架的作用力大小,并對支架選型提供依據(jù),并且結(jié)合8101工作面地質(zhì)特征提出了高初撐力、低采高、低推進(jìn)速度的挑頂過斷層圍巖控制技術(shù)措施。

3)通過進(jìn)行工業(yè)性試驗對工作面過斷層效果進(jìn)行檢測,經(jīng)窺視孔數(shù)據(jù)可知采用圍巖控制技術(shù)之后的前方煤壁塑性區(qū)范圍在安全范圍之內(nèi),大大地減小了斷層破碎帶對圍巖的塑性破壞以及裂隙的發(fā)育程度,通過提高圍巖的自承能力與支架的工作阻力,有效安全地實施了工作面過斷層圍巖控制技術(shù)措施。