蹬空區復采工作面回采巷道布置及圍巖穩定性研究

史 通

(山西中鋼煤業有限公司,山西 呂梁 033400)

礦區開采一般為下行開采[1],但在某些特殊情況下[2-3],如受開采技術水平和特殊歷史條件的限制[4],不得不采取上行開采的方式[5]。上行開采自身也有其優點[6-7],而且可以將下行開采轉變為自下而上的卸壓開采[8]。

1 礦井概況

本礦始建于1957年,于2005年閉坑,期間采用“房柱式”等落后的采煤方法,實際采出率不及25%,造成了煤炭資源的嚴重浪費。隨著采礦理論和采礦工藝的不斷發展,這些未被有效利用的舊采殘留煤炭資源即“殘煤”的再次開發利用技術日趨成熟。迫于煤炭資源的日益減少,回收采空區的煤炭資源勢在必行。

1.1 3號煤層舊采區情況

3號煤層位于15號煤層之上平均107.47 m。地層傾角在3°～6°之間,較為平緩,2006年之前為小煤窯開采,自然通風,井下采用羅盤定向及房柱式采煤方法,放炮落煤,自然垮落法管理頂板,木棚支護,人力、畜力運輸，以掘代采,采掘難以區分。3號煤掏幫后空區寬度約6 m～10 m,遺留煤柱寬度約930 m。隨著15號煤層的開采,3號煤層會出現更多的蹬空區,復采更加困難，蹬空區儲量共計113萬t。

1.2 15號煤層開采情況

15號煤層賦存于太原組下部,上距3號煤層底105.82 m～109.12 m,平均107.47 m，下距太原組底砂巖(K1)頂12.9 m。井田內15號煤層僅在東南角有不規則的剝蝕現象。煤層厚度4.6 m～5.01 m,平均厚4.44 m。煤層結構簡單,含1層夾矸,夾矸厚度0.17 m～1.26 m。頂板一般為K2灰巖,厚5.61 m～9.51 m,平均厚7.40 m。底板為灰黑色泥巖或粉砂質泥巖,厚10.31 m～15.60 m,平均厚12.70 m。

2 數值模擬分析

本次模擬采用FLAC3D有限差分程序計算,其在數學上采用拉格朗日差分分析法,是專為采礦、巖土、地質工程等巖石力學問題服務的計算程序。

2.1 建立數值模型并確定模擬方案

30101工作面平面布置與蹬空區范圍見圖1所示。根據關嶺山3號及15號煤層地質情況,建立xyz=290 m×150 m×140 m的數值模型,x方向為

煤層的傾向,y方向為煤層的走向,共劃分279 480個單元格,295 182個節點。舊空區寬度取10 m。回風順槽斷面為矩形斷面,寬×高=5 m×4.5 m。兩煤層層間距為72 m。該模型采用Mohr-Coubmb準則計算,選取的各巖層力學參數如表1所示,建立的初始計算模型見圖2。

圖1 30101工作面平面布置與蹬空區范圍Fig.1 The layout of 30101 working face and the range of hollow area

巖性體積模量/GPa剪切模量/GPa抗拉強度/MPa粘聚力/MPa內摩擦角/(°)密度/(kg·m-3) 石英砂巖4.60E+094.25E+097.00E+052.50E+06252 200 砂質泥巖6.20E+095.00E+092.50E+051.80E+06252 500 中粒砂巖6.20E+095.00E+096.00E+052.20E+06282 550 泥巖2.90E+092.44E+091.55E+062.56E+06222 360 3#煤9.38E+086.18E+081.36E+061.75E+06191 470 砂質泥巖6.20E+095.00E+092.50E+051.80E+06252 500 石英砂巖4.60E+094.25E+097.00E+052.50E+06252 200 頁巖4.00E+103.20E+101.80E+066.50E+06332 500 砂質泥巖6.20E+095.00E+092.50E+051.80E+06252 500 石灰巖3.21E+094.53E+093.27E+063.38E+06252 710 15#煤9.38E+086.18E+081.36E+061.75E+06191 470 泥巖2.90E+092.44E+091.75E+061.96E+06222 360 石灰巖3.21E+094.53E+093.27E+063.38E+06252 710 泥巖2.90E+092.44E+091.55E+062.56E+06222 360

圖2 計算模型Fig.2 Calculation model

模型固定約束x、y方向邊界的水平位移,以及z方向下邊界的水平位移和垂直位移,模型上邊界設為自由面。按3號煤平均埋深180 m計算,在模型頂部施加等效應力為4.8 MPa豎直方向載荷,數值模擬邊界示意圖見圖3。

圖3 數值模擬邊界示意圖Fig.3 Boundary diagram of numerical simulation

根據30301軌道順槽距采空區和斷層的距離不同制定三種方案如表2所示:

表2 軌道順槽布置方案Table 2 The layouts of rails and gateways

2.2 模擬過程及結果分析

模型建立后,先開挖3號煤老空巷,由于其年限較長,圍巖已重新平衡,因此將模型計算到平衡,然后分布15號煤上下兩工作面,接著根據不同的方案開挖3號煤復采工作面回風順槽,最后對其進行支護后計算5 000步。

如圖4所示,當回風順槽距離舊空區30 m時,受舊空區影響很小,但由于其位于15號煤采空區上部,受采空區泄壓作用影響,巷道底板沉陷嚴重,破壞深度達到3 m。巷道底板垂直應力得到釋放,頂底板應力較小。

4-a 塑性區分布

4-b 應力云圖圖4 巷道距舊空區30 mFig.4 30 m from roadway to goaf

如圖5所示,當回風順槽距離舊空區20 m時,位于15號煤采空區邊界上部,巷道圍巖塑形破壞范圍較小,底板破壞深度為1 m。受舊空區影響,巷道空區一側2 m～4 m范圍內出現局部破壞。同時圍巖應力相較于方案一有所增大,受下部采空區泄壓影響減小。

5-a 塑性區分布

5-b 應力云圖圖5 巷道距舊空區20 mFig.5 20 m from roadway to goaf

如圖6所示,當回風順槽距離舊空區10 m時,受舊空區影響嚴重,保護煤柱完全失效,巷道底板及舊空區一側巷幫塑形破壞嚴重,同時巷道位于下部15#煤集中煤柱上部,圍巖應力較大。

6-a 塑性區分布

6-b 應力云圖圖6 巷道距舊空區10 mFig.6 10 m from roadway to goaf

通過對三種方案模擬結果分析可知,方案二受下部采空區及相鄰舊空區影響均較小,為最佳方案。

3 設計支護方案

根據關嶺山煤業3號煤的圍巖結構類型,采用工程類比、理論計算并結合數值模擬確定殘采工作面回風順槽的一個可行的支護方案。即頂板打5根長度為2.4 m的錨桿,其間排距為1 m×1 m;兩幫各打4根長度為2.4 m的錨桿,其間排距為1 m×1 m;頂錨索按“二·二”布置方式打設,間排距2 m×2 m;錨桿錨索均采用加長錨固,頂板表面采用W鋼帶+金屬網加固,兩幫表面采用鋼筋梯+金屬網加固,具體支護參數如表3所示。

表3 回采巷道支護參數表Table 3 Supporting parameters of mining roadways

4 結論

結合工程地質情況,建立數值模型模擬不同方案可知,回風順槽布置在15號煤采空區邊界處,受下部采空區及相鄰舊空區影響均較小,即方案二為最佳方案可以滿足使用要求。