李俊星
(太原煤氣化集團有限公司煤焦事業管理部,山西 太原 030006)
根據現場鉆孔窺視、實驗室巖石力學參數測定,結合礦方提供的綜合柱狀圖,得到爐峪口煤礦9號煤層及其頂底板巖層的物理力學參數,見表1。該區域內9號煤厚度為0.77~1.64m,頂板為砂質泥巖和砂巖,底板為泥巖和粉砂巖。
所研究區域9號煤層賦存比較穩定,為近水平煤層,煤層埋深為250~300m,東西方向分布有斷層,9號煤上覆8號煤層已經采空。受井田內斷層影響,8號煤層工作面位置、工作面長度及工作面之間區段煤柱寬度均為不規則布置,8號煤工作面之間區段煤柱寬度為12~20m。9號煤工作面回采巷道上方可能為8號煤采空區、區段煤柱和未開采的8號煤實體煤。本區屬地壓正常區,不存在沖擊地壓危害。考慮老采空區的影響,計算時水平應力取垂直應力的1.2倍。

表1 9號煤層及頂底板煤巖力學參數
該區域9號煤層平均厚度取1.5m,工作面采用綜合機械化長壁采煤法,全部垮落法管理頂板。工作面運輸順槽和軌道順槽均沿9號煤頂板布置,矩形斷面,掘進斷面尺寸為4.0×2.7m,開切眼掘進斷面尺寸為5.7×2.2m。受地質條件影響,工作面順槽受相鄰工作面的采動影響較小,9號煤工作面長度變化較大,工作面長度為170~200m,工作面之間區段煤柱為15m。
數值分析軟件FLAC3D是基于拉格拉日差分方法的顯示有限差分計算程序,能很好地模擬各種地質材料在達到屈服或強度極限時發生的塑性流動的力學行為或彈塑性破壞,分析漸進破壞和失穩,特別適用于模擬地下巷道以及硐室的開挖和圍巖的屈服破壞以及受力情況的模擬計算[1-5]。本次研究運用該數值分析軟件完成分析在不同支護方案下,掘進階段及工作面回采階段的巷道圍巖受力及變形位移情況的計算。
由前面分析可知,9號煤層回采巷道沿煤層頂板布置,矩形斷面,運輸順槽及軌道順槽的斷面尺寸及支護參數相同,掘進斷面尺寸為4.0m×2.7m,工作面開切眼掘進斷面尺寸為5.7m×2.2m。
根據工作面的實際開采條件以及建模的要求,設置模型尺寸為長×寬×高=300m×300m×70m。模型四個側面為水平固定邊界,底部為固定邊界,模型共劃分434160個單元,452925個節點,模型模擬9號煤層厚1.5m。模擬時煤層埋藏深度按最大埋深考慮,取300m。上覆巖層的重力按均布載荷施加在模型的上部邊界。
在已經賦值平衡模型的基礎上,首先對8號煤層進行回采開挖,并計算平衡。之后進行開挖9號煤工作面順槽,開挖的同時按照設計方案對巷道進行支護,計算運行到收斂。然后進行9號煤層工作面回采,工作面回采分步進行,每開挖5m,模擬運算2000步并保存模型文件,依次循環直至工作面推進完成。最后分析在不同支護方案下,掘進階段及工作面回采階段的巷道圍巖受力及變形位移情況。
圖1所示為順槽不支護時的巷道圍巖的塑性區、應力分布、位移分布的狀態圖。可以看出,工作面順槽不支護時,工作面順槽兩幫的塑性破壞深度為1.0m,頂板破壞相對較少,破壞深度為0.5m。巷道垂直應力集中于巷道兩幫的煤體內及巷道兩幫的底角,最大垂直應力為11MPa,應力集中系數為1.47。巷道兩幫移近量為39.5mm,頂板下沉量為12.9mm,底板鼓起量為5.0mm,頂底板移近量為17.9mm。整體來說,工作面順槽無支護時,巷道破壞主要體現在巷幫,巷幫破壞深度為1.0m,兩幫的位移量為39.5mm,幫部變形破壞比較嚴重,對巷道進行支護設計時,應特別注意對巷道兩幫的支護。

圖1 巷道圍巖支護狀態(無支護)
圖2所示為8號煤不同賦存狀態時,9號煤回采巷道圍巖的應力狀態。8號煤未開采時,9號煤回采巷道垂直應力集中于巷道兩幫的煤體內及幫部的底角,最大垂直應力為12.6MPa。由圖2(b)可知,對于8號煤采空區,8號煤開采之后,其采空區原巖應力重新分布,8號煤底板及9號煤頂板應力得到一定程度的釋放,有利于9號煤回采巷道的布置。由圖2(c)可知,對于8號煤層區段煤柱,8號煤采空之后,其上覆巖層的壓力降集中于區段煤柱,其應力通過8號煤層底板傳遞到9號煤層頂板,9號煤層巷道進出8號煤層區段煤柱時,9號煤巷道圍巖應力將有所增加,不利于9號煤層的巷道支護。

圖2 不同位置時9號煤巷道圍巖應力狀態
對于8號煤層區段煤柱及采空區,巷道位于區段煤柱下方時,巷道圍巖的應力有所增加,巷道圍巖破壞范圍較采空區下方的大,巷道掘進遇到8號煤層區段煤柱時,在進出煤柱及煤柱下方時,應特別注意巷道圍巖的破壞情況,尤其是巷道幫部的破壞情況,根據現場的情況必要時采用加強支護措施。