近距離煤層過空巷底板破壞機制及支護對策

史占東 ,趙鐵林

(1.晉能控股煤業集團同忻煤礦山西有限公司,山西 大同 037001; 2.天地科技股份有限公司開采設計事業部,北京 100013; 3.中煤科工開采研究院有限公司,北京 100013)

“十四五”末期全國煤礦數量預計控制在4 000處以內[1]。伴隨著大量礦井資源整合完成,開采過程中將面臨許多原有小煤礦開采遺留的廢棄空巷,這些空巷賦存條件復雜,且空巷周邊仍有大量煤炭資源,通過回收空巷周邊的煤炭資源可提高礦井服務年限[2-3]。然而,空巷由于遺留時間較長、經歷采動影響坍塌或破壞、部分空巷還存在水、瓦斯等問題,在采掘工作面過空巷時容易出現大面積礦壓問題,導致空巷片幫、冒頂和壓架等安全事故;特別是當煤層傾角較小,加之整合前老窯采空區分布雜亂,形狀不規則,難以做到精確勘測,井田工作面布置和安全回采存在較大安全隱患[4-9]。

前期國內外學者對工作面跨空巷回采方面進行了探索性研究,并取得不同程度的實踐效果,目前研究多集中于支承壓力分布、圍巖變形破壞特征及空巷加強支護措施等方面[10-16]。部分近距離煤層整合礦井(層間距0～9 m)跨空巷回采礦壓顯現更加強烈,底板變形破壞問題更加顯著,目前關于近距離煤層過空巷技術方面研究較少,對能否安全通過下方空巷區域沒有十足把握。因此極有必要針對近距離煤層工作面回采過空巷期間底板變形破壞機制及支護對策展開系列研究,保證工作面安全高效回采。

1 工程概況

某礦18201工作面現主采8號上煤,地面標高+960～+1 066 m,煤層底板標高+899～+917 m,上覆基巖和表土層厚度為43～167 m,18201工作面推進長度為2 188 m,工作面凈寬213 m,可采面積為466 044 m2。煤層厚度為3.2～4.0 m,平均厚度為3.65 m,容重為1.64 t/m3,地質儲量為279萬t,可采儲量為273萬t。工作面煤層頂板一般為泥巖,偽頂為厚度0.2～0.4 m的泥巖,局部發育,厚度不穩定,開采時隨煤層一起脫層垮落;直接頂與直接底均為較堅硬的砂質泥巖,厚度分別為10.5～18.3 m、1.5～5.5 m。

工作面下方有多條空巷,為原小煤窯開采所留,空巷沿煤層底板掘進。上下兩層煤間夾矸為中等堅硬巖層。工作面開采以前對空巷所在區域位置進行地質勘探,探測的空巷分布位置如圖1所示。

圖1 工作面下部煤層空巷所在位置Fig.1 Location of coal seam goaf roadway in lower part of working face

圖1中,2號空巷(圖1中黃線標注)與工作面傾向平行,長度為42 m,下文以2號空巷為研究對象,采用理論分析、數值模擬及現場監測等方法 對工作面過2號空巷時底板變形破壞機制及支護對策展開研究。

2 工作面過空巷底板變形破壞穩定性分析

2.1 工作面回采底板破壞深度分析

回采工作面移動支承壓力將應力集中在前方煤體和工作面底板深部,并在一定深度進行重新分布[17],底板巖層形成塑性破壞區,由主動極限區域OAB、被動極限區域OCD、過渡區域OBC構成,如圖2所示。

圖2 極限狀態下底板巖體塑性破壞區剖面示意Fig.2 Schematic diagram of the plastic damage zone of the bottom slab in the limit state

支承壓力會對底板造成破壞,其影響因素包括開采深度、工作面長度等;底板巖層的力學性能及發育狀況等也對其有所影響,由于2層煤之間是泥巖,所以底板破壞深度按照斷裂力學和塑性力學分析。

按斷裂力學分析:

(1)

式中,γ為底板巖體容重,取25 kN/m3;H為煤層埋深,取100 m;L為上層工作面傾斜長度,取213 m;Rc為底板巖石抗壓強度,取26.25 MPa。

計算得出,Dmax=0.75 m。按塑性力學分析:

(2)

式中,φ0為底板巖體內摩擦角,取30°;H為煤層埋深,取100 m。

計算得出,Dmax=11 m。

由力學分析可知,工作面底板0.75 m范圍以內發生脆性斷裂,底板0.75～11.00 m內發生塑性破壞,巖層強度有所降低。

2.2 工作面過空巷時底板穩定性分析

工作面通過空巷時,主要影響空巷頂板穩定性的為支架自身的重力及形成有效支撐時產生的阻力,即支架底座全部進入空巷頂板區域時,為工作面最危險時刻[18]。將對空巷頂板的支撐力F視為整個空巷頂板寬度的平均負荷q,即跨度為6.0 m的兩端固支巖梁,如圖3所示。

圖3 空巷頂板固支梁力學模型Fig.3 Mechanical model of the solid supporting beam on the roof of the goaf roadway

由材料力學可知,固支梁兩端彎矩最大,固支梁兩端上方受到拉伸破壞,與工作面平行的兩條傾向空巷對工作面安全通過威脅相對較大。

(3)

(4)

3 工作面過空巷數值模擬

3.1 模型建立

數值模擬計算采用FLAC3D軟件,所采用的工作面地質資料和頂、底板的力學參數見表1,數值模型如圖4所示。數值模擬切合實際情況,模型尺寸為180 m×150 m×60 m;模型四周及底部邊界限制位移,頂部施加2.5 MPa均布載荷,對工作面開采至2號空巷上方時進行模擬,從而整體分析圍巖整體控制效果[19]。

表1 巖石力學參數Tab.1 Rock mechanics parameters

圖4 數值計算模型Fig.4 Numerical calculation model

其中木垛的體素模型由FLAC3D中的“體素生成器”工具創建,并定義木材的彈性模量、泊松比、密度等材料屬性。木垛支護使用“接觸”和“集成”2種結構單元來模擬,使用“接觸”單元模擬木垛與地層之間的接觸行為,使用“集成”單元模擬木垛內部的結構行為。該結構單元設計承載壓力未超過木垛抗壓強度。

3.2 工作面推進至2號空巷時底板破壞情況

在工作面推進至2號空巷上方時,取工作面下方1、2、3、4 m處的底板破壞情況進行模擬。通過數值模擬分析,得出工作面下方1、2、3、4 m處底板破壞、圍巖塑性區范圍,如圖5—圖8所示。

圖5 不支護時底板破壞情況Fig.5 Damage to the floor without supporting

圖6 支護時底板破壞情況Fig.6 Damage to the floor during supporting

圖7 不支護時底板應力分布Fig.7 Stress distribution in the floor without supporting

圖8 支護時底板應力分布Fig.8 Stress distribution of floor during supporting

由圖5—圖8可知,當工作面推進至2號空巷時,底板深度1 m范圍內,受工作面采動影響明顯,底板破壞區域較大;底板深度2 m處受采動影響產生的破壞已經較小,底板深度3 m處僅在工作面與底空巷重疊的區域有破壞跡象。底板深度4 m處,上方工作面回采對底板破壞的影響已經不明顯,空巷上方頂板的破壞主要是巷道的開挖所引起的塑形變形。空巷采用木垛支護后,底板的破壞范圍和程度較未采用支護措施時有所降低,但木垛支護更大的意義在于避免使空巷頂板已經發生的塑性破壞向垮斷冒落發展。

底板破壞如圖9所示,底板應力分布如圖10所示。由圖9、圖10可知,空巷未采取加強支護時,工作面推進至2號空巷,底板破壞深度可達3 m左右,部分底板出現了完全破壞,從底板的垂直應力分布來看,拉應力上下貫通的情況在位移量較大的區域的兩側都出現了。

圖9 底板破壞Fig.9 Damage of floor

圖10 底板應力分布Fig.10 Stress distribution of floor

采取木垛支護后,工作面底板破壞深度降低至2 m以內,底板拉應力區域降低,與未采取支護措施相比,應力分布有明顯改善。

4 對底板空巷采用木垛支護設計

參考現有空巷主要頂板加固支護方式,對2號空巷采取了“#”形木垛支護措施[20]。不僅對運輸機機頭框架懸空區域,同時對機頭1號、2號、3號支架進行支護,采用實心木垛,每層為5根柳木道木,規格150 mm×150 mm×1 200 mm,間距60 mm,在此之后,采用石子、木墩、混凝土等對空隙進行填充,支護體距巷幫0.5～1.0 m,底板空巷剖面如圖11所示。

圖11 底板空巷剖面Fig.11 Section of the floor of goaf roadway

5 空巷頂板壓力與位移的監測與分析

為及時了解空巷頂板壓力和沉降情況,在空巷內安裝壓力計和頂板位移計,在木垛上部兩層枕木之間安裝壓力計;位移計固定在壓力計附近兩個木垛之間的道木上。壓力計和位移計通過信號轉換器和分站接入環網,并向地面傳輸信號,系統可實時監測空巷頂板的位移情況和壓力情況,并將空巷頂板的變形破壞情況通過壓力和位移的變化反映出來,以便及時采取相應措施后再通過工作面。

1個壓力計對應1個位移計,2號空巷內布置3個測點,測點編號分別為⑥、⑧、⑨。對空巷頂板的壓力和移位監測,可實現對空巷頂板的壓力和位移的實時監測,各測點的壓力和移位在9月10日前沒有明顯變化,表明空巷頂板在通過空巷前始終保持穩定。工作面通過2號空巷期間,監測到的位移、壓力變化曲線如圖12、圖13所示。

圖12 2號空巷測站頂板位移曲線Fig.12 Displacement curve of floor of No.2 goaf roadway measuring station

圖13 2號空巷測站頂板壓力曲線Fig.13 Pressure curve of floor of No.2 goaf roadway measuring station

由圖12、圖13可知,工作面在過底板空巷期間,空巷的頂板位移或下沉量最大不超過4 cm,頂板最大壓力不超過5 kN,空巷頂板在工作面通過期間所受到的變形壓力和變形量均較小。

由2號空巷內6號、8號、9號測站的位移和壓力曲線可知,當工作面支架通過2號平行空巷正上方時,空巷頂板位移量和壓力值均達到最大,當工作面完全通過平行空巷后,空巷頂板位移和壓力又逐漸減小到某一較小值,說明空巷頂板巖梁的所產生的部分變形為彈性變形。在工作面通過空巷過程中,工作面頂板通過支架傳遞給工作面底板也即空巷頂板以一定的作用力[15],該作用力導致空巷頂板局部發生塑形破壞,并可能伴隨有微小裂隙發生,但裂隙沒有貫穿整個頂板厚度,空巷頂板的完整性仍保持較好,沒有被完全破壞,因此可以確保工作面從其上方安全通過。

6 結論

(1)采用斷裂力學與塑性力學方法理論分析了工作面底板破壞深度,通過建立固支梁力學模型分析了工作面過2號空巷時底板穩定性,計算得到空巷支護與未支護條件下所能承受支架工作阻力。

(2)對是否采取支護進行FLAC3D數值模擬,分析圍巖塑性區及垂直應力變化規律,采取木垛支護后,工作面底板破壞深度與拉應力區域均減小,應力分布較未采取支護有明顯改善。

(3)18201工作面開采過程中對2號空巷采用“#”字型空心木垛加強支護,過空巷期間對頂板壓力與變形進行了監測,結果表明回采期間空巷頂板整體性較好,能使工作面在有木垛支護的情況下安全通過,可為類似近距離煤層回采過空巷底板變形破壞控制提供參考和依據。