王 宏,王建彬,趙 斌

(山西晉煤集團(tuán)技術(shù)研究院有限責(zé)任公司,山西 晉城 048006)

在整合復(fù)采和設(shè)計短視的影響下,綜采工作面過平行空巷成為礦井復(fù)雜條件開采中的常見難題之一。工作面在過空巷的過程中,由于受釆動支承壓力作用、巷道圍巖弱化、維護(hù)時間較長等多方面不利因素,空巷的頂板容易下沉、兩幫易片幫,甚至可能引起上覆巖層的移動或失穩(wěn)。當(dāng)綜采工作面與空巷貫通后,容易發(fā)生大面積的頂板垮落,甚至壓死液壓支架,嚴(yán)重影響煤礦安全生產(chǎn)[1]。

針對此問題,鄭志軍[2]建立了工作面過空巷的頂板力學(xué)模型,分析了工作面過空巷時上方基本頂?shù)钠茢辔恢?孫曉明等[3]基于巖層運(yùn)動中心建立的礦山壓力理論為指導(dǎo)思想,以切頂短臂梁為理論基礎(chǔ),提出了綜放工作面過空巷切頂卸壓結(jié)合恒阻大變形錨索支護(hù)技術(shù);鄭文翔[4]在分析工作面頂板物理模型的基礎(chǔ)上建立穩(wěn)定性力學(xué)模型,分析頂板穩(wěn)定性和煤柱穩(wěn)定性的關(guān)系;徐青云等[5]揭示了空巷頂板穩(wěn)定機(jī)理,確定頂板破斷產(chǎn)生滑落失穩(wěn)是造成壓架的主要原因,進(jìn)而確定維持空巷頂板穩(wěn)定的最小支護(hù)阻力;何向?qū)幍萚6]用FLAC3D軟件對比分析了工作面回采過程中,在木垛支護(hù)、錨桿支護(hù)和高水充填 3 種支護(hù)方式下空巷圍巖的穩(wěn)定性。

前人雖然做了大量的研究工作,但對不同因素下工作面過空巷時圍巖穩(wěn)定性的變化規(guī)律研究較少。因此,采用ANSYS軟件建立數(shù)值模型,分析埋深、采高、空巷寬度這三個因素發(fā)生變化時對工作面過空巷圍巖穩(wěn)定性的影響,給相關(guān)的設(shè)計和施工提供參考。

1 工作面過空巷圍巖穩(wěn)定影響因素分析

空巷的圍巖失穩(wěn)破壞主要表現(xiàn)為頂板下沉、兩幫片幫和煤柱破壞,采煤工作面與空巷貫通后易引起大面積的頂板垮落,因此空巷頂板管理顯得尤為重要,需要重點(diǎn)分析空巷頂板破壞機(jī)理。

如圖1、圖2所示,將空巷頂板簡化為受均布載荷q、兩邊固支的無限長梁進(jìn)行分析。

圖1 空巷頂板簡化力學(xué)模型Fig.1 Simplified mechanical model of abandoned roadway roof

圖2 空巷頂板組合梁彎曲截面Fig.2 Bending section of composite beam of abandoned roadway roof

對上述力學(xué)模型進(jìn)行受力分析,根據(jù)梁的對稱性,可取梁的一半長度進(jìn)行分析。由平衡原理,可得空巷頂板的撓度方程為

(1)

E1I1ym=q1-ky(0≤x≤∞) .

(2)

解方程(1)可得:

解方程(2)可得:

分析可知,空巷頂板破壞的主要影響因素有空巷寬度、空巷埋深、圍巖性質(zhì)、巖體完整性、空巷圍巖地應(yīng)力等[7]。另外,現(xiàn)場開采實(shí)踐證明,采高增加帶來的工作面礦壓顯現(xiàn)給工作面安全生產(chǎn)帶來重要影響,采高越大,工作面頂板壓力隨之增大,煤壁前方支承應(yīng)力集中程度也增大,形成的支承壓力峰值區(qū)距離工作面煤壁越遠(yuǎn),加劇了工作面煤壁片幫和冒頂,對工作面前方空巷的應(yīng)力分布產(chǎn)生影響[8]。因此,選取埋深、工作面采高、空巷寬度作為主要影響因素分析采煤工作面過空巷時的圍巖穩(wěn)定性。

2 數(shù)值模型

2.1 數(shù)值模型的建立

依據(jù)晉煤集團(tuán)長平礦的實(shí)際地質(zhì)條件,建立綜采工作面與空巷的ANSYS三維數(shù)值模型。為了簡化計算,做出以下假設(shè):

1)假定煤巖體是理想彈塑性體,不考慮煤巖體內(nèi)的各種結(jié)構(gòu)面。

2)假定初始應(yīng)力場為自重應(yīng)力場。

3)假定圍巖中無地下水,不考慮地下水對有效應(yīng)力的衰減作用[9]。

根據(jù)試算,排除邊界影響,該模型計算尺寸為1 000 m(長)×300 m(寬)×300 m(高)。采煤工作面傾向長度200 m,走向長度800 m,采高依據(jù)不同模擬情況進(jìn)行調(diào)整。由于采場各層巖性的不同,模型從上到下共劃分為5層,模擬計算中采用的各巖層計算參數(shù)見表1。

表1 煤巖體的力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal and rock mass

模型底部施加豎直方向位移約束,模型前后左右四個面上均施加水平方向位移約束,上邊界以上巖體質(zhì)量折算成均布荷載后施加于模型上表面,計算考慮重力作用,施加重力載荷。計算分兩步進(jìn)行,第一步模擬重力場,第二步模擬工作面的回采。

2.2 計算參數(shù)的選取

依據(jù)長平礦煤巖體力學(xué)參數(shù),工作面頂板以上巖層的平均重度近似取值2 000 kg·m-3,根據(jù)晉城礦區(qū)部分煤礦的實(shí)際情況,數(shù)值模型中綜采工作面埋深選取100 m、250 m、400 m,可計算出不同埋深對應(yīng)模型頂部載荷分別為2 MPa、5 MPa、8 MPa,綜采工作面的采高分別選為2 m、4 m、6 m,空巷的寬度分別選為3 m、5 m、7 m。

3 不同因素對綜采工作面過空巷影響分析

空巷的圍巖失穩(wěn)破壞主要表現(xiàn)為頂板下沉、兩幫片幫和煤柱破壞,因此重點(diǎn)分析在不同影響因素下,空巷頂板沉降值、煤壁位移值和煤柱切向應(yīng)力值的變化情況。

3.1 不同埋深下空巷圍巖穩(wěn)定性分析

數(shù)值模型中綜采工作面埋深選取100 m、250 m、400 m,換算成模型頂部載荷分別為2 MPa、5 MPa、8 MPa,模擬計算結(jié)果如圖3、圖4所示:

由圖3可知,綜采工作面過空巷時,隨著埋深的增加,空巷頂板沉降值和煤壁位移值不斷增加,近似呈正比關(guān)系。當(dāng)工作面與空巷距離小于25 m后,隨著工作面的繼續(xù)推進(jìn),空巷頂板沉降值和煤壁位移值顯著增加,位移曲線斜率明顯增大,空巷穩(wěn)定性越來越差。圖4為綜采工作面與空巷距離為10 m時的模型剖面圖,通過對比不同埋深下的煤柱切向應(yīng)力,可知不同埋深下的煤柱切向應(yīng)力分布規(guī)律基本相同；但隨著埋深增加,最大切向應(yīng)力值由5.54 MPa逐漸增大到20.19 MPa,煤柱內(nèi)應(yīng)力值增高明顯,穩(wěn)定性變差。由此可知,埋深變化會對空巷的穩(wěn)定性產(chǎn)生較大影響,埋深越大,空巷圍巖變形越大、煤柱內(nèi)應(yīng)力越高、巷道穩(wěn)定性越差、工作面過空巷時危險性越大。

圖3 不同埋深下空巷頂板和煤壁位移值Fig.3 Displacement of roof and coal wall of abandoned roadway under different buried depths

(a)埋深100 m

(b)埋深250 m

(c)埋深400 m圖4 不同埋深下空巷煤柱切向應(yīng)力剖面圖Fig.4 Section of tangential stress of coal pillar in abandoned roadway with different buried depths

3.2 不同采高下空巷圍巖穩(wěn)定性分析

分別選取采高為2 m、4 m、6 m,建立數(shù)值模型分析采高變化對工作面過空巷時圍巖穩(wěn)定性的影響規(guī)律,模擬計算結(jié)果如圖5、圖6所示。

圖5 不同采高下空巷頂板和煤壁位移值Fig.5 Displacement of roof and coal wall of abandoned roadway under different mining heights

由圖5可知,綜采工作面過空巷時,隨著采高變大,空巷頂板沉降值和煤壁位移值略有增加,變化不大,位移曲線近似重合。當(dāng)工作面與空巷距離小于25 m后,隨著工作面繼續(xù)推進(jìn),位移曲線斜率明顯增大,空巷頂板沉降值和煤壁位移值顯著增加,空巷穩(wěn)定性越來越差。

(a)采高2 m

(b)采高4 m

(c)采高6 m圖6 不同采高下空巷煤柱切向應(yīng)力剖面圖Fig.6 Section of tangential stress of coal pillar in abandoned roadway with different mining heights

由圖6的煤柱切向應(yīng)力剖面圖可知,采高不同,煤柱內(nèi)部切向應(yīng)力分布規(guī)律不同,隨著采高逐漸增加,煤柱內(nèi)部應(yīng)力集中范圍逐漸變大,但應(yīng)力集中系數(shù)變小,煤柱由局部高應(yīng)力變?yōu)檎w大范圍承載受力,擴(kuò)大了煤柱受力面積但轉(zhuǎn)移了局部的高應(yīng)力。由此可知,采高變大對空巷圍巖的位移變形影響較小,對煤柱的應(yīng)力分布影響較大,采高增加使煤柱承載受力面積增加,但應(yīng)力集中系數(shù)變小。

3.3 不同空巷寬度下空巷圍巖穩(wěn)定性分析

分別選取空巷寬度為3 m、5 m、7 m,建立數(shù)值模型分析空巷寬度變化對工作面過空巷時圍巖穩(wěn)定性的影響規(guī)律,模擬計算結(jié)果如圖7、圖8所示。

由圖7 可知,綜采工作面過空巷時,隨著空巷寬度增加,空巷頂板沉降值顯著增加,而空巷煤壁位移值變化不大。同樣,當(dāng)工作面與空巷距離小于25 m后,隨著工作面繼續(xù)推進(jìn),位移曲線斜率明顯增大,空巷穩(wěn)定性越來越差。由圖8煤柱切向應(yīng)力剖面圖可知,隨著空巷寬度增加,煤柱內(nèi)部切向應(yīng)力集中范圍逐漸擴(kuò)大貫通,且最大切向應(yīng)力值逐漸增加,由12.18 MPa增加至13.57 MPa,煤柱的穩(wěn)定性逐漸變差。由此可知,空巷寬度增加會顯著破壞空巷頂板穩(wěn)定性,同時會增大煤柱應(yīng)力,對煤壁位移影響較小。

圖7 不同空巷寬度下空巷頂板和煤壁位移值Fig.7 Displacement values of roof and coal wall under different abandoned roadway widths

(a)空巷寬3 m

(b)空巷寬5 m

(c)空巷寬7 m圖8 不同空巷寬度下空巷煤柱切向應(yīng)力剖面圖Fig.8 Section of tangential stress of coal pillar with different abandoned roadway widths

4 結(jié)論

1)隨著埋深的增加,空巷頂板沉降值、煤壁位移值、煤柱切向應(yīng)力值都逐漸增加,空巷穩(wěn)定性變差。

2)采高增大對空巷頂板沉降值和煤壁位移值影響較小,但會改變煤柱切向應(yīng)力分布,使煤柱承載受力面積增大,應(yīng)力集中系數(shù)變小。

3)空巷寬度增加會顯著破壞空巷頂板穩(wěn)定性,同時會增大煤柱應(yīng)力,對煤壁位移影響較小。

4)綜合不同影響因素分析可知，當(dāng)工作面與空巷距離小于25 m后,隨著工作面繼續(xù)推進(jìn),空巷頂板沉降值和煤壁位移值顯著增加,位移曲線斜率明顯增大,空巷穩(wěn)定性顯著變差,此時應(yīng)增強(qiáng)巷道和工作面的礦壓監(jiān)測、加強(qiáng)支護(hù),防止空巷煤柱破壞和頂板突然垮落。