窄煤柱的留设和矿压机理分析

范新民

(山西焦煤西山煤电集团公司镇城底矿,山西省太原市,030203)

★煤炭科技·开拓与开采 ★——兖州煤业股份有限公司协办

窄煤柱的留设和矿压机理分析

范新民

(山西焦煤西山煤电集团公司镇城底矿,山西省太原市,030203)

运用理论分析及现场调查的方法研究分析了镇城底煤矿不规则煤体回收工作面围岩结构特征、工作面矿压显现特征,对拟回收不规则煤体回采工作面顶板压力进行了预测,并据此确定了窄煤柱参数。

不规则煤体开采 窄煤柱留设 矿压机理

AbstractStructural characteristics of rock formations of working face of irregular coal bodies of Zhenchengdi Coal M ine has been studied by theoretical analysis and field investigation. The emerging characteristics of m ining p ressure of wo rking faces has been analyzed and the roof p ressure of working face for recovering irregular coal bodies of Zhenchengdi Coal M ine has been p redicted.Thus the design parameters of narrow coal pillars has been established.

Key wordsmining of irregular coal bodies,design of narrow coal pillars,rock psessmechanism

1 矿井概况与项目背景

镇城底矿地处西山煤田西北边缘,设计生产能力为150万t/a,于1986年11月20日投产。全井田地质构造复杂,断裂构造发育。投产至今陆续揭露断层620条,其中落差3 m以上断层169条,断层密度为3.9条/km2。这些断层纵横切割,严重影响采掘部署和采面效率,由于工作面只能在断层之间布置,因此大多是孤岛工作面,其周边留下大量的煤柱和边角三角煤。由于煤质为优质的肥煤、焦煤,所以最大限度地提高资源回收率,具有巨大的经济效益。提高资源回收率的办法:

(1)可不留煤柱即无煤柱回采;

(2)布置短小工作面,尽量将断层之间的资源回收;

(3)尽可能使煤柱几何尺寸小。

本文针对减小煤柱几何尺寸,即留设窄煤柱开采这一方法进行了实践,并作了理论分析。

2 工程实例

2.1 22115工作面窄煤柱留设

南一采区22115工作面所采煤层为2#、3#煤层,北为12210已采工作面,南邻22102-1已采工作面,北东为22117已采工作面,北西为22113工作面采空区。煤层厚度约3.19 m,煤层稳定,煤层整体呈向斜构造,轴向为北85°东。22115工作面地质构造复杂,与22117工作面间净煤柱只有5 m。

2.2 18117工作面窄煤柱留设

18117工作面所采煤体,位于西一采区,北邻18113回采工作面 (已采空),南为西下组轨道巷、回风巷、带式输送机巷,西邻18115回采工作面和18111回采工作面 (已采空),东为18109回采工作面 (已采空),煤体总宽度仅约50 m,若不采用窄煤柱巷道布置,将无法采用壁式开采。因此,经过研究决定,18117工作面与18109工作面间仅留2 m煤柱。18117工作面长40 m,走向长750 m,采出煤炭近20万t。

3 矿压与变形机理分析

3.1 小煤柱变形分析

虽然小煤柱的支撑作用不足以改变老顶岩块的回转运动,但老顶岩块的回转却严重地影响着小煤柱的变形与破坏特征。下沉量。

图1 小煤柱变形分析

煤柱处于塑性状态时,其横向膨胀变形总量可按下式近似计算:

设煤柱中线两侧老顶岩块的长度分别为L1、L2,总长为L,如图1所示,则岩块回转稳定后煤柱及直接顶岩层的压缩总量为:

若顶板、煤柱都处于弹性状态 (L1很小时可能出现的状态),则各自的压缩量分别为:

式中:△(Σh)——直接顶岩层的压缩总量,m;

m——煤层厚度,m;

△m——煤柱的压缩变形总量,m;

△h——煤柱及直接顶岩层的压缩变形量, m;

KZ——煤柱碎胀系数;

KDK——顶板碎胀系数。

若顶板处于弹性状态,而煤柱处于塑性状态,则△h几乎全部为煤柱的塑性压缩量 (弹性变形被忽略);反之,若顶板处于塑性状态,而煤柱处于弹性状态,则△h几乎全部为顶板岩块的塑性压缩量。可见,若能通过支护措施提高煤柱的屈服强度,使其大于直接顶岩块的屈服强度,从而使老顶回转运动造成的支撑结构的压缩量尽可能多地被顶板所吸收,则可减小煤柱的压缩量,从而减小顶板

式中:Lc——煤柱宽度,m;

△Lc——煤柱宽度横向膨胀变形量,m;

Kc——煤柱碎胀系数;

△m——煤柱的压缩变形总量,m。

3.2 煤柱支承力与顶板下沉量的关系

根据以上分析,老顶岩块形成砌体梁平衡结构之前给煤柱造成的压力由煤柱的压缩量、刚度和强度所决定。老顶岩块触矸后,给煤柱造成的压力将由砌体梁结构承载作用的发挥程度决定,砌体梁结构的承载作用又受煤柱和顶板统一结构体刚度的影响。通常,煤柱及顶板统一结构体的刚度大时煤柱中的压力大;刚度小时压力小;完全刚性时压力最大,近似为老顶岩块重量及其载荷的一半 (砌体梁的作用完全未发挥);刚度是0时,压力为0(砌体梁的作用完全发挥)。煤柱支承力与老顶回转造成的顶板下沉量的关系由煤柱、顶板的刚度及强度的绝对大小和相对大小所决定,如图2所示。

图2 煤柱支承压力与老顶回转造成的顶板下沉量的关系

图2中,横轴为老顶岩块处于平衡状态所需的煤柱支承力,纵轴为老顶回转造成的顶板下沉量。曲线1为煤柱的屈服强度小于顶板的屈服强度时的曲线,此时,老顶岩块的回转运动所需空间主要由煤柱的压缩变形来提供。由于直接顶强度较高,传力能力较强,故煤柱支承压力的可变化范围较大,但其变化对顶板下沉量的影响不大;曲线2为煤柱的强度大于顶板的强度时的曲线,此时,老顶岩块的回转变形空间主要由直接顶的变形提供。由于直接顶强度较低,传力能力不大,故煤柱支承压力的变化范围较小,且支承压力的变化对顶板下沉的影响很小。

3.3 限定变形状态分析

当老顶岩块位于煤壁内的长度较大时,其回转为限定变形方式。即由于煤柱-顶板支点距离转动轴较远,故其支承力大小将会对老顶岩块的回转位移产生影响。以下仅就煤柱受力情况以及煤柱的屈服强度小于顶板的屈服强度时变形情况进行讨论。

围岩结构处于平衡状态时煤柱变形与受力的关系曲线,如图3所示,其中A点所对应的位移值为老顶触矸前煤柱所发生的压缩变形量,其大小为:

式中:△U0——围岩结构处于平衡状态时煤柱变形量,mm;

L1——煤柱中线内老顶岩块的长度,m;

L——老顶岩块的总长,m;

m——煤层采高,m;

K0——老顶碎胀系数。

图3中A点所对应的煤柱支承力为老顶岩块触矸前的值,依据关键层理论及砌体梁理论分析,其大小应为

式中:Q——老顶岩块自重及其载荷,N;

QD——破断直接顶重量,N。

图3 围岩结构处于平衡状态时煤柱变形与受力的关系

可见,老顶岩块触矸前形成平衡状态所需的煤柱支承力为常量,但此阶段的顶板下沉量却为变量,这说明老顶岩块在触矸之前的任意位态,只要受到煤柱P0大小的支承力的作用,其回转运动就会停止。

老顶岩块触矸后,冒落矸石近似呈现粘塑性特性,按图2中曲线2所示的应力应变规律,发挥其支撑作用,从而使煤柱上的压力随变形的增加逐渐减小。图3中B点所对应的煤柱支承压力为直接顶岩块与老顶岩块离层时的值,其大小为

式中:Pt——直接顶岩块与老顶岩块离层时的煤柱支承力。

之后,煤柱所受压力将保持稳定,但变形量可能继续增加。

3.4 老顶断裂位置处于煤壁之外

老顶断裂位置处于煤壁之外时,其回转运动状态与断裂位置处于煤壁之内时相比无明显区别,但老顶岩块的回转不会对煤柱变形造成直接影响,即老顶岩块的回转运动状态几乎与煤柱的变形无关。此时煤柱的变形、破坏特征主要取决于采、掘造成的应力重新分布过程以及煤柱与直接顶力学参数以及其间的相对大小关系。

据前分析,根据采掘关系的不同,煤体-小煤柱回采巷道可分为沿空留巷和沿空掘巷两种情况。通常,两种情况下围岩结构的最终形态无明显区别,因此,相应位置的顶板及煤体的变形总量也基本一致。但是,若是老顶破断位置在煤壁之外条件下的采后掘巷,且未破断老顶的悬露长度较大,则由于掘巷后支撑条件的减弱,老顶岩层可能再次于煤体内发生断裂,具体断裂位置因悬露长度及支撑条件的不同可能位于巷道上方、实体煤帮上方等。若如此,则新产生的老顶岩块的回转将对巷道稳定状态产生致关重要的影响,其情形将属于上述限定变形状态。沿空留巷与沿空掘巷的另一重大区别是巷道形成后围岩及其支护所经历的结构变化过程的差异。

4 巷道支护及矿压观测研究

4.1 巷道支护

岩层结构特征的分析以及沿空巷道应力场特征的分析结果表明,不规则小块段煤体边缘区域在支承压力多次重新分布过程中,大多处于不同程度的破碎状态,因此,在其服务期间要经历大变形过程。这就要求所采用的支护应具备适应大变形的能力。

巷道掘进采用“锚杆+钢筋梯子梁+金属菱形网+锚索”进行支护,顶锚杆采用 M SGLW-335/20-2200型高强度锚杆树脂锚杆,“5.5”排矩形布置,排间距 0.8 m×0.8 m,树脂药卷M SCK2355型、M SZ2355型各1卷。

顶锚索采用SKP(L)17.8-6/1860型锚索,长度为6.3 m,“2.2”排矩形布置,排间距3.0 m ×2.4 m。

帮锚杆为M SGLW-335/18-1800型树脂锚杆,距形布置,间排距0.9 m×0.8 m。

帮锚索为 SKP(L)17.8-6/1860型锚索,长度为6.3 m、5 m等。

工作面回采时两巷超前支护距离扩大到100 m,支柱采用DZ28-25/100型外注式单体液压支柱。

对于变形位移较大时,采用劈帮拉底保证巷道最小断面。

对于锚杆、锚索失效,顶板已破碎时,套密集金属棚支护并加大点柱支护。

4.2 采动影响下窄煤柱掘进矿压观测及数据分析

4.2.1 矿压观测点数据分析

2008年8月中旬,开始在22115运输巷道开口施工,至9月2日已掘进巷道130 m,距正在开采的22117工作面煤壁5 m,开始对巷道受采动影响断面变化情况进行了观测,随巷道掘进在距开口130 m、160 m、190 m、220 m、250 m共设测点5个,进行观测。观测发现,22115运输巷道150～180 m段采掘交汇区,小煤柱帮10余根锚索预留长度缩减200～250 mm,顶帮回缩、底鼓严重, 190～280 m段,动压影响区,顶底板移近量不大,但两帮回缩严重,最多移近1.65 m,是受影响最大的地段。

4.2.2 锚索 (杆)测力计观测数据分析

22115运输巷道共安装锚索 (杆)测力计 3个,观测数据如表1所示。

表1 22115运输巷道锚索 (杆)测力计观测数据

4.2.3 顶板离层仪数据分析

22115运输巷道共安装顶板离层仪8个,分别在里程 70 m、120 m、170 m、220 m、270 m、320 m、370 m、420 m处,观测数据如表2所示。

表2 顶板离层仪数据

观测数据分析:结合现场巷道围岩变化情况,我们可以看出,未受采动影响区域,仅有岩层浅部少量变化;采动影响区域最大离层量仅18 mm,未能反映实际情况,说明顶板离层仪安装区域不够高,顶板在较大高度整体发生下沉;压力稳定区域顶板离层量最大24 mm,较能反映实际情况,即顶板离层量不大。

5 结论

(1)留小煤墙或窄煤柱沿空掘巷,可能正好使巷道处于残存的支承压力峰值下。掘巷之前的巷道和采空区之间的窄煤柱在掘巷后强度急剧降低,对顶板的支撑作用大幅度下降或消失,引起煤柱向巷道方向强烈地位移。巷道另一侧的煤体也会因支承压力的转移效应向巷道方向显著变形。同时,伴随有顶板强烈下沉和底板鼓起。

(2)留小煤墙或窄煤柱护巷,围岩变形的显著特征是围岩变形量远大于沿空掘巷,同时,巷道的压力主要来自小煤墙或窄煤柱一侧。

(3)沿尚未稳定的采空区边缘掘巷,由于上覆岩层的大范围移动没有终止,所以即使是护巷煤柱宽度较大,掘巷期间的围岩变形量仍然很大,巷道维护困难,因而很少采用。现场采空区稳定时间约1～2个月,采空区稳定后掘巷效果较好,采煤超前压力对掘进巷道影响不大。

(4)采掘初次交锋对巷道掘进影响不大。

(5)采煤工作面后方100 m内采空区压力对掘进巷道影响较大。

(6)巷道实体右侧压力显现大,位移大,但与西下组2 m小煤柱相比左侧帮压力显现也偏大。

(7)锚、网、梁、索结合点柱支护可以经受采动影响,巷道变形在控制范围内。根据不规则煤体应力状态及物性状态特征,巷道布置采用沿空巷道;根据回采巷道的大变形特征,巷道围岩控制原则确定为变形控制的原则。采用以上巷道围岩控制措施后,提高了支护系统的变形适应性,并有效防止了破碎围岩的漏冒,提高了巷道的稳定性。

(8)镇城底煤矿采用窄煤柱布置技术共开采回收了5个工作面,回收煤炭约160万t,与常规煤柱生产工艺相比,多回收煤炭约40万t,实现经济效益2亿元。延长矿井服务年限5年。

[1]钱鸣高.采场矿山压力与控制 [M].北京:煤炭工业出版社,1983

[2]王同旭,秦忠诚,时连强.围岩变形的时间性与支护作用原理 [J].矿山压力与顶板管理,2001(4)

[3]兖矿集团有限公司编.兖矿集团有限公司煤巷锚杆支护技术 [M].北京:煤炭工业出版社,2001

(责任编辑 张毅玲)

The design,reservation of narrow coal pillarsand analysis of m in ing pressure mechan ism

Fan Xinmin

(Zhenchengdi M ine,Xishan Coal&Power Group L td.Of Shanxi Coking Coal Group, Taiyuan,Shanxi p rovince 030201,China)

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范新民 (1964-),男,高级工程师,矿长,长期从事煤矿生产和建设技术管理工作;在井巷支护、矿山压力及岩层控制等方面具有丰富的实践经验。为中国岩石力学与工程学会/软岩工程与深部灾害控制分会理事。