沿空巷道小煤柱留设及其支护技术研究

2014-03-23余伟健

采矿技术 2014年6期

刘海，冯涛，余伟健,，王平

(1.百色百矿集团有限公司，广西百色 533000；2.湖南科技大学煤矿安全开采技术湖南省重点实验室，

0 引言

沿空掘巷小煤柱护巷是目前煤炭回采率较高而巷道围岩应力相对简单的一种先进的掘巷和护巷技术。在煤炭资源相对匮乏的南方煤矿提高煤炭回采率具有重要意义，因而小煤柱沿空掘巷技术在南方煤矿具有广泛的应用前景。众多学者对该技术进行过深入研究，并得到了一些有益的结论[1￣8]。

作者在总结前人的研究成果的基础上,得出沿空掘巷技术成功的关键是将巷道置于应力相对较低的区域，即确定合理的煤柱宽度。同时，提出切实有效的支护方案，控制巷道围岩的变形以及顶板岩层的离层。

1 工程概况

广西百色东怀煤矿的1201工作面作为该矿I煤层首采区已经于2006年12月采完，为了提高煤炭资源采出率，现准备针对该工作面上方的3I01工作面煤炭进行回采， 3I01工作面布置在三采区，具体空间位置如图1所示。

图13I01工作面位置

整个三采区的地面属丘陵地貌，地表标高平均为+198 m，上部分回采工作面的标高平均约30 m。待采的I煤层厚2.8～3.2 m，煤层倾角14°～20°，煤层结构复杂，以暗煤为主，条带状结构，含砂质透镜体，3～5层碳质泥岩夹矸，厚0.1～0.6 m。煤层为低沼气煤层(含量为5.33 m3/t)，煤尘有爆炸危险，煤层的自燃倾向性等级为I类，属易自燃煤层。根据相邻工作面巷道掘进揭露的情况看，该煤层赋存较为稳定。顶板伪顶易脱落，直接底遇水变软，顶底板情况见表1。

表1 煤层顶底板岩性

2 小煤柱合理宽度的确定

2.1 确定小煤柱宽度的原则及理论计算

煤柱宽度是影响巷道围岩稳定的重要因素，既要考虑不同煤柱宽度时上区段顶板破断运动形成的侧向压力的影响，又要考虑本区段回采时的超前支承压力的影响，既要研究合理的煤柱宽高比，又要研究煤柱合理的支护形式及参数。在综合分析诸多影响因素的前提下确定最佳煤柱宽度。对于东怀煤矿综采沿空掘巷，采用较小的煤柱宽度，在符合综采采场顶板运动规律及支承压力分布规律的前提下，充分发挥锚杆支护的作用，以控制煤柱非稳定塑性区的扩展，减少煤柱损失，这是小煤柱护巷的基本原则。

目前，确定煤柱宽度的方法主要有4种：经验法、理论计算法、数值模拟法以及实测应力法。经验法缺乏科学性，理论计算法只能计算出简单的力学模型缺乏实用性，这两种方法都只能作为选择煤柱宽度的初步参考。数值模拟法可以模拟不同煤柱宽度和支护方案条件下的巷道围岩稳定性，但仍需对力学模型进行简化。而实测法是一种简单、直接、可靠的设计方法，但不能对多种宽度煤柱同时进行实测。因此，需将4种方法结合起来，综合分析得出最合理的小煤柱宽度，具体实施方案为：首先根据经验公式初步确定小煤柱宽度的范围，再结合数值模拟的放方法将在初步确定的煤柱宽度范围内取多种煤柱宽度分别进行模拟，得出相对较优的煤柱宽度，最后根据模拟得到的煤柱宽度进行初步施工，并对巷道围岩应力和变形进行现场实测，根据实测结果适当调整煤柱宽度，得到最优的煤柱宽度。侯朝炯[9￣11]等人认为合理的煤柱宽度应该具有3个部分，包括塑性区X1，安全富余段X3，以及锚杆有效长度X2，如图2所示。

图2 煤柱宽度计算示意

其中，X1根据经验公式计算，X2根据锚杆的有效支护长度取值，这里取1.6 m。

(1)

X3=(X2+X1) (30%～50%)

(2)

式中：m为工作面采高,m；A为侧压系数；γ为上覆岩层平均容重,kg/m3；H为采深,m；φ0为煤体内摩擦角,°；C0为煤体内聚力 ,MPa；K为应力集中系数；Pz为上区段的支护阻力,MPa；

代入相关参数进行估算，可得X1=2.1 m，X3=1.11～1.85 m，因此得到煤柱的合理宽度范围为4.81～5.55 m，初步确定以5 m为计算基准，划分数值模拟的试验水平，考虑到与大煤柱的对比将模拟水平确定为：3，5，10，15，22 m和35 m。

2.2 不同宽度小煤柱的数值模拟

根据岩石物理力学参数以及矿井岩层柱状图，数值模拟计算采用摩尔-库仑模型，具体围岩参数值根据测试报告和现场情况确定如表2所示。

建立的如图3所示数值模拟模型，长400 m，宽200 m，高120 m，3 m煤柱的模型共116000单元块，124230个节点。计算模型的左右和底部取位移边界，而上部取应力边界，其应力为上部覆岩层的自重应力，根据实际围岩介质，在此取上覆岩层的容重γ=2500 kg/m3，h=78 m，由此可以计算出上边界的应力为1.95 MPa。由于构造所引起的水平构造应力较小，因此，侧压系数(λ)可定为1。

表2 主要岩层力学参数

图3 数值计算模型

根据建立的数值模型对不同宽度煤柱在掘巷和回采期间的应力场和位移场进行数值模拟，将模拟结果导入tecplot软件进行后处理，不同宽度煤柱时的垂直应力场如图4所示。

图4不同煤柱宽度的垂直应力场

由图4可以看出，3 m和5 m小煤柱时，巷道处于应力降低区；当煤柱宽度为10，15 m和22 m时，巷道处于高应力区；当煤柱宽度为35 m时，巷道基本远离高应力区进入原岩应力区中。对不同宽度煤柱内的垂直应力进行监测，结果分别见图5和图6所示。

根据图5可以看出，随着煤柱宽度的增大，煤柱内的最大垂直应力增大，当煤柱宽度为22 m时,达到最大，当煤柱宽度为35 m时，垂直应力峰值有所减小，并出现两个峰值。由图6可以看出当护巷煤柱为3～5 m小煤柱以及10～22 m的中等宽度煤柱时，随着煤柱宽度的增大，煤柱水平变形量逐渐增大。护巷煤柱为35 m宽煤柱时，巷道围岩变形量显著减小。因此，根据理论分析和数值模拟的结果初步确定煤柱宽度取5 m是较为合理的。

图5 煤柱内垂直应力分布

图6 煤柱内部水平位移

3 支护方案及参数

3.1 3I01工作面进风巷支护设计

基于沿空留巷围岩控制机理和小煤柱的留设原则,结合东怀煤矿的工程实际，提出了东怀煤矿5 m小煤柱沿空掘巷岩控制技术，即：长锚索控制顶板离层、高强度帮锚杆限制两帮变形，底角倾斜锚杆防止巷道底鼓。为保证工作面巷道在最终变形后能满足通风、运输、行人等安全生产需要，应适当预留巷道断面(200 mm)以满足变形的要求。因此，巷道沿着煤层走向，净宽为4.0 m，中线不低于3.0 m。基于松动圈理论进行巷道支护设计，根据现场的岩体内部结构窥视初步分析，顶板结构较好，只有靠近采空区顶板有一部分裂隙，裂隙位置位于顶板5～6 m深，即待采工作面(3I01)风巷必须设置不少于7 m长的锚索支护。因此，对巷道采用锚杆、金属网、H型钢带和锚索进行联合支护，具体锚杆及锚索布置方式见图7。

3.2 交叉口、切眼和破碎顶板的加强措施

对于3I01进风巷，在顶板破碎处或在交叉口、切眼为了加强支护可靠近小煤柱帮(下帮)0.2～0.3 m设一排液压单体+顶梁，液压单体间距为1.5 m左右，单体竖直支撑在顶梁的中部，顶梁平行巷道。液压单体的初撑力不小于90 kN，液压单体的铁鞋必须接到实底。另外，由于交叉口、切眼处和破碎处巷道的应力集中现象较为严重，容易由于支护不足造成顶板冒落等事故，因此，在遇到交叉口、切眼处和破碎处应加强支护。加强支护主要采用液压单体支柱，支护密度根据矿压显现和顶板破碎程度而定，其排距一般为1.5 m左右。液压单体分别靠近两帮0.2～0.3 m布置。

图7 巷道支护方案

4 现场应用监测

根据初步设计方案进行现场施工并对巷道表面位移、顶板离层情况以及围岩应力状态进行监测，以便对支护方案及参数进行反馈修正。采用“十”字观测法进行测量巷道围岩相对变形量，并判断围岩稳定性。对6个断面监测，其中C、D断面为试验段巷道断面、A、B、E、F断面为对比断面，监测结果见图8、9所示。从图8、图9可知,对比段A、B、E、F断面的最大移近速度为6.3 mm/d，累计移近量达80 mm，而试验断面C、D断面的最大移近速度为3.3 mm/d，累计移近量为42 mm。巷道掘出后变形速度最大，20 d后逐渐变缓，40 d后开始减小，两个月后基本趋于稳定。