回收残留煤柱巷道布置方式与控制技术研究

2014-11-26王航龙

中国煤炭 2014年6期

王航龙王鹏罗渊

(昆明煤炭设计研究院，云南省昆明市，650011)

近年来，为提高煤炭资源回收率、增加煤矿经济效益、延长矿井服务年限及改善邻近煤层开采时应力环境，国内许多矿井逐步尝试有条件地回收井田内的残留煤柱，并成功应用于现场工程实践。布置残留煤柱回收工作面时，为提高资源回收率，改善巷道应力环境，回采巷道一般采用沿空掘巷方式布置。但由于残留煤柱附近煤层已开采，伴随邻近工作面采掘高支承应力释放、转移以及强卸荷过程，采空区边缘煤岩体产生一定范围的松动破碎圈，确定窄煤柱宽度时，应尽量避免将巷道布置于松动圈内，以减小巷道的维护难度。本文基于山西省郭家山矿实际生产地质条件，采用理论分析、数值计算及现场工业性实践等方法，确定了残留煤柱回收工作面护巷煤柱宽度，针对性提出巷道围岩稳定控制技术，并成功应用于现场工程实践，为类似条件下巷道布置方式与控制技术的确定提供参考依据。

1 生产地质条件

试验矿井目前主采4＃煤层，平均煤厚4m，倾角5°，埋深180m，煤层赋存结构简单稳定，顶底板岩层特征如表1所示。

表1 煤层顶底板岩层特性

经过长期高强度开采后，井田内4＃煤层常规工作面已回采完毕，为延长矿井服务年限、提高煤炭资源回收率，开始规划回收矿区内的各种煤柱。计划首先回收一采区北部4309工作面与4313工作面间的区段煤柱，煤柱宽度57m，计划布置4311孤岛短壁工作面，回采巷道采用沿空掘巷方式布置，设计护巷煤柱宽度7m，工作面位置关系如图1所示。

图1 设计工作面采掘平面图

4311工作面回采巷道设计断面尺寸为3.8m×2.6m (宽×高)，均沿煤层底板留顶煤掘进，巷道走向长度610m，采用锚网索联合支护。依据设计方案，首先掘进4311轨道巷，巷道掘出52m后矿压观测结果显示，已掘段巷道矿压显现剧烈，两帮收敛速度较快，伴有局部片帮现象，且底臌剧烈，严重威胁着巷道正常掘进施工，巷道维护困难。基于此，决定重新设计护巷煤柱宽度与支护技术参数，以控制沿空巷道围岩大变形。

2 沿空掘巷煤柱宽度确定

2.1 数值计算模型建立

采用有限差分软件FLAC3D建立三维数值计算模型，如图2所示。模型尺寸为150m×80m×52m(X×Y×Z)。模型侧边限制水平移动、底部边界限制垂直移动，对模型上边界施加4.5MPa垂直载荷模拟埋深180m时上覆岩层的重量。模型屈服准则选用莫尔-库仑 (Mohr-Coulomb)准则，围岩物理力学参数如表2所示。模拟巷道开挖断面4m×3m (宽×高)，支护参数与现场施工支护参数一致。数值模拟过程为:原岩应力计算→回采4309工作面→回采4313工作面→开挖4311工作面回采巷道→回采4311工作面。

图2 数值计算模型

表2 煤岩层物理力学参数

计算时，首先回采4309工作面，计算平衡后再回采4313工作面，与现场采掘关系基本一致。为分析工作面采动影响下煤柱内应力演化规律，分别测取一侧工作面 (4309工作面)采空时与两侧工作面 (4309工作面、4313工作面)采空时，煤柱内垂直应力分布，应力分布曲线图如图3所示。

图3 残留煤柱内垂直应力分布曲线

由图3可知，不同回采条件下残留煤柱内垂直应力分布规律如下:

(1)4309工作面一侧采空时，残留煤柱内垂直应力呈 “单峰”状态分布，并依据与采空区边缘煤体距离的不同，分别形成应力降低区、应力升高区及原岩应力区，应力降低区范围约为0～5m，应力升高区范围约为5～30m，应力峰值约为18.4MPa，位于距采空区边缘煤体8m处。

(2)4309与4313工作面两侧均采空时，残留煤柱内垂直应力呈 “双峰”状态分布，无论从应力量值或应力分布形态方面较一侧采空时均存在较大差异，受两侧工作面回采支承压力叠加作用，残留煤柱内垂直应力峰值较一侧采空时增加2.3MPa，增幅约12.5%，应力的增加加剧了采空区边缘煤体破碎程度，导致应力峰值区往深部稳定围岩中转移，应力峰值与采空区边缘煤体的距离较一侧采空时增加约2m。

2.2 不同护巷煤柱宽度数值分析

2.2.1 模拟方案确定

由于残留煤柱宽度仅为57m，设计沿空掘巷护巷煤柱时应尽可能偏小，以提高煤炭资源回收率，若护巷煤柱宽度过于偏小，则易造成锚杆着力无基础，锚固效果差，同时易造成因煤柱裂隙发育而产生的工作面漏风、涌水等现象的产生。结合现场实际生产地质条件，模拟时选取护巷煤柱宽度为3m、4m、5m、6m、7m、8m和9m。由于试验巷道是在采空区顶板活动稳定后进行掘进的，巷道掘进并不扰动覆岩稳定结构，掘进期间变形较小，为此，本文主要分析回采期间煤柱应力分布与变形规律。

2.2.2 模拟结果分析

(1)煤柱内垂直应力分布规律。回采期间煤柱内垂直应力分布与护巷煤柱宽度的关系如图4所示。由图4可知，随着护巷煤柱宽度的增加，煤柱内垂直应力峰值从3.8MPa增加至14MPa；当煤柱宽度大于4m时，煤柱内开始存在峰值大于原岩应力水平的弹性核区，弹性核区的宽度随着煤柱宽度的增加而逐渐加大。沿空掘巷确定窄煤柱宽度时的基本原则是提高资源回收率的同时确保窄煤柱具有一定的承载能力，护巷煤柱宽度较大不但使其内部聚集大量变形破坏能，还增加了窄煤柱的维护成本，且降低了煤炭资源回收率，从煤柱应力分布方面考虑，护巷煤柱宽度应确定为4～5m之间。

(2)护巷煤柱变形特征分析。回采期间煤柱变形与煤柱宽度的关系如图5所示。由图5可知，回采期间煤柱沿巷道侧的水平位移随着煤柱宽度的增加呈现先减小后增加的趋势，分析产生变形破坏特征的主要原因为受工作面采动产生的高量值动压作用，原有巷道围岩稳定结构将重新调整，此时，若护巷煤柱过窄 (小于4m)，其承载能力过低易造成护巷煤柱的大变形；当护巷煤柱宽度大于4m时，煤柱内部存在稳定承载的弹性核区，其承载能力的增加诱使护巷煤柱承载部分采动支承应力，导致煤柱变形量随着煤柱宽度的增加而迅速增加，进而变形曲线出现先减小后增加的趋势。依据巷道煤柱帮变形与煤柱宽度间的关系曲线，确定护巷煤柱宽度为4～6m。

图4 煤柱宽度与垂直应力的关系

图5 煤柱宽度与煤柱变形的关系

2.3 合理护巷煤柱宽度确定

根据已有文献得知，合理的最小煤柱宽度B计算如下:

式中:x1——锚杆有效长度，m；

x2——邻近工作面回采在煤柱中产生的塑性区宽度，m；

M——邻近回采巷道高度，m；

A——侧压系数；

C0——煤体内聚力，MPa；

φ0——内摩擦角，(°)；

k——应力集中系数；

H——巷道埋深，m；

γ——岩层平均容重，MN／m3；

P0——巷道的支护强度，MPa。

根据该矿生产地质条件得知:x1为2.2m、M为2.8m、A为0.19、C0为1.2MPa、φ0为20°、k为2.85、H为180m，γ为0.0255MN／m3、P0为0.1MPa，将各参数代入式 (1)，计算得B为3.68m，结合上述数值计算结果与现场生产经验，最终确定护巷煤柱宽度为4m。

3 沿空掘巷围岩控制技术

3.1 沿空掘巷控制对策

(1)高强度高预应力锚杆 (索)联合支护。增加锚杆强度可提高锚固区岩体峰值强度、峰后强度和残余强度，利用自身抗剪性能，阻止围岩沿弱面错动，并通过施加高量级预紧力增加锚固区岩体的横向挤压效应，保持巷道围岩稳定。采用锚索将内层锚固结构悬吊在深部相对稳定的外层结构上，实现较大范围围岩加固。

(2)水力膨胀锚杆全长锚固加固窄煤柱帮。研究表明，窄煤柱帮为沿空掘巷变形破坏的薄弱环节。掘采期间易出现裂隙贯通、片帮等局部失稳现象，造成锚杆着力基础差。为此，对窄煤柱采取全长锚固的水胀锚杆加强支护，通过高压水膨胀挤压作用，对破碎煤体施加径向挤压应力，提高其物理力学参数，增加窄煤柱承载能力及可锚性能。

3.2 沿空掘巷控制技术与参数

(1)顶板支护:采用∅22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆支护，间排距850mm×800mm，锚杆采用端头加长锚固方式，采用CK2335锚固剂与Z2360锚固剂各1支，围岩表面铺设菱形金属网与∅14mm圆钢制作的钢筋梯子梁；并采用∅17.8 mm×7300mm预应力锚索加强支护，间排距1000 mm×1600mm，每排3根，每根锚索分别采用CK2335锚固剂1支和Z2360锚固剂2支加长锚固。

(2)两帮支护:采用∅22mm×2400mm高强螺纹钢锚杆支护，间排距700mm×800mm，锚杆采用端头加长锚固方式，采用CK2335锚固剂与Z2360锚固剂各1支，围岩表面铺设菱形金属网与∅14mm圆钢制作的钢筋梯子梁。

(3)窄煤柱帮 (采空区侧)加强支护:两排高强度螺纹钢锚杆之间采用∅27.5mm×2400mm水力膨胀锚杆加强支护，间排距700mm×800mm。巷道支护断面如图6所示。

图6 巷道支护断面图

图7 巷道围岩变形量和速度与距工作面距离的关系

3.3 现场应用效果

观测4311工作面轨道巷服务期间围岩变形量与变形速度见图7。分析数据得到巷道围岩变形规律为试验巷道掘进期间围岩变形量远小于回采期间，掘进稳定后两帮移近量与顶底板移近量分别为120mm和100mm；回采期间顶底板相对移近量为659mm，相对平均移近速度为26.3mm／d；两帮相对移近量为875mm，相对平均移近速度为35.1mm／d。通过对工作面两回采巷道采取超前加强支护，回采过程中，巷道围岩变形得到了有效控制，满足了矿井安全高效生产要求，取得了良好的控制效果。