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特厚煤层迎回采面沿空掘巷区段煤柱宽度研究

2016-09-18裴晓建徐金海

采矿与岩层控制工程学报 2016年4期
关键词:空掘巷动压驼峰

裴晓建,徐金海,2,刘 涛

(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州221116;2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州221116)



特厚煤层迎回采面沿空掘巷区段煤柱宽度研究

裴晓建1,徐金海1,2,刘 涛1

(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州221116;2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏徐州221116)

以新疆俄矿5104回风巷在5102工作面未回采完毕提前掘进的情况下,出现回风巷迎回采工作面掘巷的问题为例,基于弹性核理论计算了区段煤柱宽度合理范围,运用数值模拟软件FLAC3D采用循环开挖的方式对迎采动掘巷条件下不同宽度煤柱的应力分布和位移进行了对比分析。结果表明:8~20m宽煤柱内应力呈现双驼峰状,4m和6m宽煤柱应力呈现单驼峰状;回风巷顶底板及两帮变形速率在煤柱宽度4~8m区间最大,在8~20m范围趋于平缓。综合考虑煤柱的黏弹塑性流变的时间效应,确定合理煤柱宽度为12m。在此基础上,提出高阻让压、加强底角、重点补强围岩控制技术,现场试验表明:该方案有效地控制了围岩的变形,保证了回采与掘进的正常进行。

特厚煤层;迎回采面沿空掘巷;区段煤柱;理论计算;数值模拟

合理的区段煤柱宽度不仅能够减少煤炭资源的浪费,而且有利于周围巷道的维护,减小支护强度[1]。如何确定区段煤柱的合理宽度,一直以来是国内外众多学者研究的重点内容。柏建彪等对综放面沿空巷道小煤柱合理宽度进行了研究[2-4],论证了沿空巷道留窄小煤柱来保证巷道稳定的可行性。刘金海等通过现场实测、数值模拟、理论计算对综放面侧向支撑压力分布规律进行了研究[5-7],结果表明厚煤层综放开采条件下大煤柱能够保持巷道的稳定性。王猛等对迎采动条件下沿空掘巷小煤柱宽度进行了研究[8-10],并提出了相应的巷道围岩支护方案。本文以俄矿5102回采面为工程背景,在理论分析和数值计算的基础上,对特厚煤层迎回采工作面沿空掘巷区段煤柱宽度进行了研究,并提出了相应的支护方案,期望能够给类似矿井起到借鉴意义。

1 工程概况

俄矿5104工作面位于主、副斜井东侧,为5煤东翼第二采区,北部为准备回采的5102工作面,南部为未采区,西部为5煤运输上山、轨道上山。根据俄矿工程地质资料,5煤厚度平均9.2m,直接顶为平均1.9m厚的泥岩;基本顶以粉砂岩、细砂岩为主,平均厚度为16.6m,垂直裂隙发育;直接底为泥岩,遇水呈泥粉状,厚度平均1.2m;老底为中粗粒砂岩,粗粒夹细砂条带,块状,底部含砾石,平均厚度16.4m。

由于该矿采掘接替紧张,为保证矿井的正常生产,5104回风巷未等5102工作面回采完就提前掘进,出现5102回采面与5104回风巷掘进面由 “相向而行”到 “相背而行”的特殊局面,5104回风巷掘进面在5102工作面回采动压的影响下势必会反映强烈,严重情况下可能会导致掘进巷道变形失稳,巷道垮塌,因此需要计算分析迎回采工作面掘巷条件下合理的区段煤柱宽度,以保证5104回风巷处在压力降低区,尽量避开动压峰值的影响。5104工作面采掘巷道平面布置见图1。

图1 5104工作面采掘巷道平面布置

2 区段煤柱宽度理论分析

受回采与掘进巷道开挖影响,煤柱周围应力重新分布,煤柱边缘出现数倍于自身重力的集中应力,边缘煤体发生剪切破坏,在煤柱两侧产生一定范围的塑形变形。煤柱过小,会导致两侧塑性区域连通,煤柱失稳;煤柱宽度过大,会导致煤炭资源的浪费。合理的煤柱尺寸宽度会在煤柱两侧产生塑性变形后,煤柱中央仍处于弹性应力状态,即在煤柱中央保持一定宽度的弹性核[11-12],弹性核区一般取2倍巷道高度。基于弹性核理论,迎采动条件下区段煤柱宽度的计算公式为:

式中,x1为采空区侧煤柱塑性区宽度;h为开采巷道高度,2h弹性核区宽度;x2为下回采面区段平巷侧煤柱塑性区宽度。

采空区侧塑性区宽度x1根据极限平衡理论[4]得:

式中,M为煤层开采厚度,取9.2m;λ为侧压系数,λ=μ/(1-μ),其中μ为泊松比,取0.26,则λ=0.352;φ为煤层与顶底板界面处的摩擦角,取30°;c为煤层与顶底板界面处的黏聚力,取4.2MPa;H为工作面埋深,H=220m;K为回采引起的应力集中系数,按实测最大值2.5计算;γ为煤岩体容重,γ=25kN/m3。

经计算,塑性区宽度x1=2.07m。

由于下区段回采面回采后,煤柱两侧均为采空区,为保证煤柱的稳定性决定取x2=x1。

综上所述,基于弹性核理论计算出区段煤柱宽度B≥2.07+3.5×2+2.07=11.14(m)。

3 煤柱合理宽度数值模拟与分析

3.1模型的建立

结合俄矿生产地质条件,设计4m,6m,8m,10m,12m,14m,16m和20m共8种不同煤柱宽度的模拟方案。模型几何尺寸为长×宽×高=400m× 400m×60m,煤岩力学参数见表1。模型边界条件为四周位移约束,限制水平移动,底部固定,根据埋深上表面施加5.5MPa的垂直应力,采用Mohr-Coulomb屈服准则。为了模拟回采动压影响,采用循环开挖的方式进行。第一次运算时设置5104掘进工作面与5102回采工作面相距100m,然后掘进工作面与回采工作面每次向各自前方推进10m,运算1000步后,再进行下一步开挖,以此循环直到掘进工作面与回采工作面相错300m为止。

表1 煤岩力学参数

3.2数值模拟结果分析

3.2.1围岩垂直应力场演变规律

对于迎回采面沿空掘巷,动压影响主要分为3个阶段:超前动压影响阶段、滞后动压影响阶段、沿空掘巷阶段。其中对迎采动沿空掘巷应力环境起决定作用的为滞后动压影响阶段[8],即在回采面后方10~50m,掘进巷道顶板来压最大,围岩变形速度最快,围岩控制也最困难。为了分析不同煤柱宽度下围岩垂直应力的演变规律,以5102工作面与5104回风巷掘进面相错开50m时取5102工作面后方20m断面处为研究对象,不同煤柱宽度下围岩的垂直应力分布如图2所示。

图2 不同煤柱宽度下围岩垂直应力分布云图

为了进一步分析不同宽度煤柱的支撑能力与稳定性,在煤柱内对距底板上2m位置取点,绘制不同宽度煤柱内应力分布曲线如图3所示。分析图3可知:煤柱宽度为8~20m时煤柱内的应力分布呈现双驼峰状,煤柱宽度为4m和6m时,应力分布呈现单驼峰状。煤柱宽度为4m时,煤柱内应力峰值为5.1MPa,小于原岩应力,这说明煤柱在不断强动压扰动下煤柱两侧塑形区连通,煤柱已失稳破坏;煤柱宽度为6m时,煤柱内单驼峰峰值为21.1MPa,应力集中系数为3.5,煤柱有很强的承载力,未发生破坏,但在此高应力状态下,如果考虑煤柱黏弹塑性流变时间效应[13],煤柱稳定性差,极易发生瞬间崩塌;当煤柱宽度进一步增加到8m时,煤柱内应力分布开始呈现双驼峰状,但由于两驼峰峰值较近,极易叠加在一起加剧煤柱失稳;当煤柱宽度为12m时,煤柱内左侧驼峰峰值应力集中系数为3.08,右侧驼峰应力集中系数为2.52,相比6m宽煤柱,最大应力集中系数降低12%,两峰值之间弹性核区的宽度约为6m,煤柱承载力增大的同时,煤柱稳定性也能得到较大的保证,即使考虑煤柱黏弹塑性流变的时间效应,煤柱发生完全破坏的可能性进一步降低;当煤柱宽度进一步增大到20m时,煤柱左侧驼峰应力峰值变化不大,右侧驼峰峰值呈现阶梯状的降低,两峰值之间的弹性核区也进一步增大。因此,从煤柱承载力与稳定性的角度考虑,为了能够控制住5104回风巷围岩的变形,5104与5102工作面区段煤柱宽度应不小于12m。

图3 不同煤柱宽度对应的垂直应力分布曲线

3.2.2位移场分析

对5104回风巷巷道两帮及顶底板中间位置设置测点,将不同煤柱下监测的最大变形量绘制成曲线,如图4所示。

图4 不同宽度煤柱下围岩变形量

由图4可知:当煤柱宽度为4m时,顶板下沉量达到350mm,底鼓量为55mm,左帮变形量达到275mm,右帮变形量为213mm,巷道围岩破坏严重;煤柱宽度为8m时,顶板下沉量下降到182mm,左帮变形量下降到160mm,右帮变形量为130mm,底鼓量为40mm,巷道围岩变形破坏得到控制;当煤柱宽度进一步增加时,围岩变形量进一步降低,但下降幅度逐渐趋于平缓。由此可知煤柱宽度为4~8m,回风巷围岩变形破坏严重,控制难度较大;煤柱宽度为8~20m围岩变形量较小且趋于稳定,区段煤柱宽度应不小于8m。综合理论计算,结合不同宽度煤柱应力分布规律、承载能力以及围岩变形的数值分析,考虑资源回收,以及防止次生灾害的发生和安全系数,最终确定5104回风巷迎5102回采面采动掘进留设区段煤柱宽度为12m。

4 支护方案设计

迎采动沿空掘巷应力环境起决定作用的为滞后动压影响阶段,为了避免5104回风巷掘进应力扰动与5102工作面采动动压产生叠加而进一步恶化巷道的应力环境,在实际生产中,5104工作面回风巷分段掘进[8-10]:在距5102工作面约70m时停止掘进,并对已掘巷道采用单体支柱配合钢梁方式加强支护;随着5102工作面的继续推进,当5102面推进过5104回风巷掘进迎头160m后再进行复掘。同时针对5104回风巷迎5102工作面回采掘进,巷道围岩变形量大,不同阶段所受采掘应力扰动不同以及围岩应力环境差异的特点,提出了高阻让压,优化底角、重点补强围岩控制技术,支护参数如图5所示。

图5 5104回风巷支护参数

顶板支护 顶板采用直径20mm,长2200mm等强螺纹钢锚杆,间排距900mm×900mm,配直径14mm圆钢钢带、蝶形托盘(肩窝锚杆使用异形托盘以便增加支护效果)。锚索直径15.24mm,长8300mm,间排距1800mm×1800mm。所有锚杆锚索需配合减磨垫圈进行支护,同时安装让压环,以实现高阻让压,锚杆预紧力均不小于 200N·m,锚索预紧力170kN,菱形金属网护表。

帮部支护 两帮采用直径20mm,长1800mm等强螺纹钢锚杆,间排距为:900mm×900mm,每排配直径12mm圆钢钢带、蝶形托盘(肩窝锚杆使用异形托盘),帮部底角锚杆与水平线夹角由原设计的15°增大为30°。所有锚杆需配合减磨垫圈进行支护,同时安装让压环,以实现高阻让压,锚杆预紧力均不小于200N·m,菱形金属网护帮。

回采期间5104回风巷道的围岩变形如图6所示。由图可以看出,工作面后方围岩变形量急剧增长阶段在0~40m之间,随着工作面的推进围岩变形量减缓,在90m之后围岩变形量趋于稳定,顶底板围岩最大移近量为255mm,围岩变形得到了有效的控制。

图6 5104回风巷道表面位移监测曲线

5 结 论

(1)基于弹性核理论,将煤柱分为塑性区-弹性核区-塑性区,结合平衡理论塑性区计算公式计算煤柱两侧塑性区宽度为2.07m,以2倍巷道高度为弹性核宽度,理论计算得出煤柱宽度应不小于11.14m。

(2)建立了数值计算模型,对不同煤柱宽度下煤柱的应力分布和变形位移进行了对比分析,得出了应力和位移随不同宽度煤柱的变化规律,综合考虑煤柱的黏弹塑性流变的时间效应,最终确定煤柱合理宽度12m。

(3)针对迎回采面采动沿空掘巷,为避开回采滞后动压影响强烈阶段,回风巷采用分段掘进,结合具体条件给出了相应的支护方案,有效控制了巷道围岩变形。

[1]陆士良.护巷煤柱宽度与巷道围岩变形的关系[J].中国矿业大学学报,1991(4):4-10.

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[责任编辑:林 健]

Section Coal Pillar Width of Gob Side Entry Driving that Face to Working Face with Extra Thickness Coal Seam

PEI Xiao-jian1,XU Jin-hai1,2,LIU Tao1
(1.Mining EngineeringSchool,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221116,China;2.State Key Laboratory of Coal Resources&Safety Mining,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221116,China)

It taking the problem of return airway driving along direction face to working face,under 5104 return air roadway driving before 5102 working face unfinished mining of E coal mine in Xinjiang district,the rational scope of coal pillar width was calculated by elastic core theory,detailed model was built by software FLAC3D,the stress distribution and displacement of different pillar width were compared under driving along face to working face with cycle excavation.The results showed that the stress shape of pillar width(8~20m)was double humps shape,but the stress shape was like single hump when pillar width were 4m and 6m,respectively.The deformation speed of roof to floor and two sides of return air entry were the largest,when coal pillar width belong scope 4m to 8m,but the speed ratio was smooth when coal pillar width belong scope 8m to 20m.On the basis of time effect of viscoelasto-plastic rheological of pillar,then the reasonable coal pillar width was confirmed as 12m,so the surrounding rock supporting way was put forward,which include high resistance and yield,strengthen bottom corner,reinforcement emphasis and so on,the practical test showed that surrounding rock deformation could be controlled effectively,mining and driving were assured.

extra thickness coal seam;gob side entry driving that face to working face;sectional coal pillar;theoretical calculate;numerical simulation

TD263

A

1006-6225(2016)04-0073-05

2016-01-18

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2016.04.019

煤炭资源与安全开采国家重点实验室自主研究课题(SKLCRSM11X02)

裴晓建(1988-),男,河北唐山人,硕士研究生,主要从事矿山压力及其控制方面的研究。

[引用格式]裴晓建,徐金海,刘 涛.特厚煤层迎回采面沿空掘巷区段煤柱宽度研究[J].煤矿开采,2016,21(4):73-77.

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