近距离残采煤柱下巷道合理支护技术研究

李景锋

(山西煤炭运销集团 金达煤业有限公司,山西 吕梁 032300)

煤炭是宝贵的不可再生资源[1],20世纪,因开采技术及装备的落后[2],大量优质资源采用房柱式采煤法开采[3],造成优质资源的极大浪费[4],近距离优质煤层随机开采,在近距离煤层中形成大量旧空区-煤柱结构[5]。近年来,因技术装备的不断进步,使得对近距离优质煤炭资源回收开采成为可能[6],随着资源的枯竭,近距离煤层资源量大的客观条件,使得对近距离区采煤进行复采势在必行[7]。但我国面临近距离煤层旧空区煤柱下开采的难题,煤柱下巷道支护的问题已成为我国学者研究的重点课题[8]。

孔德中等学者[9]通过数值模拟的方法对极近距离煤层回采巷道合理布置位置进行研究,研究表明巷道主要破坏原因为上覆煤层施加的不对称应力,并确定巷道的合理布置位置。陈苏社等学者[10]通过数值模拟及现场实测的方法对不同宽度的区段煤柱下巷道合理布置问题进行研究,并确定不同宽度区段煤柱时巷道的合理布置位置。

很多学者对区段煤柱下巷道的稳定性进行研究,但对于极近距离煤层旧空区-小煤柱群下巷道的稳定性及合理支护方式却鲜有研究,本文通过理论计算、工程类比及FLAC数值模拟的研究方法对极近距离煤层开采时,下覆煤层巷道的合理支护方式进行研究。

1 工程概况

山西煤炭运销集团金达煤业有限公司位于山西省吕梁市,主要可采煤层为10#、11#煤层,属于极近距离煤层,层间距平均为6.9 m,10#煤为小煤窑破坏区,埋深为213 m,11#煤层为综采煤层,如图1、图2所示,分别为10#煤层内旧空区-小煤柱群示意图和工作面回采示意图。旧空区宽度为5 m,煤柱宽度为5 m～15 m。

图1 旧空区-走向小煤柱群示意图Fig.1 Diagram of old goaf-small coal pillar group

图2 工作面回采示意图Fig.2 Diagram of working face mining

2 数值模拟

2.1 模型建立

根据柳湾煤矿11#煤层综合柱状图建立数值模拟模型长×宽×高=244 m×150 m×100 m,模型共划分617 085个节点,582 480个单元格,为准确模拟巷道塑性区发展规律,巷道周围网格进行加密处理,因10#煤旧空区煤柱宽度越大,对下覆煤层开采影响越强烈,因此,本次数值模拟只模拟旧空区煤柱为15 m的情况,以此来确定近距离煤层开采巷道的合理支护参数。模型四周及底部固支,顶部施加5.6 MPa原岩应力。数值模拟模型如图3所示，表1为模拟参数表。

图3 数值模拟模型Fig.3 Numerical simulation model

岩石弹性模量/GPa泊松比抗拉强度/MPa抗压强度/MPa内聚力/MPa内摩擦角/(°)煤层15.70.271.252.342.630K2灰岩16.40.222.543.574.131K3灰岩16.70.212.183.144.534泥岩22.20.232.824.615.324砂岩25.70.257.69.2510.131砂页岩11.330.312.314.513.7230页岩12.300.322.345.244.1730黑色泥岩20.40.242.614.224.8627

2.2 数值模拟方案

根据悬吊理论经验公式计算锚杆索长度及间排距,结合工程类比法,共提出16个巷道支护方案,根据工作面的地质力学条件,采用工程类比、理论分析,结合数值模拟排除不合理的支护方案,最终选定以下六个方案作为数值模拟的对比方案,如表2所示,其中方案一为矿上现采用方案,巷道长×宽=4 m×3 m。

表2 数值模拟方案表Table 2 Numerical simulation plan

2.3 模拟结果分析

图4所示为各方案巷道围岩塑性区云图,监测位置为工作面进入煤柱后,工作面前方30 m处塑性区云图。

图4 各方案巷道围岩塑性区云图Fig.4 Plastic zone nephogram of roadway surrounding rock in different plans

回采巷道采用方案一进行支护时,工作面前方30 m处巷道顶板破坏深度为4 m,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度为4.5 m,超过锚杆锚固范围,上覆空区煤柱下方破坏深度为4 m,与巷道顶板塑性区贯通,说明该支护方案无法满足安全生产要求;回采巷道采用方案二进行支护时,工作面前方30 m处巷道顶板破坏深度为1 m,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度为1 m,上覆空区煤柱下方破坏深度为4 m,局部破坏延伸到7.5 m,煤柱塑性区发生贯通,锚索悬吊区岩石整体垮落,说明该支护方案无法满足安全生产要求;回采巷道采用方案三进行支护时,工作面前方30 m处巷道顶板破坏深度为0.5 m,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度为1 m,上覆空区煤柱下方破坏深度为4 m,局部破坏延伸到6 m,煤柱塑性区发生贯通,锚索悬吊区岩石整体垮落,说明该支护方案无法满足安全生产要求;回采巷道采用方案四进行支护时,工作面前方30 m处巷道顶板破坏深度为0.5 m,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度为1 m,上覆空区煤柱下方破坏深度为0 m,锚索悬吊区岩层整体稳定性较好,说明该支护方案能够满足安全生产要求;回采巷道采用方案五进行支护时,工作面前方30 m处巷道顶板破坏深度为1 m,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度为2.5 m,超过锚杆锚固范围,上覆空区煤柱下方破坏深度为4 m,局部破坏延伸到7.5 m,煤柱塑性区发生贯通,锚索悬吊区岩石整体垮落,说明该支护方案无法满足安全生产要求;回采巷道采用方案六进行支护时,工作面前方30 m处巷道顶板破坏深度为0.5 m,底板破坏深度为1 m,两帮破坏深度为1.5 m,上覆空区煤柱下方破坏深度为4 m,局部破坏延伸到7.5 m,煤柱塑性区发生贯通,锚索悬吊区岩石整体垮落,说明该支护方案无法满足安全生产要求。

图5为工作面进入煤柱后工作面前方30 m处巷道顶底板及两帮帮移近量曲线，由图可知，巷道采用方案四支护时，其顶底板移近量最小仅为37.65 mm，两帮移近量最小为48.57 mm，而采用方案一时，巷道顶底板移近量最大为143.29 mm，两帮移近量最大为168.25 mm。与其他方案相比，巷道采用方案四支护时，能够保证巷道在回采期间的安全使用。

图6为巷道支护方案图。经过工程实际应用，巷道采用以下方案支护时，巷道稳定性较好，工作面进入煤柱后，工作面前方顶底板最大移近量为31 mm，两帮最大移近量仅为38 mm，与数值模拟结果接近，说明巷道稳定性较好，能够满足安全生产需求。

图5 巷道变形曲线Fig.5 Deformation curves of roadways

图6 巷道支护方案图Fig.6 Supporting plan of roadway

3 结论

通过理论计算及工程类比确定6个数值模拟支护方案。通过数值模拟计算比较分析,最终确定巷道的合理支护方案为锚杆:Φ22 mm×2 200 mm的螺纹钢锚杆,间排距为顶800 mm×800 mm,帮950 mm×800 mm,锚索Φ18.9 mm×6 300 mm的钢绞线,间排距为1 600 mm×1 600 mm。通过对所设计支护方案进行现场应用,并对巷道围岩变形量进行现场测试,顶底板最大移近量为31 mm,两帮最大移近量为38 mm,与数值模拟结果相近,巷道支护效果良好。

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