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极近距离煤层采空区下留小煤柱沿空掘巷技术研究

2019-06-17霍林鹏

2019年6期
关键词:煤柱锚杆宽度

霍林鹏

(霍州煤电集团吕梁山煤电有限公司 木瓜煤矿,山西 方山 033100)

1 工程概况

吕梁山煤电有限公司木瓜煤矿位于山西省吕梁市木瓜村以北,目前正在进行10号煤层的采掘工作,10号煤层为复杂结构煤层,煤层倾角4~8°,平均6°,煤层厚2.3~3.4 m,平均厚2.95 m。10号煤层的10-100工作面目前处于准备阶段,盖山厚度227~424 m。地面标高1 225~1 335 m,工作面标高927~988 m。工作面位于一采区准备巷道左翼,上部为9-104、9-106采空区;工作面以东为实体煤(10-101工作面);以南为南区实体煤,紧邻一采区边界;以西为正在进行回采的10-102工作面;以北为一采区三条大巷。通风方式为U型通风。工作面布置如图1所示。巷道沿10号煤层顶板掘进,掘进区域与上部9号煤层间距为1~8 m,平均4.5 m,采掘区域南部切巷附近层间距较薄,约1~2 m;向北部巷口方向层间距逐渐增加到7~8 m。木瓜煤矿工作面开采原设计区段煤柱为20 m,由于目前沿空掘巷技术的成熟,设计10号煤层改为留小煤柱沿空掘巷进行开采。但因为10号煤层与9号煤层层间距较小,10-100工作面顶板在9-104、9-106工作采动影响下破碎严重,因此需对沿空掘巷开采方式的可行性进行分析,并设计合理的护巷煤柱和巷道支护形式。

图1 10-100工作面采掘工程平面

2 煤柱合理宽度研究

2.1 煤柱合理宽度的理论分析

通过以往对窄煤柱沿空掘巷顶板压力状况的分析和总结,在确保巷道围岩变形量不会太大的前提下,提出应用以下公式进行煤柱宽度的计算[1]:

Z=Z1+Z2+Z3

(1)

式中:Z为煤柱宽度,m;Z1为临近工作面采空区侧煤岩体塑性区的宽度,m;Z2为煤柱稳定系数,按照经验取(0.20~0.4)(Z1+Z3);Z3为锚杆有效长度,取1.8 m。

其中Z1通过下式计算得出:

(2)

式中:m为煤层平均厚度,取2.95 m;C0为煤层的粘聚力,取2.79 MPa;φ0为内摩擦角,取28°;K为应力集中系数,其取2.0;A为侧压系数,根据泊松比计算为0.64;γ为上覆岩层体积力,取0.025 mN/m3;H为工作面平均埋深,取378 m。

根据式(2)及10-100工作具体的参数,计算可知Z1=3.68 m,Z2=1.09~2.19 m,Z3=1.8 m,从而计算得出10-100运输沿空掘巷小煤柱的合理宽度为7.67 m。

2.2 沿空巷道受力数值模拟与煤柱尺寸优化

为合理确定10-100运输巷沿空掘巷煤柱的宽度,以木瓜煤矿10-100工作面为工程背景,利用FLAC3D软件进行数值模拟[2-3],研究不同宽度煤柱条件下,巷道围岩的受力情况,据此设计合理的煤柱宽度。建立数值模型尺寸为:长×宽×高=200 m×100 m×110 m,10-100工作面平均埋深为378 m,10-100运输巷断面尺寸为:宽×高=4 m×3 m,模型边界条件:水平方向均为固定边界条件,竖直方向在下部为固定边界,上部为自由边界,施加垂直应力,上覆岩层简化为7.5 MPa的均布载荷。模拟方案:预留煤柱宽度分别为4 m、6 m、8 m、10 m,在不同煤柱宽度条件下模拟工作面的开采,观察巷道水平方向20 m范围、竖直方向9 m范围内围岩的位移情况。模拟结果如图2、图3所示。

图2 不同煤柱宽度最大主应力分布云图

由图2可以看出,当煤柱宽度为4 m时,煤柱内最大主应力为7.3 MPa,应力集中的范围较小;随着煤柱宽度的增加,煤柱内最大主应力逐渐增大,煤柱宽度增加到8 m时,煤柱内最大主应力增加至21.5 MPa,略小于原岩应力(25 MPa);当煤柱宽度增加至10 m时,煤柱内最大主应力达到30.7 MPa,且应力集中的范围较大;为使煤柱避开侧向支承压力的峰值区,煤柱宽度在7~9 m之间较为合理。

由图3可知,随着煤柱宽度的增大,沿空巷道顶板及煤柱上覆岩层的垂直位移逐渐减小,煤柱宽度由4 m变为6 m时,顶板垂直位移由1 178 mm减小为842 mm,减小值为336 mm;煤柱宽度由6 m增加至8 m时,顶板垂直位移由842 mm减小为639 mm,减小值为203 mm;煤柱宽度由8 m增加至10 m时,顶板垂直位移由639 mm减小为537 mm,减小值为102 mm;由此可知,适当增加煤柱的宽度,能够提高巷道顶板和煤柱的稳定性,但是增长的趋势越来越小,从经济方面考虑,10-100运输巷煤柱宽度设计为8m比较合理。

3 沿空巷道支护效果模拟分析

10-100运输巷断面为矩形,目前常见的支护方式有锚网喷、锚杆+注浆支护和锚网梁联合支护等[4],不同的支护方式适合不同的围岩条件。10-100运输巷在10-100工作面回采后就能够垮落,采用FLAC3D数值模拟软件,模拟锚网梁、锚网喷、锚注支护不同支护条件下进行工作面的回采,观察巷道围岩的受力状况。锚网梁支护:锚杆采用D20 mm×2 500 mm的左旋螺纹钢锚杆,顶板每排布置7根,间排距为600 mm×900 mm,两帮每排布置5根锚杆,间排距为650 mm×900 mm,金属网尺寸(长×宽):2 000 mm×1 000 mm,网格的大小为40 mm,配合由直径为16 mm圆钢焊制的钢筋梯子梁进行支护。锚网喷支护:在锚网梁支护条件下在巷道表面进行喷浆,采用水泥浆液,喷浆厚度为25 mm;锚注支护:巷道顶板锚杆其中3根改为注浆锚杆,与普通锚杆交替布置,向顶板注适量的水泥浆。由于篇幅所限,三种支护条件下巷道围岩垂直应力、水平应力及剪切应力的详细模拟结果未列出,只统计模拟结果中各应力的最大值,整理后得到如图4所示结果。

由图4可以看出,支护方式由锚网梁-锚网喷-锚注支护进行过渡时,巷道围岩的垂直应力、水平应力及剪切应力呈现逐渐减小的趋势,说明对巷道顶板注浆能够改善围岩的应力状态,减小巷道围岩的位移变形。10-100工作面上方为9号煤层的采空区,10-100运输巷在上煤层工作面采动破坏下,围岩松散破碎,巷道围岩注浆能够提高围岩的力学性能,配合锚杆和金属网支护能够很好地控制围岩变形。因此在10-100运输巷采用注浆支护较合理。

4 沿空掘巷支护技术应用

4.1 现场应用

根据以上研究结果,设计10-100运输巷与10-102工作面之间留设煤柱宽度为8 m,采用“锚杆(索)+W型钢带+注浆”支护方式。顶板和两帮锚杆为D20 mm×2 500 mm的左旋螺纹钢锚杆,锚固剂采用一支CKB2340和一支Z2360树脂锚固剂,顶板锚杆间排距为600 mm×900 mm,顶板靠近巷帮的两排锚杆向巷道外侧倾斜,与竖直方向夹角为30°。两帮锚杆间排距为650 mm×900 mm,靠近顶角和底角的锚杆分别向上和向下倾斜30°。距顶板中心线800 mm对称安装两个锚索,锚索为D21.6 mm×6 300 mm的钢绞线,间排距为1 600 mm×1 800 mm,用CKB2340、Z2360锚固剂各两支,安装时施加不小于180 kN的预应力。在顶板每隔两排锚杆设置一组注浆锚杆,注浆锚杆和顶锚索交替布置,注浆锚杆间排距为1 600 mm×1 800 mm。在煤柱侧每间隔两排锚杆安装一根注浆锚杆,锚杆距离顶板1 000 mm,注浆采用高水速凝材料,水灰比为3∶2。10-100运输巷支护方案如图5所示。

图5 10-100运输巷支护方案(mm)

4.2 效果监测

为考察木瓜煤矿10-100运输巷锚注支护的效果,在巷道掘进及工作面回采期间对巷道围岩变形情况进行了监测,监测结果整理后如图6所示。由图6可知,巷道掘进时,围岩变形集中在成巷70 d内,顶底板移近量稳定在300 mm,实体煤侧最大变形量为273 mm,煤柱侧最大变形量为249 mm。在10-100工作面回采期间,超前支撑压力影响范围约为80 m,巷道顶底板最大移近量为376 mm,实体煤侧最大位移量为292 mm,煤柱侧最大位移量为308 mm。综上可得,10-100运输巷围岩整体的变形量较小,能够满足煤炭运输的要求。

5 结 语

根据木瓜煤矿10-100工作面具体的地质条件,通过理论计算及数值模拟分析,确定10-100工作面沿空掘巷采用留小煤柱宽度为8 m较合理,并提出采用“锚杆(索)+W型钢带+注浆”支护方式,现场应用后进行围岩位移量观测,10-100运输巷掘进期间,顶底板移近量最大值为300 mm,实体煤侧最大变形量为273 mm,煤柱侧最大变形量为249 mm;10-100工作回采期间,超前支承压力影响范围约为80 m,巷道顶底板最大移近量为376 mm,实体煤侧最大位移量为292 mm,煤柱侧最大位移量为308 mm。通过注浆加固有效改善了煤柱的力学特征,取得了良好的支护效果。

图6 10-100运输巷围岩变形规律

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