煤矿工作面沿空留巷围岩稳定性及控制技术研究
2020-05-18贾强
贾 强
(大同煤矿集团王村煤业公司,山西 大同 037003)
1 引言
随着社会对煤炭资源的大量消耗,煤炭资源越来越少,因此,传统的留设煤柱的开采方式逐渐被淘汰,无煤柱开采逐渐成为煤矿的主流。南齐锋对无煤柱护巷开采技术与配套装备进行了分析,实践效果表明无煤柱护巷开采技术有很好的开采优点[1];无煤柱开采中,应力集中导致的巷道变形是难题,切顶卸压技术能很好的解决这一问题,靳鹏飞、张兆一等采用爆破预裂切割顶板卸压、支撑老顶、隔断采空区的自动成巷无煤柱开采技术,提高了煤炭回收率且减少了巷道的变形[2-3]。杨丁分析了矿井面沿空留巷覆岩破坏特征,利用数值模拟软件对对充填体的稳定性进行了研究,为沿空留巷围岩控制关键技术的研究提供了指导[4]。本文在已有研究的基础上,通过原理以及数值模拟分析给出了煤矿工作面沿空留巷围岩稳定性的可行性方法,供后续研究参考。
2 矿井沿空巷道围岩破坏特征及变形规律分析
煤矿工作面沿空留巷是一种特殊的回采巷道,这种回采巷道是人为使用柔模混凝土技术将原来的巷道保留下来的特殊巷道。矿井沿空留巷巷道的围岩变形复杂,究其原因,在巷道维护的过程中,强度较大的混凝土支护与强度较小的煤体变形刚度相差较大且矿井工作面的沿空留巷巷道的变形破坏形式与常规巷道的变形有差异,沿空留巷巷道的变形在其整个服务年限内共经历了初次挖掘和前后采动两次影响,受采动影响,巷道上覆岩层运动活跃,极易造成巷道变形大且围岩不稳定,很难维护。所以,对矿井工作面沿空留巷巷道顶板岩层的移动规律就显得尤为重要。
因此,采用FLAC3D数值模拟软件对煤矿工作面沿空留巷巷道的围岩活动规律进行模拟。模拟条件为煤层厚3m,上覆岩层厚度为15m,巷道埋深为400m,基本顶所受垂直应力值达到10.2MPa。
图1 巷道初次开挖示意简图
数值模拟中岩层岩石物理力学参数表如图1所示:
表1 不同岩层的物理力学参数表
经过模拟得到如图2所示的顶板下沉量和煤柱帮变形随回采距离的变化曲线图。从图中可以看出,顶板下沉量和煤柱帮变形随回采距离的增加都呈现先稳定后缓慢增加最后迅速增加的趋势,其中当回采距离小于70m时,顶板下沉量稳定在500mm左右,当回采距离达到70-80m时,顶板下沉量增加至700mm,当回采距离超过80m后,顶板下沉量快速增加,最高达到1000mm;煤柱帮位移呈现相同的规律,回采距离小于50m时,煤柱帮变形基本为零,回采距离为50-80m时,煤柱帮位移增加至550mm,随着回采距离的增加,煤柱帮位移持续增加,最高达到930mm。
图2 顶板下沉量和煤柱帮变形随回采距离的变化曲线
综合上述分析,在工作面回采过程中,回采距离小于50m时,顶板和煤柱帮位移变形影响小,当回采距离超过50m时,巷道受到超前压力影响,随着回采距离的增加,巷道顶板以及煤柱帮应力集中明显,此时破坏塑性区域范围较大,巷道的承载能力降低,随着工作面回采距离的进一步增加,顶板以及煤柱帮的变形量非常大,已经影响了正常的生产和工人的人身安全。
3 矿井沿空留巷围岩控制技术研究
根据实际经验,沿空留巷巷道在第一次采动后巷道变形较为严重,二次采动后巷道变形进一步增加,控制巷道变形难度大。目前,对于沿空留巷巷道的变形控制只要通过注浆、刷帮及巷内基本支护系统强化、帮部高预应力桁架及贴帮柱加强支护、切顶卸压法、U型通风开采备用方案。
注浆主要是将高强度浆液注入到因为采动影响破坏的破碎岩层内,在巨大的压力作用下,浆液沿着裂隙面逐渐充实整个破碎面,使得岩体表现出具有一定抗压强度的岩块,达到控制巷道与围岩变形的目的。在注浆的过程中,浆液的配比、注浆压力以及注浆钻孔的深度等因素都影响注浆成功的重要因素,注浆后岩体的承载能力是沿空留巷成功与否的关键。
帮部高预应力桁架及贴帮柱加强支护是针对沿空留巷巷道中部变形大采用的加强支护方法,此方法将锚杆锚固点放在巷道两肩深部,使得桁架具有较高的抗压和抗剪强度,该方法对于煤体片帮有良好的效果。
扩刷及巷内基本支护整体强化主要针对沿空留巷巷道变形严重的区域,采用扩刷及巷内基本支护弥补注浆和锚杆支护锚固力丧失的不足,提高巷道整体的承载能力。
在煤矿工作面沿空留巷巷道的回采中,巷道受采动影响大,围岩破坏变形严重,在维护巷道变形的过程中,需要消耗大量的人力物力财力,如若矿井一味的被动维护巷道,巷道变形得不到有效控制,且经济投入大,采用切顶卸压技术可以化被动为主动,从根本上解决巷道应力集中的问题,同时起到很好控制围岩变形的目的。
本文模拟中工作面在回采过程中出现应力集中问题,且应力出现耦合叠加,在高应力作用下,巷道煤壁破碎现象严重,煤体在原始裂隙的基础上,新旧裂隙相互贯穿,因此出现顶板离层现象且下沉严重,为此采用注浆工艺进行控制。
注浆加固原理如下:将配好的浆液注入破碎的岩体内,使得浆液充满破碎面,提高了煤体的内摩擦角和运动阻力,胶结后的岩体与原有的破碎岩块成为整体,提高了其抵抗变形的能力,围岩的承载能力提高,巷道的变形减少;注浆工艺改变了锚杆锚索支护力,注浆后的锚杆锚固力得到增强,且锚固力下降速度减慢,间接的改变了锚杆与围岩相互作用方式。
图3 注浆提高煤体承载能力的摩尔库伦示意图
注浆后煤体之所以承载能力提高,从宏观方面来看,浆液与破碎岩块形成承载整体,从微观来看,浆液填充了煤体裂隙面,使得弱面具有更大的内聚力和摩擦角,因此提高了煤体的承载能力。图3为注浆提高煤体承载能力的摩尔库伦示意图,从图中可以看出注浆后的岩块承载能力和支撑范围都有明显的改善。为力验证这一点,采用FLAC3D数值模拟软件,模拟注浆后顶板以及煤柱帮的变形量,模拟结果如图4所示。
图4 原支护与注浆后顶板与煤柱帮变形量对比图
从图中可以看出,原有支护状态下,顶板下沉量以及煤柱帮的位移都较大,采用注浆工艺后,顶板下沉量从原来的1010mm降为602mm,降幅达到40.4%,而煤柱帮位移从原来的930mm降为417mm,降幅达到55.2%。从巷道的变形量来看,602mm的顶板下沉量和417mm的煤柱帮位移已经能满足正常的生产需求。
4 结论
通过对煤矿工作面沿空留巷围岩稳定性及控制技术研究,得到以下结论:
(1)煤矿工作面回采距离50m是煤柱帮位移量的临界距离,50m后,煤柱帮位移逐渐增大;煤矿工作面回采距离70m是顶板下沉量的临界距离,超过70m后,顶板下沉严重,当回采距离为90m时,顶板以及煤柱帮变形严重,影响生产的正常进行。
(2)采用注浆工艺后,煤柱帮位移降为417mm,顶板下沉量降为602mm,较小的变形量保证了工作人员的安全和开采的顺利进行。