毛则渠矿异形煤柱回采巷道围岩控制技术研究

任耀锋

(山西乡宁焦煤集团 毛则渠煤炭有限公司,山西 临汾 042100)

区段煤柱的设计及稳定性控制是影响回采巷道矿压特征的重要技术体系[1-2]。随着我国煤炭资源开采技术的发展及时间的积累,可规则布置区域的煤体资源开采殆尽,复杂地质条件下煤炭资源的开采日益成为常态,剩余可采资源断层等构造较为发育,回采工作面布置的不规则特征更为突出,形成了较多的断层区段异形煤柱工作面布置形式,该种条件下巷道应力环境及围岩条件更为复杂,引发围岩稳定性难控制的问题。以毛则渠矿209与211工作面巷间异形煤柱留设为工程背景,进行异形煤柱护巷条件下邻近工作面采动影响巷道卸压及支护技术研究,研究结果可为类似地质条件下动压巷道的支护提供参考。

1 工程概况

毛则渠煤炭目前主采2号煤,209综放工作面位于井田中部,以东为轨道下山保安煤柱,以西为211综放工作面(未采动)为实体煤,以北为回风大巷。地面标高820～950 m,工作面标高729～772 m.工作面上方为湛泉村、柴岭村、铁尖村(已搬迁)。地表主要为新生界第四系黄土层覆盖,厚度一般为60～200 m.209综放工作面南北走向长度1 450 m,可采长度1 280 m,倾角2°～4°.煤层属2号强粘性瘦煤,平均可采厚度为5.1 m.209综放工作面为二叠系山西组下部2号煤层,巷道设计沿煤层顶板掘进,该煤层赋存稳定,属近水平煤层,厚度4.85～6.79 m,北部较厚,南部较薄。该煤层一般含1～2层夹石,夹石一般厚0.2 m,断层不发育。工作面顶板为泥岩、砂岩,上距K8砂岩18.3～33.8 m,整体比较稳定,下至3号煤层0.55～3.3 m,对209综放工作面回采无影响。211工作面为209工作面的接续工作面,两个工作面间存在1条落差22 m的正断层,结合断层发育情况,两个工作面间留设40～12 m的区段煤柱,属于典型的断层区段异形煤柱,工作面位置详情如图1所示。

图1 209运输巷赋存条件示意

2 211回风巷支护及围岩变形特征

211回风巷采用矩形断面,净宽4.3 m、净高4. 2 m,掘巷期间支护详情:顶锚杆及帮锚杆均选用D18 mm×2 200 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆。顶部及帮部钢筋梯子梁规格均由直径8 mm的圆钢焊制,锚杆托盘采用钢号不小于Q345的锰板,形状为拱形,托板尺寸150 mm×150 mm×12 mm,配用调心球垫,规格为D68 mm×23 mm,锚固剂为D25 mm×500 mm规格的MSK2550性树脂药卷两支,顶网及帮网均采用由8号冷拉铁丝制成的菱形金属网,顶板锚杆间排距0.8 m×0.9 m,两帮0.9 m×0.9 m.

209综放工作面投入生产后,随着工作面的推进,在211回风巷内围岩出现了明显的表面变形破坏特征,如煤柱宽度为39 m的附件,超前邻近209工作面65 m范围内,煤柱帮出现多处较大的鼓包,肩角下沉明显,底板同样出现较明显的底鼓变形,锚杆构建工作状态恶化,巷道表面变形较为剧烈,预计将无法满足工作面回采接续的要求。为掌握围岩内裂隙发育情况,在煤柱宽度为35 m处对应的209运输巷、211回风巷内超前工作面25 m处分别进行钻孔窥视,典型观测结果如图2所示,209运输巷顶板出现较大的裂缝,211回风巷顶板同样出现轻微的裂缝和破碎现象,而煤柱内煤体破碎严重,完整性很低,由此说明,211回风巷原有支护条件下,对于顶板的支护效果一般,邻近工作面动压影响明显,煤柱破坏严重,承载能够力差,应在此基础上采取合理的减弱邻近工作面采动影响及补强加固措施。

图2 围岩内裂隙发育特征

3 密集钻孔切顶卸压技术

依照211回风巷围岩稳定性受到邻近工作面采动影响明显的特点,参照相似地质条件下相关研究成果,可通过人造非连续弱面的办法进行卸压护巷,通过合理的密集钻孔切顶,可优化煤柱巷道围岩应力环境,减弱邻近工作面采动对于煤柱及巷道围岩的扰动破坏,由此提出在毛则渠矿209运输巷应用该技术。为考察该技术的可行性及有效性,采用以连续介质有限元数值模拟软件FLAC3D进行计算分析,211回风巷巷道断面宽×高=4.3 m×4.2 m.采用摩尔-库伦模型,考虑巷道开挖的影响范围通常为断面等效半径的3～5倍,设计模型边界尺寸为175 m×75 m×50 m.煤岩层均采用粘弹性本构模型,锚杆、锚索支护材料采用线弹性材料,模型初始地应力为17.5 MPa,切顶钻孔布置在209运输巷顶板,与垂直方向夹角15°,深度15 m,布置间距0.3 m,数值模型剖面图如图3(a)所示。分别在切顶前后开始209综放工作面的挖掘,由此得到煤柱宽度25 m、15 m条件下巷道内垂直应力变化规律,如图3(b)、(c)所示。

图3 不同断面煤柱宽度条件下切顶前后应力分布特征

由图3可以看出,巷道实体煤侧内应力由远至近呈现先缓慢增大而后迅速减小的趋势,煤柱内应力随着与巷道表面距离的增大同样呈现迅速增大而后快速减小的趋势,切顶前后巷道两侧煤体内垂直应力峰值存在明显差异。在25 m煤柱条件下,切顶前实体煤侧应力峰值为41.9 MPa,煤柱侧应力峰值为62.2 MPa.切顶后实体煤侧应力峰值为21.7 MPa,较切顶前减小48.2%,煤柱侧应力峰值为30.8 MPa,较切顶前减小50.5%;在15 m煤柱条件下,切顶前实体煤侧应力峰值为44.8 MPa,煤柱侧应力峰值为51.6 MPa,切顶后实体煤侧应力峰值为20.6 MPa,较切顶前减小54.0%,煤柱侧应力峰值为31.2 MPa,较切顶前减小39.5%.综上可知,切顶后邻近巷道两侧煤岩体内应力集中程度明显降低,可有效减弱覆岩运动及断层对邻近巷道围岩稳定的影响,该技术具有可行性。

4 异形煤柱动压巷道治理方案

邻近工作面采动影响下切顶卸压护巷技术在我国得到广泛应用并取得了较好的治理效果。通过查阅相关研究成果[3-4],设计在毛则渠煤矿209运输巷采取切顶卸压护巷措施,为保障采空区上覆厚硬岩层顺利垮落,选定切顶高度15 m,钻孔向209工作面偏斜15°布置,布置间距0.3 m,密集钻孔孔径为75 mm,顶板施工位置距煤柱帮700 mm,于煤柱宽度约为35 m处开始施工,钻孔布置剖面图及现场施工实况如图4所示。

图4 209运输巷切顶钻孔布置示意

为有效抑制211回风巷道表面变形,设计巷道锚索补强支护方案。顶板及煤柱帮均采用规格D21.6 mm×5 000 mm的1×19股高强锚索,配备两支K2880型树脂药卷,顶板每排5根,间距0.8 m,采用长4.0 m的W型钢带联结,均沿竖直方向布置,与原有锚杆支护间隔两排布置,帮部锚索布置间距1.35 m,每排3根,采用长度3.9 m的W型钢带连接,顶板及帮部锚索安装时张拉应力均不小于200 kN,锚索布置详情如图5所示。

图5 211运输巷补强支护图(单位:mm)

5 应用效果分析

为综合评估异形煤柱巷道在采取切顶卸压和补强支护措施后围岩的稳定性,在211回风巷内每监测100 m布置1个矿压监测站,以煤柱宽度为25 m处为例,整理得到巷道表面变形量随着与邻近209工作面距离的变化曲线,如图6所示。可以看出,在与邻近209回采面距离小于60 m以后,巷道表面变形量开始出现增大趋势,滞后邻近回采面之后,巷道表面变形量逐渐趋于稳定,滞后60 m时,煤柱侧顶底板移近量为184 mm,实体煤侧顶底板移近量为104 mm,煤柱帮内移量为102.6 mm,实体煤壁帮内移量为68.4 mm,两帮总的相对移近量为171 mm,巷道表面变形量总体维持在较低水平,断面收敛量相对于切顶前减小60%以上,邻近巷道围岩破坏程度得到有效控制。

图6 矿压监测结果及现场实况

6 结 语

通过对毛则渠煤矿211回风巷在邻近工作面采动影响下矿压调研及钻孔窥视发现,断层异形煤柱内裂隙发育,现有支护无法有效控制围岩失稳,据此提出采用密集钻孔卸压技术来改善巷道围岩应力状态。数值模拟研究表明,切顶后,邻近巷道围岩内应力峰值较切顶前显著减小,方案具有可行性。结合211回风巷原有支护设计补强支护方案,工程实践阶段进行矿压监测,巷道表面变形量较切顶前减小60%以上,围岩变形总体在合理可控范围内,满足矿井安全生产需求,切顶卸压及锚索补强措施对于邻近巷道变形破坏程度的控制效果显著。