坚硬顶板切顶卸压及沿空留巷支护方法研究

2023-11-25赵伟

山西焦煤科技 2023年10期

赵伟

(山西兰花科技创业股份有限公司大阳煤矿分公司, 山西晋城 048000)

随着煤炭资源开发不断向深部发展,复杂地质条件及高应力环境往往导致煤巷变形严重,支护效果不佳及巷道维修繁重等一系列问题,特别是坚硬顶板岩层,容易导致冒顶灾害发生[1-3]. 对于长臂式采煤工作面,如果留设大厚度煤柱,造成资源浪费严重,如果掘进速度滞后于回采速度,易导致产能无法有序衔接,为此切顶卸压无煤柱自成巷开采技术应运而生[4-6]. 在这方面研究中,王传绳[7]指出在低瓦斯、无冲击地压、近水平的薄及中厚煤层中,采用切顶卸压技术进行沿空留巷,技术可行与经济合理;郑立军等[8]采用理论分析和数值模拟相结合的方法,对切顶卸压巷道顶板运动规律进行研究;周宏范等[9]对切顶卸压与柔模支护技术进行集成创新,留巷效果良好。综合文献分析,对于切顶卸压沿空留巷的分析,主要集中在浅埋及破碎顶板条件的研究,而对于坚硬顶板条件有待进一步分析。本文以亿欣煤矿坚硬顶板工作面回采为工程背景,对切顶卸压关键参数确定及支护方式进行研究,保证该矿工作面安全高效开采。

1 工程概况

亿欣煤矿15#煤层厚1.8～2.8 m,属稳定可采煤层,1306工作面标高978～964 m,工作面倾向长200 m,走向长455 m,工作面倾角3°～8°,长壁式采煤方法,垮落法控制顶板。工作面采用“110”工法自动成巷技术,将“一面双巷”改变为“一面单巷”采掘模式,即每采掘一个工作面只需掘进一条巷道,而另一条采用切顶卸压自动成巷[10]. 该矿设计沿空留巷455 m,1306工作面情况见图1.

图1 1306工作面平面图

根据巷道钻孔窥视结果,对于1213巷不同位置的顶板灰岩,厚度在8～12 m,且在4.5 m处原生节理发育,由于顶板比较坚硬,可能出现大面积冒顶风险,需从技术层面系统研究切顶卸压开采中切顶参数及巷道支护问题,以实现安全高效开采。

2 切顶卸压数值模拟分析

在切顶卸压自动成巷过程中,顶板结构的调整会出现大变形,巷道围岩将会发生屈服甚至塑性流动,利用FLAC3D软件能够较好地模拟出切顶条件下巷道围岩应力变形特征,得出合理的切顶参数,为后续支护设计提供指导。考虑到模型边界效应,三维模型尺寸为长2504 m×宽250 m×高120 m,网格共划分354 300个单元,模型底部和四周进行位移约束,顶部施加载荷等效上覆岩层自重,矿山岩体力学参数见表1.

表1 岩体力学参数表

2.1 切顶高度对矿压的影响

为分析切顶高度对矿压的影响,分别模拟切顶高度为6 m、8 m与10 m时围岩应力与位移变化情况,模拟结果见图2,3,4. 对于6 m切顶高度,沿空巷煤帮侧应力最高达42.5 MPa,顶板上方卸压区显著,该区域应力最高达22.5 MPa;同时对顶板位移发展起到了一定的限制作用,顶板最大位移达650 mm,顶板下沉量较大。

图2 6 m切顶高度应力、位移云图

图3 8 m切顶高度应力、位移云图

对于8 m切顶高度,沿空巷煤帮侧应力最高达40 MPa,顶板上方卸压区进一步扩大,该区域应力最高达17.5 MPa;顶板最大位移达400 mm,顶板变形量较6 m切顶高度有了明显的降低,围岩变形进一步得到控制。

对于10 m切顶高度,沿空巷煤帮侧应力最高达35 MPa,顶板上方卸压区最为显著,该区域范围进一步扩大,应力最高达12.5 MPa;顶板最大位移达250 mm,顶板变形量较8 m切顶高度降低约150 mm,顶板变形得到了良好的控制。

综合分析,随着切顶高度的增加,顶板卸压区域也随之增大,两者呈正比例变化关系,同时煤帮及顶板所受最大应力逐渐减小,围岩变形量也随之降低;较大的切顶高度值更有利于巷道围岩的稳定,实际工程应用中选取10 m切顶高度较为合理。

2.2 切顶角度对矿压的影响

切顶角度对巷道顶板变形发展具有一定影响,选取切顶高度10 m,分析切顶角度分别为0°、15°与30°条件下围岩的应力及位移变化情况。0°切顶角度数值结果见图4,15°、30°条件下数值结果分别见图5,6. 对于15°切顶角度,沿空巷煤帮侧应力最高达38 MPa,顶板上方卸压区显著,该区域应力最高达15 MPa;顶板最大位移达360 mm,主要出现在近采空区侧,同时位于该侧的低应力区范围要大于0°切顶角度,更有利于采空区顶板的垮落。

图4 10 m切顶高度应力、位移云图

图5 15°切顶角度应力、位移云图

图6 30°切顶角度应力、位移云图

对于30°切顶角度,沿空巷煤帮侧应力最高达42.5 MPa,顶板上方卸压区所在范围的应力最高达20 MPa;顶板最大位移达455 mm,主要出现在近采空区侧。相比较前两种切顶角度,围岩应力及顶板位移均有较大的增加,表明围岩变形量也随着增加,不利于巷道围岩的稳定。

综合分析,随着切顶角度的增加,围岩应力及顶板位移均呈现增加趋势,达到一定程度后(30°切顶角度),将不利于巷道围岩的稳定。0°切顶条件下,采空区侧顶板位移较小,如果顶板断裂冒落不充分,将导致较大的应力区域产生,发生垮塌灾害;30°切顶条件下,顶板围岩变形较大,不利于巷道的稳定;15°切顶角度下,产生的位移及大范围的低应力区更有利于顶板充分垮落,对顶板岩层起到很好的支撑作用。为此,适当的切顶角度有利于顶板充分垮落,对于该巷道切顶角度选取15°.

3 预裂切顶试验分析

考虑到该矿为坚硬顶板条件,需对预裂切顶效果进行试验分析,根据数值分析结果,切顶高度取10 m,切顶角度取15°. 在1306辅巷内进行10 m(500 mm间距共计20孔)爆破实验,并对爆破后的钻孔进行窥视,试验的10 m孔深装药方式为2+3+4+4+3+2,装药结构见图7. 进行连孔爆破试验时,采取4孔连接,单次爆破8个孔的起爆方式,孔内裂缝发育情况见图8,经过观察统计,该装药及爆破方式,裂缝率可达85%以上,预裂效果明显。

图7 装药结构示意图

图8 顶板表面切顶连孔效果图

4 切顶卸压沿空留巷支护方法

4.1 支护可行性分析

采用切顶卸压无煤柱开采技术时,需要合理确定巷道端部的支护形式,以保证工作面的稳定,充分的切顶阻力是保障巷道有效支护的必要条件。随工作面的回采,支承压力峰值表达式如下[11]:

(1)

式中:σ为支承压力峰值,MPa;γ为岩层容重,kN/m3;hi为冒落带内第i层岩梁厚度,m;H为冒落带内岩梁总厚度,m;n为动载系数,其值一般不大于2.

(2)

将M=2.5 m,γ=25 kN/m3,K=1.35,n=1.5代入式(2)可得:

σ=0.321 MPa

取巷宽5.2 m,支护长度1 m,巷内支护所需最小支护阻力为:

Pmin=1 669.2 kN

为了提供足够的支护强度及切顶能力,沿空留巷内在留巷前期采用“π梁+单体支柱”,一个支护断面一梁5柱,排距1000 mm,单体支柱工作阻力300 kN. 所以单位长度内巷内支护所提供的支护阻力为:

P=1×5×300=1500 kN

由于每根恒阻锚索还能提供500 kN的预紧力,则P总=1500 kN+500 kN=2000 kN>Pmin. 因此,1213巷内支护所提供的支护阻力能满足现场支护要求。

4.2 支护方案确定

1) 巷内锚索支护方法。

由于灰岩距离工作面顶板11 m,恒阻锚索应超出切顶孔且锚固在稳定岩层中不低于1 m,考虑到切顶参数,恒阻大变形锚索长度定为12.3 m,托盘规格为300 mm×300 mm×20 mm,中间加工直径100 mm的圆孔,恒阻锚索支护参数见表2.

表2 恒阻锚索支护参数表

相邻锚索间采取W钢带连接方式,W钢带选用2600 mm×300 mm×5 mm钢板制作,根据间距加工200 mm×100 mm的长孔。恒阻器长500 mm,恒阻值为30～32 t,预紧力不小于29 t. 锚索支护情况见图9(a).

图9 1213巷恒阻锚索支护图

2) “丁”字口处支护方法。

因1213巷为1306工作面和1307工作面共用顺槽,1213巷留巷的起始段位于1306工作面“丁”字口处,该位置矿压显现强烈。为保障巷道具有良好的稳定性,在1213巷留切眼及工作面推进20 m范围内加密支护恒阻锚索,锚索间排距为2000 mm×1500 mm.“丁”字口加固段恒阻锚索支护情况见图9(b).

5 现场应用效果

针对研究提出的坚硬顶板切顶卸压及沿空留巷支护方法在1306工作面进行了工程实践,并对巷道变形情况进行了监测,监测结果见图10. 方案实施前,沿空巷道变形较大,巷道变形稳定后顶板最大下沉量为765 mm,最大底鼓量为208 mm,两帮最大移近量为557 mm;方案实施后,沿空巷道变形显著下降,巷道变形稳定后顶板最大下沉量为343 mm,最大底鼓量为115 mm,两帮最大移近量为227 mm. 综合对比分析,顶板下沉量降低了55.1%,底鼓量降低了44.7%,两帮移近量降低了59.2%,沿空巷道顶板变形得到了良好控制。