沿空巷道窄煤柱变形失稳机理与切顶护巷协同技术研究
2024-03-06李亚锋徐亚龙
李亚锋,徐亚龙
(1.库车县榆树岭煤矿有限责任公司,新疆阿克苏 843300;2.河南理工大学能源科学与工程学院,河南焦作 454000)
0 引言
在井工开采煤矿中,相邻工作面间一般留设20 ~30 m 的区段煤柱,当工作面开采煤层较厚时,将造成煤炭资源的极大浪费[1-3],为此,专家学者提出了窄煤柱护巷技术。近年来国内外学者对窄煤柱护巷理论和技术进行了广泛研究[4-5],侯朝炯等[6]通过提出综放沿空掘巷围岩大、小结构稳定性原理,认为基本顶弧三角形结构是影响沿空巷道稳定的主要因素;张东升等[7]建立了基本顶覆岩断裂结构力学模型,分析了破断形式对护巷煤柱稳定性影响,提出了沿空巷道护巷措施;张百胜等开展了小煤柱切顶卸压护巷技术的研究,认为切顶卸压可人为调整基本顶应力传递路径,将压力转移至采空区,有利于沿空巷道的稳定。
榆树岭煤矿目前主采下5 煤层,煤层平均厚度9.11 m,为提高煤炭回收率,110503 胶带顺槽、110505 轨道顺槽计划采用窄煤柱双巷掘进,为防止受110503 工作面采动影响,110505 轨道顺槽窄煤柱帮出现严重的变形失稳现象,综合采用理论分析、数值模拟、工业性试验等方法,通过分析沿空巷道窄煤柱变形失稳机理,开发了沿空巷道窄煤柱切顶护巷技术,以实现榆树岭煤矿110505 轨道顺槽的稳定控制。
1 概况
榆树岭煤矿110503、110505 工作面位于11 采区西翼,110503 工作面北部为110501 采空区,南部为110505 工作面,西部为采区下山,东部为矿区边界。110503 工作面开采下5 煤层,煤层平均厚度9.11 m,平均倾角10°,呈黑色,柱状,弱玻璃光泽,阶梯状,参差状端口。煤层直接顶以粉砂岩为主,上部为炭质泥岩,呈灰黑色,平行层理,槽状交错层理发育,泥质、钙质胶结,岩芯较破碎,厚度5.4 m。基本顶为粉砂岩,呈灰黑色,平行层理,槽状交错层理发育,泥质胶结,岩芯较完整,厚度14.06 m。煤层直接底板为细砂岩,呈浅灰色,含长石、石英、岩屑,钙质胶结,呈柱状,厚度7.99 m,岩性如图1 所示。根据矿井采掘接替情况,110503 胶带顺槽、110505 轨道顺槽计划采用窄煤柱双巷掘进,工作面岩层柱状图如图1所示,试验巷道采掘工程如图2 所示。
图1 工作面岩层柱状图Fig.1 Rock strata histogram of working face
图2 试验巷道采掘工程平面图Fig.2 Mining engineering plan of test roadway
2 沿空巷道窄煤柱变形失稳机理
2.1 沿空巷道窄煤柱数值计算分析
依据110503 和110505 工作面生产地质条件,建立110505 工作面轨道顺槽数值分析模型,模型尺寸220 m(长) ×133.57 m(宽) ×80 m(高),如图3 所示,研究110503 工作面回采期间采动应力分布及其对110505 轨道顺槽围岩稳定性的影响规律。模型四周及底部采用固定约束,即边界水平位移为零,模型的上边界根据岩层埋深,施加5 MPa 的铅直应力模拟上覆载荷。
图3 数值计算模型Fig.3 Numerical calculation model
数值模拟过程中,设计煤柱尺寸分别为3、4、6、10、14、18 m,图4 为110503 工作面回采以后不同宽度护巷煤柱下的110505 轨道顺槽围岩应力分布云图。
由图4 可知,当110505 轨道顺槽护巷煤柱为3、4、6 m 时,110503 工作面回采以后,煤柱侧煤体内部峰值应力较低,分别为10.2、10.6、12.5 MPa,开采帮侧煤体内部峰值应力较高,分别为30.2、31.0、33.8 MPa,当护巷煤柱尺寸分别增加至10 m 和14 m 时,煤柱侧煤体内部峰值应力显著增加,分别增加至22.7 MPa、27.8 MPa,而开采帮侧煤体内部峰值应力出现降低,分别为29.5 MPa、21.5 MPa,当护巷煤柱尺寸继续增加至18 m 时,煤柱侧和开采帮侧煤体内部峰值应力均出现降低,分别为26.2 MPa、16.2 MPa。
综上表明,当煤柱尺寸较小时(3 ~6 m),煤柱内部大部分煤体近乎进入残余破坏阶段,采动应力大部分转移至开采帮侧煤体内部,而当护巷煤柱尺寸较大时(10 ~18 m),护巷煤柱表现出良好的承载性能,导致转移至开采帮侧煤壁内的采动应力有所减小,解释了采用宽煤柱护巷时巷道变形主要发生在煤柱帮,而采用窄煤柱护巷时巷道变形主要发生在开采帮的现象。
2.2 窄煤柱变形失稳机理
基于数值模拟结果得知,当护巷煤柱较窄时,护巷煤柱将发生较大范围的松动破坏,导致窄煤柱内部大部分煤体进入峰后变形甚至残余变形阶段,此时,窄煤柱承载能力较低,该类煤柱一般称为屈服煤柱;当护巷煤柱尺寸增加后,煤柱承载能力逐渐加大,并随煤柱尺寸进一步加大出现应力集中现象,该类煤柱称为承压煤柱。
110503 运输顺槽和110505 轨道顺槽之间仅留设4 m 的煤柱,该尺寸煤柱属于典型的屈服煤柱,护巷煤柱受采动影响将发生较大范围的松动破坏,窄煤柱进入峰后变形甚至残余变形阶段,煤柱帮稳定控制难度较大,同时由于煤柱裂隙发育,松动破坏严重,易导通110503 采空区,出现采空区漏风问题,诱发采空区瓦斯涌出、遗煤自燃等伴生灾害发生,严重影响110505 工作面的安全生产。
3 沿空巷道窄煤柱切顶护巷技术
基于沿空巷道窄煤柱变形失稳机理,确定在110505 轨道顺槽采用切顶护巷协同技术,实现沿空巷道的稳定控制。采用二次支护方式,巷道掘进初期采用高强度锚网索支护技术,110503 工作面回采前采用切顶卸压和锚注支护技术。
3.1 巷道掘进一次支护
110505 轨道顺槽掘进初期采用高强度锚网索支护技术,具体支护参数如下。
(1) 顶板采用锚杆+锚索+钢筋网支护。锚杆采用φ20 mm×2200 mm 的左旋无纵肋螺纹钢式锚杆,间排距850 mm×800 mm,扭矩不低于150 N·m,每根锚杆配1 支规格MSCK2350 型树脂锚固剂,配套规格150 mm×150 mm×8 mm 的铁托盘;锚索采用φ17.8 mm×10300 mm 的预应力钢绞线,间排距1500 mm×1600 mm,每排布置2根,配套规格300 mm×300 mm×20 mm 的铁托盘,每根锚索配2 支MSCK2350 及2 支MSK2350 型树脂锚固剂,预应力不低于30 MPa;钢筋网规格1000 mm×2500 mm,采用φ6 mm 钢筋焊接而成,网目规格100 mm×100 mm。
(2) 煤柱帮采用锚杆+菱形网支护。锚杆采用φ16 mm×1800 mm 的麻花式金属锚杆,间排距750 mm×800 mm,扭矩不低于150 N·m,每根锚杆配1 支规格MSCK2350 型树脂锚固剂,配套规格150 mm×150 mm×8 mm 的铁托盘;菱形网规格为2000 mm×7000 mm,采用12 号铁丝编织而成,网目规格50 mm×50 mm。
(3) 开采侧帮采用锚杆+菱形网支护。锚杆采用规格φ16 mm×1800 mm 的玻璃钢锚杆,间排距为1200 mm×800 mm,扭矩不低于40 N·m,每根锚杆配1 支规格MSCK2350 型树脂锚固剂,配套塑料托盘;菱形网规格为2000 mm×7000 mm,采用12 号铁丝编织而成,网目规格为50 mm×50 mm。
巷道掘进时期支护断面如图5 所示。
3.2 工作面回采前二次支护
110503 工作面回采前采用切顶卸压+ 锚注支护,具体支护参数如下。
(1) 深孔预裂爆破切顶卸压。
在110503 胶带顺槽内采用深孔爆破方式对其顶板进行预裂爆破切顶卸压,爆破钻孔沿110503胶带顺槽走向布置,爆破钻孔直径42 mm,深度16.0 m,间距0.5 m,距煤柱帮0.5 m,朝向采空区10°施工,爆破方式采用隔孔爆破方式,爆破钻孔布置如图6 所示。
图6 工作面回采前二次支护Fig.6 Secondary support before mining in working face
(2) 顶板及煤柱帮锚注加强支护。
顶板用φ22 mm×7500 mm 注浆锚索,间排距2000 mm×2400 mm,窄煤柱帮用φ22 mm×5000 mm 双向注浆对穿锚索,间排距1200 mm×2400 mm,三花布置,顶板注浆锚索配套2支规格Z2350 型树脂锚固剂,顶板注浆锚索张拉预应力不低于200 kN,窄煤柱帮双向注浆对穿锚索单侧张拉预紧力不低于150 kN,每根锚索均配套300 mm×300 mm×14 mm 的碟形托盘,采用无机单液注浆加固材料,注浆压力2.0~3.0 MPa,破碎区域不超过1.5 MPa,巷道锚注支护如图6 所示。
4 巷道围岩控制效果
将提出的沿空巷道窄煤柱切顶护巷技术应用到试验巷道,并监测了受110503 工作面采动影响期间的110505 轨道顺槽围岩变形,变形曲线如图7所示。由图可知,110505 轨道顺槽在超前110503工作面30 m 处出现变形,变形初期巷道变形主要发生在顶、底板岩层,滞后工作面0 ~90 m,受110503 工作面采动影响,110505 轨道顺槽围岩变形速度相对较快,尤其是顶板和开采帮围岩变形速度明显增加,滞后工作面90 m 范围以外,随着110503 采空区覆岩活动基本稳定,110505 轨道顺槽受采动影响较轻,巷道围岩结构稳定,此时110505 轨道顺槽顶、底板位移量分别为57 mm、36 mm,煤柱帮和开采帮位移量分别为34 mm、47 mm,顶板变形量明显大于底板,开采帮变形量略大于煤柱帮,110505 轨道顺槽围岩整体可控,表明沿空巷道窄煤柱切顶护巷技术实现了110505 轨道顺槽的稳定控制。
图7 巷道围岩变形曲线Fig.7 Deformation curve of roadway surrounding rock
5 结论
(1) 研究表明煤柱尺寸较小时,煤柱内部大部分煤体近乎进入残余破坏阶段,采动应力大部分转移至开采帮侧煤体内部,而当护巷煤柱尺寸较大时,护巷煤柱表现出良好的承载性能,导致转移至开采帮侧煤壁内的采动应力有所减小。
(2) 110505 轨道顺槽设计采用切顶护巷协同技术,巷道掘进初期采用高强度锚网索支护技术,邻近工作面回采前采用切顶卸压和锚注支护技术,现场应用后,试验顺槽围岩整体可控,实现了110505 轨道顺槽稳定控制。