沿空掘巷窄煤柱留设及围岩控制技术实践

李勤生,杨运来,王懿轩,袁 涛,张无敌

(1.张掖市宏能煤业有限公司,甘肃 张掖 734100;2.江苏省矿业工程集团有限公司,江苏 徐州 221100;3.河北冀中邯峰矿业有限公司武安云驾岭矿,河北 邯郸 056038;4.中铝宁夏能源集团王洼煤业有限公司,宁夏 固原 756500;5.北京科技大学 土木与资源工程学院,北京 100083)

0 引言

张掖市宏能煤业有限公司花草滩煤矿设计生产能力为 180万 t/a,矿井开采范围内主要煤层为1号、2号、2上煤层。1号煤层厚度平均 1.82 m,受断层等地质情况影响的区域,会出现局部增厚或变薄,倾角平均17°,沿掘进方向,煤层走向倾角为-2°～2°,结构简单。该区域整体形态为一单斜构造,由于煤层顶板为砂泥岩互层,在局部裂隙发育区域,可能存在富水区[1-3]。预计掘进至小构造发育地段顶板有淋水,甚至会有短时间的少量涌水。

1 工程背景

1.1 1109工作面概况

1109回采工作面布置在1号煤层中,两回采巷道均为沿煤层顶板布置的半煤岩巷道。1109工作面南侧为1107采空区,西侧为轨道暗斜井,东侧和北侧都为实体煤,工作面埋深720～780 m,1109原设计工作面布置如图1所示。

图1 原设计1109工作面采掘工程平面示意Fig.1 Original design 1109 working face excavation engineering plan

原设计1109工作面回风顺槽长 1 331.9 m(平距),1109工作面运输顺槽长1 622.9 m(平距),1109两顺联巷设计长度137 m(平距);1109工作面切眼长 209.8 m(平距),工作面可采长度1 231 m;1109回风顺槽煤柱尺寸留设为25 m。为保障矿井正常接续,对原1109综采工作面设计进行优化,取消1109两顺联巷后实施全风压通风方式。其中1109运输顺槽为实体煤掘进,1109回风顺槽距离1107工作面采空区留设6 m小煤柱布置,1109优化设计工作面布置如图2所示。

图2 优化后的1109工作面采掘工程平面示意Fig.2 Optimized 1109 working face excavation engineering plan

1号煤层为黑色,半亮型煤、亮煤或镜煤。煤层较稳定,平均煤厚1.81 m,受断层等地质情况影响区域,会出现局部增厚或变薄,煤层倾角15°～21°,平均为17°。直接顶以砂质泥岩、中粒砂岩为主,灰白色,层面内云母富集,胶结好,较致密,较坚硬,厚度9.81 m;基本顶以细粒砂岩为主,灰色(微带绿色),少许紫色,以石英为主,少量长石,含少量白云母,坚硬,厚度在3.13 m左右。1号煤层顶底板岩性见表1。

表1 1109工作面1号煤层顶底板岩性情况表Table 1 Rock properties of the roof and floor of 1# coal seam on 1109 working face

1.2 围岩变形破坏特征

通过现场调研,1108工作面5 m小煤柱回风顺槽、1107工作面5 m煤柱回风顺槽等相似地质条件下的回采巷道发生变形。巷道帮肩角锚杆破断,由于煤岩层角度较大,层间出现相对滑移时,造成巷道肩窝处锚杆受到较大的剪切力,杆体受力变形向煤体内移动[4-6]。因此,出现巷道肩窝锚杆没入煤体现象,在杆体移动的过程中,由于锚杆托盘与杆体之间的角度较小,在托盘与杆体处出现应力集中现象,杆体尾部产生破断。煤柱帮易折帮、鼓出,巷道掘出后较短时间,小煤柱上帮部易出现折帮现象;同时,由于煤岩交界面摩擦力较小,煤柱承受荷载时,煤层沿着倾斜的岩层结构面向巷道内部整体滑移[7-9]。局部地段底鼓,在巷道局部地段,底板岩石出现鼓起,变形缓慢且变形持续时间较长。顶板结构易失稳,实际揭露的1号煤层顶板为复合顶板,3～5.5 m,岩层层理发育,完整性较差。

2 1109工作面围岩力学分析

2.1 围岩-支护作用机理及巷道力学模型选择

表2 图4中字母代表含义Table 2 Meanings of the letters in Fig.4

图3 开挖面附近围岩力学简化模型Fig.3 Simplified mechanical model of surrounding rock near excavation face

图4 “空间效应”影响段围岩受力模型示意Fig.4 Stress model of the surrounding rock under the influence of “spatial effect”

2.2 回采巷道围岩破坏机理数值模拟分析

2.2.1 Trigon模型介绍

Trigon模型是UDEC模拟软件中将多边形块体切割成为若干三角形块体来建立模型的一种建模方法。在Trigon模型中,Trigon模型更加接近于真实的裂隙煤岩体,由于随机产生的三角形块体和接触面能够更好地连接,以三角形块体为基础的UDEC模型可以克服常规划分块体方法的局限性,可以用来研究煤矿开采中不同应力环境下裂隙煤岩体的失稳机理和破坏形式[16-18],如图5所示。

图5 Trigon三角块计算模型及本构关系Fig.5 Trigon triangle calculation model and constitutive relations

2.2.2 试验巷道的数值模型

根据实际工程地质条件和位置关系,建立UDEC Trigon模型来分析巷道的围岩应力分布特征和两帮及顶底板裂隙演化规律。为了提高计算效率,仅采用Trigon对巷道周边区域划分三角块,其中巷道周边煤层区域三角块长度为0.5 m,煤层直接顶和直接底区域三角块长度为0.5 m。在研究区域以外的区域划分为块体长度不断增大的矩形块体,模型底部在垂直方向、两侧边界以及水平方向采用位移法固定,模型顶部边界按照平均容重施加均布载荷,采用Mohr-Coulomb本构关系[19-20]。数值模型建立时,为保证模拟结果的准确性,巷道断面以及岩层均以实际地质情况布置。巷道断面为梯形,煤层倾斜布置,倾角17°,如图6所示。

图6 数值计算模型Fig.6 Numerical calculation model

2.3 数值模拟结果分析

2.3.1 1109工作面回风顺槽原支护设计参数

1109回风顺槽正常段巷道为梯形巷道,掘进方向左帮高度2 000 mm,右帮高度3 600 mm,宽度4 400 mm,断面12.3 m2。1109回风顺槽采用锚网索梁联合支护,支护参数如图7所示。巷道顶板每排布置6根锚杆配合梯子梁支护,锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,间排距800 mm×800 mm;每排布置3根锚索,锚索规格φ17.8 mm×7 300 mm的钢绞线,间排距1 500 mm×1 600 mm,呈三三布置。巷道帮部使用左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合梯子梁支护,锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,左帮每排布置3根锚杆,间排距为800 mm×800 mm;右帮使用5根左旋纵肋螺纹钢锚杆配合梯子梁支护,锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,锚杆间排距为800 mm×800 mm。顶、帮铺设金属菱形网,采用10#铁丝加工,网孔规格50 mm×50 mm,宽1 100 mm;锚杆托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm,锚索托盘规格为300 mm×300 mm×16 mm;每根锚杆使用1支MSZ2360树脂药卷、1支MSCK2335树脂药卷,每根锚索使用2支MSZ2360树脂药卷、1支MSCK2335树脂药卷;网片压茬不低于100 mm,相邻两块金属网之间采用14#铁丝连接,间距不超过200 mm。巷道顶、帮梯子梁采用φ12 mm的圆钢加工,锚杆外露长度10～50 mm,锚索外露长度(锁具外)150～250 mm。

图7 1109回风顺槽原支护参数断面Fig.7 Section of original support parameters for 1109 return air roadway

2.3.2 1109工作面运输顺槽原支护设计参数

1109运输顺槽正常段巷道为梯形巷道,掘进方向左帮高度2 300 mm,右帮高度4 100 mm,宽度5 200 mm,断面16.6 m2。1109运输顺槽采用锚网索梁联合支护,支护参数如图8所示。巷道顶板每排布置7根左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合梯子梁支护,锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,间排距为800 mm×800 mm;每排布置3根锚索,锚索规格为φ17.8 mm×7 300 mm的钢绞线,间排距为1 500 mm×1 600 mm,呈三三布置。巷道帮部使用左旋无纵肋螺纹钢锚杆配合梯子梁支护,锚杆规格为φ20 mm×2 200 mm,右帮布置5根锚杆,间排距为900 mm×800 mm;左帮布置3根锚杆,间排距为900 mm×800 mm。巷道顶、帮铺设金属菱形网,采用10#铁丝加工,网孔规格为50 mm×50 mm,宽1 100 mm;锚杆托盘规格为150 mm×150 mm×10 mm,锚索托盘规格为300 mm×300 mm×16 mm;每根锚杆使用1支MSZ-2360树脂药卷、1支CK-2335树脂药卷,每根锚索使用2支MSZ-2360树脂药卷、1支CK-2335树脂药卷;网片搭接不低于100 mm,相邻两块金属网之间采用直接勾连,间距不超过200 mm。巷道顶帮梯子梁采用φ12 mm的圆钢加工。锚杆外露长度10～50 mm,锚索外露长度(锁具外)150～250 mm。

图8 1109运输顺槽原支护参数断面Fig.8 Section of original support parameters for 1109 transportation roadway

2.3.3 1109两道顺槽原支护方案效果分析

如图9和图10所示,巷道采用原有支护方案时,巷道帮部变形明显,由于岩层错动及应力集中,局部出现片帮及锚杆失效,顶板岩层裂隙发育深度较高。锚索锚固段岩体内裂隙发育扩展,有潜在冒落风险。

图9 运输巷原支护效果Fig.9 Original support effect of transportation roadway

图10 回风巷原支护方案效果Fig.10 Original support scheme effect of return air roadway

3 区段小煤柱合理宽度确定

3.1 理论计算

根据花草滩煤矿实际生产条件,结合极限平衡理论,对于厚煤层开采后煤体弹塑性应力区分布建立如图11所示的力学计算模型。由工作面“O-X”破断理论得知:随着邻近工作面采空区上覆岩层垮落,在工作面端头形成弧形三角块(关键块B);沿空掘巷一般在采空区上覆岩层稳定后掘进,巷道掘进一般不会影响弧形三角块结构的稳定;受本工作面采动影响,关键块体结构的稳定及运动状态随即将发生较大改变,造成巷道围岩活动剧烈,对沿空掘巷的稳定性产生重要的影响。为分析回采期间关键块体的稳定性,建立如图11所示的沿空掘巷上覆结构力学模型。图11中,X0为基本顶破断位置与采空区边缘的距离,m;L2为基本顶侧向断裂跨度水平投影,m;α为煤层倾角,(°);θ为关键块体旋转角度,(°)。

图11 倾斜煤层沿空掘巷结构力学模型Fig.11 Structural mechanics model of roadway driving along gob in inclined coal seam

根据极限平衡理论,窄煤柱合理宽度的计算模型如图12所示,其公式为

图12 窄煤柱宽度计算Fig.12 Calculation of narrow coal pillar width

B=X1+X2+X3

(1)

式中,X1=2.66 m,X3=2.4 m,X2=(X1+X3)/(10%～30%)=0.488～1.464 m。根据以上条件进行估算B=5.548～6.524 m,即小煤柱宽度不低于5.548 m。

3.2 数值模拟

以1109工作面实际地质与生产条件为背景建立100 m×150 m×60 m(X×Y×Z)数值模型,如图13所示,单元格、模型各岩层力学参数依据现场所取岩块经实验室力学测试结果,材料力学变形特征符合“摩尔-库伦”准则。工作面回采巷道模拟断面为4.4 m×2.9 m(宽×高),埋深800 m。各岩层的物理力学参数,见表3。

表3 岩层力学参数Table 3 Mechanical parameters of rock strata

1-1109工作面;2-1109回风顺槽;3-1107运输顺槽;4-1107采空区图13 数值计算模型Fig.13 Numerical calculation model

3.3 计算结果分析

根据图14和图15可以看出,沿空巷道开挖后,会使侧向支承应力峰值位置向煤体深部转移,随着留设的煤柱宽度增大,沿空巷道两侧的支承应力值也逐渐增大。当留设煤柱宽度为6 m时,峰值点距采空区大约16.8 m,沿空巷道两侧垂直应力超过原岩应力,但均较小,煤柱帮为19.6 MPa左右,巷道处于应力降低区和应力增高区交界处,巷道维护较为容易;当煤柱留设为8 m时,峰值点距采空区大约17.8 m,两帮支承应力为28.9 MPa,远高于原岩应力,巷道维护困难;当煤柱宽度达到10 m时,煤柱帮支承应力远大于原岩应力,不利于巷道的维护。不同煤柱宽度下巷道表面变形量如图16所示。

图14 不同煤柱宽度时垂直应力云图Fig.14 Vertical stress cloud for different coal pillar widths

图15 不同煤柱宽度内垂直应力峰值Fig.15 Peak vertical stress within different coal pillar widths

图16 不同煤柱宽度时巷道表面位移量Fig.16 Surface displacement of roadway under different coal pillar widths

可见,煤柱宽度由4 m增加到10 m时,两帮的水平位移和顶底板的垂直位移呈现先减小后增大的变化趋势。煤柱宽度为6 m时,巷道顶底板垂直位移和两帮的水平位移变形量最低。因此,依据巷道变形量判断覆岩稳定时煤柱宽度为6 m最为合理。

综上所述,根据理论计算和数值模型模拟确定留设煤柱宽度为6 m时,煤柱稳定性较好,也有利于巷道维护。

4 1109回采巷道支护应力场分析

4.1 支护密度对支护应力场的影响规律

根据花草滩煤矿1109工作面地质资料及围岩状况,模拟分析部分支护参数对1109回采巷道围岩支护应力场的分布特征,从而为支护参数的选择提供科学合理的依据。分别设置锚索长度为5.3 m、6.3 m、7.3 m,锚杆间距为0.8 m、1 m、1.2 m,锚索2-0-2、2-1-2、3-0-3这3种布置方式。分析不同锚索长度、锚杆间距及锚索布置方式对顶板支护应力场的影响。支护结构与围岩相互作用后,在巷道顶板围岩内形成一定范围的压应力集中区,该区域的煤岩体在支护结构的作用下,受力状态及力学参数都会得到一定的改善。因此,试验选取压应力值在20～30 kPa的平均高度作为试验结果。图17～图25中,顶板上部区域的立体网状结构为压应力值为20 kPa及30 kPa等值面,内部一层为30 kPa等值面,外部为20 kPa等值面,左侧分别为两者在Y向的投影高度,由于分布不规则,因此选取模型中线处两者高度的平均值作为试验结果,便于进一步分析。

图17 锚索长度5.3 m巷道顶板围岩支护应力场Fig.17 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor cable length of 5.3 m

由图17可知,当锚索长度为5.3 m时,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为0,20 kPa等值面在模型中线处高度为1.402 m,两者平均高度为0.701 m。由图18可知,当锚索长度为6.3 m时,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为1.462 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为3.308 m,两者平均高度为2.385 m。由图19可知,当锚索长度为7.3 m时,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为2.726 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为4.809 m,两者平均高度为3.767 5 m。由图20可知,当锚杆间距为0.8 m时,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为3.810 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为4.879 m,两者平均高度为4.344 5 m。由图21可知,当锚杆间距为1 m,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为2.508 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为4.199 m,两者平均高度为3.353 5 m。由图22可知,当锚杆间距为1.2 m时,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为1.292 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为2.292 m,两者平均高度为1.792 m。由图23可知,当锚索2-0-2布置,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为2.553 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为4.586 m,两者平均高度为3.569 m。由图24可知,当锚索2-1-2布置,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为1.887 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为2.831 m,两者平均高度为2.359 m。由图25可知,当锚索3-0-3布置,锚索预紧力200 kN,锚杆预紧力60 kN时,围岩内压应力30 kPa等值面在模型中线处的高度为4.297 m,20 kPa等值面在模型中线处高度为4.971 m,两者平均高度为4.634 m。

图18 锚索长度6.3 m巷道顶板围岩支护应力场Fig.18 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor cable length of 6.3 m

图19 锚索长度7.3 m巷道顶板围岩支护应力场Fig.19 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor cable length of 7.3 m

图20 锚杆间距0.8 m巷道顶板围岩支护应力场Fig.20 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor bolt spacing of 0.8 m

图21 锚杆间距1 m巷道顶板围岩支护应力Fig.21 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor bolt spacing of 1 m

图22 锚杆间距1.2 m巷道顶板围岩支护应力场Fig.22 Stress field of surrounding rock support for roadway roof with anchor bolt spacing of 1.2 m

图23 锚索2-0-2布置巷道顶板围岩支护应力场Fig.23 Stress field of surrounding rock support for anchor cable 2-0-2 arranging roadway roof

图24 锚索2-1-2布置巷道顶板围岩支护应力场Fig.24 Stress field of surrounding rock support for anchor cable 2-1-2 arranging roadway roof

图25 锚索3-0-0布置巷道顶板围岩支护应力场Fig.25 Stress field of surrounding rock support for anchor cable 3-0-0 arranging roadway roof

4.2 数值试验结果分析

通过分析以上模拟数据,不同的支护密度和支护长度对巷道顶板支护范围不同。通过对比可以明显发现,锚索长度取7.3 m时,支护体有效支护高度明显增大;锚杆间距为0.8 m时,支护效果明显优于1 m、1.2 m;顶板锚索采用3-0-3布置时,围岩内压应力等值面高度明显高于2-0-2和2-1-2布置。

4.3 矿压观测数据分析

为观测1109工作面回采巷道在掘巷期间、回采期间围岩的活动规律,验证巷道维护效果,确定合理支护参数,对1109综采工作面进行矿压观测、统计,以便分析围岩变化量数据,验证已掘巷道支护参数的合理性。

通过对1109两道顺槽矿压观测数据值分析,1109工作面两道在掘进期间和停掘期间的巷道矿压数据无明显变化,巷道围岩基本稳定。

5 结论

(1)根据花草滩煤矿1109工作面地质资料及围岩状况,模拟分析部分支护参数对1109回采巷道围岩支护应力场的分布特征确定回风顺槽合理的窄煤柱选择宽度为6 m时,巷道围岩变形量基本能保持稳定,有利于巷道维护。

(2)经实测巷道矿压,发现1109两道顺槽巷道围岩稳定性相对比较稳定,巷道未出现帮鼓、底鼓、顶板下沉严重等现象,巷道成型较好。1109回风顺槽窄煤柱已掘巷道比1109运输顺槽已掘巷道的矿压显现更稳定,根据矿压数据推测,主要是1109回风顺槽巷道在掘进期间其上覆1107工作面的采空区矿压释放完毕,而1109运输顺槽比1109回风顺槽埋深较深,以及1109运输顺槽比回风顺槽的断面大等因素导致。

(3)1109运输顺槽在掘进期间,特别是过断层附近和应力显现区域,应加强现场工程质量及顶板管理,有效提高巷道围岩的稳定性。而1109回风顺槽在掘进期间,根据现场情况及时将巷道煤柱帮支护方式进行优化,且增打φ17.8 mm×4 300 mm的锚索和使用异性托盘支护后,有效提高了巷道围岩稳定性。

(4)窄煤柱沿空掘巷技术是回采巷道支护技术改革的主要方向,通过多种矿压监测手段,不断完善优化巷道支护参数,能够为巷道的安全快速掘进提供技术保障,有利于合理开发煤炭资源和改善回采巷道维护状况,可以在本地区或相近地质情况下工作面中推广应用。