小煤柱动压掘进巷道控制技术研究

2011-10-31 05:36刘小峰
采矿与岩层控制工程学报 2011年1期
关键词:空掘巷动压煤柱

刘小峰

(山西潞安集团潞宁煤业有限责任公司,山西宁武 036700)

小煤柱动压掘进巷道控制技术研究

刘小峰

(山西潞安集团潞宁煤业有限责任公司,山西宁武 036700)

针对潞宁煤业 22106回风巷围岩特征和维护的技术难点,模拟研究了煤柱宽度为 6m及动压对沿空掘巷的影响,掌握了该条件下巷道围岩变形规律。基于高预应力强力支护理论和控制原则,提出了控制关键技术,利用 FLAC软件优化控制方案,确定了合理的支护参数,并在井下进行工业试验。试验结果表明支护方案有效地控制了小煤柱沿空掘巷巷道的变形,保证了巷道正常使用。

小煤柱;动压巷道;沿空掘巷;高预应力

Technology of Controlling Stability of Roadway with Dynam ic Pressure Driven along Small Coal Pillar

小煤柱沿空掘巷巷道处于复杂的矿压环境中,巷道稳定与煤柱尺寸和巷道的支护技术都有密切关系,其变形和破坏规律难以掌握。为了有效地控制其变形,很多学者都对其变形机理进行了研究,取得了一些重要的研究成果,并成功试验出很多有效的支护形式[1-3]。但由于采掘接替紧张造成的动压区小煤柱沿空掘巷巷道严重失稳变形,困扰着许多煤矿的生产管理。因此,有必要对小煤柱动压沿空掘巷巷道围岩变形规律和控制技术进行研究。

1 工程概况及维护技术难点

1.1 工程概况

潞宁煤业 22106工作面位于矿井轨道、胶带、总回风下山西南侧,东北部为 22105工作面回风和运输巷。邻近的 22104工作面于 2009年 6月底回采结束,由于采掘紧张,2009年 8月邻近 22106工作面回风巷开始掘进,此时,22104工作面采空区围岩尚未稳定,加之 22106回风巷与 22104运输巷之间净煤柱仅 6m,22106回风巷掘进属于沿不稳定应力区内的小煤柱掘进。22106回风巷走向长约 1185.27m,埋深 330~380m,沿 2号煤层底板掘进。区域内地层整体为一南东向倾斜的单斜构造,2号煤层平均厚度为 5.3m,平均单轴抗压强度 20MPa。直接顶为灰黑色泥岩,致密性脆,层理发育,回采时易冒落,2号煤顶底板岩性见表 1。2004年在潞宁煤矿进行了水压致裂地应力测量,最大水平主应力为 14MPa,方向为 N3.9°W。最小水平主应力为 8.74MPa,垂直主应力为 9.45MPa。

表1 2号煤顶底板岩性

1.2 维护技术难点

(1)巷道沿底板掘进,留有顶煤;直接顶板主要为泥岩。煤和泥岩强度低,易风化,巷道开挖后难以维护。

(2)巷道受多重动压影响。首先采掘紧张造成 22106受相邻采空区未稳定的动压影响;其次在相邻工作面采空区稳定后,其服务期间一直受采空区侧向支承压力影响;还要受巷道本身掘进扰动和本工作面回采动压影响。

(3)动压条件下采用 6m小煤柱。煤柱宽度小,受多重动压影响产生复合应力,该类条件下,沿空掘巷巷道控制难度大。

2 小煤柱动压掘进巷道围岩变形规律

为了研究 21106回风巷围岩变形规律,结合巷道工程状况、巷道受力特征和煤岩层物理力学参数,建立数值模型,采用有限差分数值计算程序FLAC3D软件,模拟了 6m小煤柱条件下,巷道受邻近采空区动压影响下变形过程,对 21106回风巷开挖后巷道整体和顶、底、两帮以及掘进方向上应力和位移变化进行分析,其最大位移、垂直和水平应力模拟结果见图 1。

图1 巷道开挖后数值模拟结果

根据模拟结果,分析其变形规律如下:

(1)巷道开挖后,巷道表面位移增加,其中顶板和小煤柱侧帮的位移值明显增大,其他区域位移变化相对较小。

(2)巷道开挖后,垂直应力在巷道两帮产生应力集中,水平应力在巷道顶底板产生应力集中;煤柱的受力明显增大,而且应力比较大的地方出现在煤柱的两个角上。

(3)对巷道进行支护后,应力没有发生波动,且很快接近平衡。底板和小煤柱侧帮应力较大,分别为 0.2MPa和 0.3MPa,右帮和顶板相对小,为0.05MPa;巷道掘进方向位移最大为 40mm,然后趋于稳定,巷道掘进方向应力为 0.1MPa左右。

3 控制原则及关键技术

根据 6m煤柱及动压条件下巷道变形规律,基于高预应力强力支护理论[4-5],提出小煤柱动压掘进巷道控制原则和关键技术。

3.1 控制原则

(1)高预应力和预应力扩散原则 显著提高锚杆支护强度与刚度应力的有效扩散,可提高锚固体的整体刚度与完整性。

(2)“三高一低”原则 即高强度、高刚度、高可靠性与低支护密度原则。在提高锚杆强度、刚度,保证支护系统可靠性的条件下,降低支护密度,减少单位面积上锚杆数量。

(3)临界支护强度与刚度原则 锚杆支护系统存在临界支护强度与刚度,设计锚杆支护系统的强度与刚度应大于临界值。

(4)相互匹配原则 锚杆各构件的参数与力学性能应相互匹配,锚杆与锚索的参数与力学性能应相互匹配,以最大限度地发挥整体支护作用。

3.2 控制关键技术

针对 22106回风巷沿空掘巷技术难点,基于巷道变形破坏规律及巷道控制原则,结合该类巷道支护实践经验,提出该条件下巷道控制关键技术。

(1)高预应力支护技术 提高锚杆 (索)初始预应力是控制巷道变形的基础,施加给锚杆(索)的初始预应力应尽量达到杆体屈服载荷的30%~50%,充分发挥支护体作用。

(2)控制两帮来降低巷道顶底板变形 巷道两帮成为控制巷道整体变形 “关键部位”,采用高预应力锚杆保证巷帮支护强度,进而控制底鼓和顶板下沉,保证巷道整体稳定。

(3)“锚网索梁”联合支护技术 锚杆、锚索有效作用力相互连接、重叠,形成以锚索为骨架,锚杆为连续带骨架网状结构,加上托梁和网对锚杆(索)具有作用力扩散作用,使支护系统对围岩的主动作用非常明显。

4 控制方案

22106回风巷掘进断面呈矩形,宽 3800mm,高 3600mm,掘进断面面积为 13.68m2。采用数值模拟分析,确定采用树脂加长锚固强力锚杆锚索组合支护系统[6],并对多种支护方案进行模拟分析,最终确定支护形式和参数如下:

(1)顶板支护 锚杆形式和规格:杆体为φ22mm左旋无纵筋螺纹钢筋,长 2400mm,杆尾螺纹为M24。锚固方式:树脂加长锚固,采用 2支锚固剂,一支规格为 K2335,另一支规格为 Z2360,钻孔直径为 30mm。钢筋托梁规格:采用 φ14mm的钢筋焊接而成,宽度 80mm,长 3600mm。锚杆配件:采用高强锚杆螺母M24,配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈。托盘采用拱型高强度托盘,托盘大小为 120mm×120mm×10mm,承载能力要求大于 190kN。锚杆角度:锚杆全部垂直煤墙打设,考虑到施工需要,允许 5°误差。网片规格:采用金属网护顶。网孔规格 100mm×100mm,网片规格4200mm×1000mm。锚杆布置:锚杆排距 900mm,每排 5根锚杆,间距为 850mm。锚索:采用φ15.24mm低松驰高预应力钢绞线,长 7300mm,排距 1800mm,巷中垂直顶板布置,采用 1支K2335,2支 Z2360锚固剂锚固。锚杆预紧扭矩不小于 300N·m,锚索预张拉力不小于 150kN。

(2)巷帮支护 锚杆形式和规格:杆体为φ22mm左旋无纵筋螺纹钢筋,长度 2400mm,杆尾螺纹为 M24。锚固方式:采用 1支 K2335及 1支Z2360树脂锚固剂锚固。锚杆布置:锚杆排距900mm,每排 4根锚杆,间距为 950mm。锚杆角度:锚杆全部垂直煤墙打设,考虑到施工需要,允许 5°误差。网片规格:采用金属网护帮。网孔规格 100mm×100mm,网片规格 3300mm×1000mm。锚杆配件:采用高强锚杆螺母M24,配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈,托盘采用拱型高强度托盘,托盘大小为 120mm×120mm×10mm,承载能力要求大于 190kN。钢筋托梁规格:采用 φ14mm的钢筋焊接而成,宽度 80mm,长度 3050mm。

5 矿压监测结果分析

为了验证巷道控制方案的有效性,在 22106回风巷进行井下工业试验,并布置矿压监测站,对巷道表面位移和锚杆锚索受力状况进行监测,其监测结果如图 2和图 3所示。

图2 巷道表面位移观测曲线

图3 锚杆 (索)受力观测曲线

由图 2可看出:井下实施控制方案后,巷道整体变形小,尤其是底板基本未发生变形,巷道两帮最大移近量达到 28mm,其中小煤柱侧帮变形量最大为 20mm;顶底板移近量约 10mm。围岩变形主要发生在巷道掘进的初期阶段,变形幅度小。

从图 3来看,锚杆最大受力 111kN,锚索受力最大为 161kN,锚杆 (索)受力变化较小,与表面位移观测结果一致。这主要是巷道开挖初期对锚杆索支护系统施加了较高预应力有关,及时控制了巷道围岩变形,锚杆初始预紧力平均为 63kN,锚索初始预应力为 156kN。由此可见,高预应力提高了锚杆支护系统的强度和刚度,有效控制了巷道围岩的变形,设计控制方案能保证巷道稳定。

6 结论

(1)围岩特征和环境的差异造成小煤柱沿空掘巷巷道围岩变形规律的复杂,针对 22106回风巷巷围岩特征和维护技术难点,研究了该条件下巷道围岩变形破坏规律。

(2)依据高预应力强力支护理论和控制原则,结合围岩变形规律,提出控制小煤柱沿空掘巷巷道变形关键技术:高预应力是控制巷道变形的基础;控制两帮围岩变形是关键,通过控制两帮来降低顶底板变形,进而保证巷道整体稳定;采用 “锚网索梁”联合支护技术能充分发挥锚杆 (索)支护系统主动作用。

(3)井下实践表明,控制方案成功解决了小煤柱动压掘进巷道支护难题;大幅度提高锚杆(索)预应力,可有效地增加支护系统的强度与刚度,减小围岩变形与破坏范围。

[1]林 健,赵英利,吴拥政,等 .松软破碎煤体小煤柱护巷高预紧力强力锚杆锚索支护研究与应用 [J].煤矿开采,2007,12(3):47-50.

[2]吴拥政 .强动压下回采巷道高预紧力强力锚杆支护技术[J].煤炭科学技术,2010,38(3):12-14;48.

[3]侯朝炯,郭励生,勾攀峰 .煤巷锚杆支护 [M].徐州:中国矿业大学出版社,1999.

[4]康红普,王金华 .煤巷锚杆支护理论与成套技术 [M].北京:煤炭工业出版社,2007.

[5]康红普,林 健,吴拥政 .全断面高预应力强力锚索支护技术及其在动压巷道中的应用 [J].煤炭学报,2009,34(9):1153-1159.

[6]康红普,姜铁明,高富强 .预应力在锚杆支护中的作用[J].煤炭学报,2007,32(7):673-678.

[责任编辑:于海湧 ]

TD353.6

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1006-6225(2011)01-0064-03

2010-08-17

刘小峰 (1968-),男,山西长治人,在职硕士研究生,高级工程师,现任山西潞安集团潞宁煤业有限责任公司副总经理。

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