秦 涛, 冯俊杰, 马远平, 张凯云
(1.黑龙江科技大学 黑龙江省普通高等学校采矿工程重点实验室, 哈尔滨 150022;2.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司, 黑龙江 七台河 154600)
急倾斜煤层沿空留巷的巷旁充填技术
秦涛1,冯俊杰2,马远平1,张凯云1
(1.黑龙江科技大学 黑龙江省普通高等学校采矿工程重点实验室, 哈尔滨 150022;2.黑龙江龙煤矿业控股集团有限责任公司 七台河分公司, 黑龙江 七台河 154600)
针对急倾斜煤层沿空留巷巷旁充填技术难题,分析了新强煤矿巷旁充填材料合理配比及充填体承载特性,利用FLAC3D数值模拟软件分析了巷旁充填体及巷道围岩变形规律。结果表明:试件在一定的充填料配比条件下,随着水灰比的增加其抗压强度明显降低,新强煤矿充填材料水、水泥、沙子、矸石理想配比为1∶2∶4∶4;留设巷道顶底板的活动剧烈程度与距工作面距离相关,导致巷道顶板移近量不同;巷旁充填材料配比强度高于10 MPa,可以满足新强煤矿巷道围岩变形及充填体强度要求。
沿空留巷; 充填材料; 巷旁充填
目前,国内外在煤炭资源开采中,如何合理规划煤炭资源,减少开采过程中煤炭资源的浪费与损失,已成为迫切需要解决的问题。无煤柱护巷技术是减少开采过程中煤炭资源损失,提高煤炭资源采出率的有效途径。无煤柱护巷技术普遍采用的方法为沿空留巷[1],国内外沿空留巷技术研究主要集中于倾斜、缓倾斜煤层,沿空留巷巷道上覆岩层移动规律、巷道支护技术、巷旁充填技术等,且它们均有较完善的理论研究,并在开采实践应用中取得了大量成功的事例。在众多技术中,对于急倾斜综采沿空留巷的相关研究文献则鲜见。急倾斜综采面在沿空留巷方面遇到的问题具有一定的前沿性,如充填材料配比、急倾斜煤层沿空留巷中充填体与围岩作用关系的稳定性问题,都具有较大的技术难度[2-3]。笔者针对急倾斜煤层沿空留巷巷旁充填技术所亟须解决的问题,进行相关理论与工程应用的研究。
新强煤矿五采区煤层赋存稳定,采高1.6~2.0 m,平均1.8 m,煤层倾角40°~50°,平均倾角45°,煤层走向长800 m,倾斜长190 m,煤层可采储量82.5万 t。首采58#层三片,接续54#层三片、54#层四片、58#层四片。58#煤层顶板岩性为细砂岩,顶板性质为复合性顶板,有一层伪顶,厚为0.5~1.0 m,左部边界为FA2断层,右部边界为FA1断层,沿空留巷巷道为58#上三片。工作面构造相对该区域58#上煤层右二片、右三片盘,掘进过程中,落差不大,对工作面正常生产有一定的影响,但程度相对较小。
采用混凝土材料作为沿空留巷巷旁充填的首选材料。混凝土充填通过添加速凝剂等辅助材料,使充填体凝固速度加快,早期强度增大;同时混凝土充填材料采用的泵送技术具有输送距离长的特点,能够满足井下长距离运输。目前,国内外已经形成了较成熟的巷旁充填技术和充填方法。巷旁充填技术成功应用的另一个主要制约因素是充填成本[4],巷旁充填材料费用一般占到巷旁充填总成本的70%~80%。因此,研究充填材料的合理配比,使得巷旁充填体经济合理,性能优良,是巷旁充填技术成功应用的关键。文中采用圆柱体试件,通过实验室压力机测试水泥砂浆不同配比条件下胶结体的单轴压缩强度,用以分析充填体的物理参数和支撑能力。试件主要材料选用42.5硅酸盐水泥和0.35~0.50 mm粒径的中砂,水泥和中砂的质量配比为1∶2。试件分为加入矸石和不加入矸石两种,试件水灰比分别为3∶5、4∶5、1∶1,分析各试件充填体材料强度的变化以及物理力学参数的变化。试件制作配比参数及所得实验数据见表1。
表1 试件的物理力学参数及实验结果
由表1可知,随着水灰比的增加,纯水泥砂浆试件和矸石试件的抗压强度明显降低。如水灰比由3∶5增加到1∶1,试件峰值强度σmax降低近70%。水灰比相同条件下,加入矸石前后试件的峰值强度变化较明显,如水灰比4∶5条件下,加入矸石后试件的峰值强度增加了约80%。试件强度值的变化随着水灰比浓度的增加而降低,适当增加试件含矸量能使充填体抗压强度有所增加。经过实验,确定巷旁充填体材料水、水泥、沙子、矸石配比为1∶2∶4∶4。矸石、水泥、砂浆材料作为充填料,以其普遍廉价的原材料来源和制作流程可谓是理想的巷旁充填材料。由矸石、水泥、砂浆材料构筑的巷旁充填体,具有凝结速度快,承载能力强,良好的塑性变形等优点,适合大规模推广应用。
3.1充填体实验观测
通过实验测定充填材料强度后,可以获得充填体能承受外载作用的极限。充填体承载与其几何形状有关。在巷旁充填过程中布置观测设备,用以采集巷旁充填体变形量、充填体内应力和围岩变形量数据,研究充填体充填效果,充填体强度及变形特征[5-6]。观测方案如下:
(1)在充填体内分别距巷道顶板和巷道底板距离300 mm处预设测量基点,沿岩层倾斜方向在巷旁充填体内置基点位移计,测量充填体的变形量,如图1a所示。
(2)随着采煤工作面的推进,巷道顶底板活动加剧,充填体内开始承受一定载荷,在巷旁充填体内布置钻孔应力计,观测巷旁充填体内不同位置的应力值,应力计布置如图1b所示。
(3)为有效观测巷旁充填效果,在巷道围岩周边设置观测基点,按一定时间间隔分段观测围岩变形量,基点布置如图1c所示。
图1 基点位移观测及应力计布置示意
3.2充填体变形特征
充填体变形量Bc与距工作面距离SG有关。充填体变形量观测结果,如图2所示。分析不同阶段充填体变形曲线,充填体变形可分为四个阶段:第一,充填体初期构筑阶段,距离采煤工作面10 m左右,充填体几乎不发生变形,充填体初期没有主动支撑能力;第二,充填体加速变形阶段,距离采煤工作面10~50 m,随着采煤工作面的推进,巷道顶底板活动加剧,矿山压力开始显现,巷道顶底板移近量逐渐加大,巷道顶底板移近速度较快,充填体变形较大,充填体大部分变形在该阶段完成;第三,充填体稳定变形阶段,距离采煤工作面50~80 m,巷道顶底板活动减弱,巷道顶底板移近量变化较小,充填体变形量不大,趋于稳定;第四,充填体变形稳定阶段,距离采煤工作面大于80 m范围,充填体趋于稳定,基本不发生变形。纵向变形量一般不超过100 mm,横向变形量一般不超过70 mm。
图2 不同阶段充填体变形曲线
3.3充填体受力特征
通过在巷旁充填体内安装钻孔应力计,测得不同采煤工作面范围内充填体不同位置的承受载荷量,观测结果如图3所示。
图3 充填体内载荷变化曲线
由图3可知,留设巷道顶底板的活动剧烈程度与距离工作面距离有关。充填体内载荷FH的变化分为四个阶段:第一,充填体初期承载阶段,距离采煤工作面约20 m,由于巷道顶板运移量逐渐发生,巷旁充填体内载荷量逐渐产生;第二,充填体荷载稳定增加阶段,距离采煤工作面20~40 m,该阶段巷旁充填体内载荷量增加速度最快,巷旁充填体的极限强度大致发生在距采煤工作面40 m处,极限强度约为6 MPa;第三,充填体荷载逐渐降低,距离采煤工作面40~80 m,充填体承载能力降低荷载减小,充填材料逐渐趋于塑性屈服阶段;第四,充填体荷载稳定阶段,距离采煤工作面大于80 m范围,巷道顶板运移量变化不明显,充填体内荷载趋于稳定状态。
数值模拟地点为新强煤矿五采区工作面,井下标高-156.83~-190.00 m,工作面走向长为330.0 m,倾斜长54.0~60.0 m。煤层厚为1.6~2.0 m,平均为1.8 m,顶板岩性为粉砂岩,左部边界为FA2断层,右部边界为FA1断层,工作面上巷为二片,下巷为三片。新强矿五采区45051工作面运输巷道沿煤层顶板掘进,巷道端面形状呈梯形。
留设巷道采空区侧用充填材料填充,巷旁充填体断面形状亦为梯形,充填体靠近巷道侧通过向顶底板打顶底锚索,防止充填体向巷道侧滑移。针对巷旁充填体梯形形状及巷道支护方式采用FLAC3D数值模拟软件进行相关分析。根据新强矿五采区工作面实际地质条件,建立数值模型,尺寸为:长×宽×高=160 m×150 m×120 m,模型底部模拟开采深度为350 m,梯形建模顶部宽设为2 000 mm,底部宽设置为4 000 mm,高设置为1 800 mm,模型共建立煤岩层7层。各岩层强度等参数按照新强煤矿地质报告及参考常规砂岩、粉砂岩等参数赋值,表2为模型岩层参数。将充填体数值模型充填材料强度设置为10 MPa,所得结果如图4所示。图4a为充填体轴向受力,b为充填体的位移矢量,c为充填体塑性分布及位移矢量,d为应力及位移等值线示意。
表2 模型材料参数
在巷旁充填体内加入锚栓措施后,充填材料强度设置为10 MPa,巷道围岩及充填体自身变形量得到较好的控制。如充填体变形稳定后平均宽度变为3 658 mm,留设巷道两帮移近量明显减小,距离工作面80 m以外处巷道平均宽度为2 387 mm,巷道顶底板平均高度约为1 756 mm;巷旁充填体自身强度增加且有锚栓联合作用,使得巷道围岩内锚杆受力得到一定缓解,其中锚杆最大受力约为17 t,最小受力仅为1.8 t;由图4b可以看出,充填体向两侧空间变形移动量减小,围岩巷道变形得到有效控制,留设巷道能满足一定断面要求。
图4 充填体受力分析
(1)随着水灰比的增加,纯水泥砂浆试件和矸石试件的抗压强度明显降低,适当增加试件含矸量可以使充填体强度有所增加。经过实验室强度实验测试,确定井下作业时充填材料组分水泥、沙子、矸石配比为1∶2∶4∶4。
(2)留设巷道顶底板的活动剧烈程度与SG有关,导致巷道顶板移近量不同,也使充填体变形特征和受力特征呈现不同变化阶段。充填体变形特征分为初期构筑、加速变形、稳定变形和稳定四个阶段;充填体受力特征分为初期承载、荷载稳定增加、荷载逐渐降低和荷载稳定四个阶段。
(3)由新强煤矿沿空留巷充填体支护方式数值分析可知,新强煤矿巷旁充填材料配比强度应高于10 MPa,梯形充填体几何参数分别设置为上底2 000 mm,下底4 000 mm,高1 800 mm,充填体靠近巷道侧向顶底板打顶底锚索。该结构可以满足巷道围岩变形及充填体强度的要求。
[1]王佳喜, 秦涛, 冯俊杰, 等. 混凝土充填材料在沿空留巷巷旁充填中的试验研究[J]. 煤炭技术, 2012, 31(6): 94-95.
[2]马立强, 张东升. 综放巷内充填原位沿空留巷充填体支护阻力研究[J]. 岩石力学与工程学报, 2007(3): 545-547.
[3]王佳喜, 秦涛, 冯俊杰, 等. 沿空留巷巷旁充填材料的配制[J]. 煤炭技术, 2012, 31(3): 91-93.
[4]秦涛, 齐宏伟, 刘永立. 桃山煤矿薄煤层群切顶巷区域应力特征数值分析[J]. 黑龙江科技学院学报, 2012, 22(5): 461-465.
[5]秦涛, 刘永立, 冯俊杰, 等. 急倾斜煤层巷帮变形失稳数值模拟[J]. 辽宁工程技术大学学报: 自然科学版, 2013, 32(5): 582-586.
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(编辑徐岩)
Roadside packing technique with gob-side entry retaining in steep coal seam
QINTao1,FENGJunjie2,MAYuanping1,ZHANGKaiyun1
(1.Key Laboratory of Mining Engineering, College of Heilongjiang Province, Heilongjiang University of Science & Technolog, Harbin 150022, China; 2.Qitaihe Branch, Heilongjiang Longmay Mining Holding Group Co.Ltd., Qitaihe 154600, China)
Aimed at addressing technical problem of roadside packing with gob-side entry retaining in steep coal seam, this paper presents an analysis of the rational proportion of roadside packing materials and the bearing characteristics of packing body by experiments and a simulation of the deformation law of packing body and surrounding rock by FLAC3D.The results show that, with the certain proportion of roadside packing materials, the specimen shows a obviously decreasing compressive strength due to the increase in water cement ratio; that activity degree of the roof and the floor in entry retaining has relation with the distance from the working face, causing the different displacement of the tunnel roof, with the consequent differences in stages of the deformation and load characteristics of packing body; and that roadside packing material with the strength higher than 10 MPa could be up to the deformation of roadway surrounding rock and the strength of filling body in Xinqiang mine. The research could serve as basis for roadside packing with gob-side entry retaining in steep coal seams.
gob-side entry retaining; packing material; roadside packing
2013-05-27
黑龙江省教育厅科学技术研究指导项目(12533065)
秦涛(1983-),男,黑龙江省汤原人,讲师,硕士,研究方向:采煤方法与巷道支护,E-mail:qintao-1983@163.com。
10.3969/j.issn.1671-0118.2013.04.001
TD353
1671-0118(2013)04-0319-05
A