楔形护巷煤柱沿空巷道矿压显现规律研究∗

2016-07-18 06:41崔满堂毛传森王少楠李春霄谭中国矿业大学矿业工程学院深部煤炭资源开采教育部重点实验室江苏省徐州市皖北煤电集团有限责任公司百善煤矿安徽省淮北市3554
中国煤炭 2016年6期

崔满堂毛传森王少楠李春霄谭 兴(.中国矿业大学矿业工程学院深部煤炭资源开采教育部重点实验室,江苏省徐州市,6;.皖北煤电集团有限责任公司百善煤矿,安徽省淮北市,3554)



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楔形护巷煤柱沿空巷道矿压显现规律研究∗

崔满堂1毛传森2王少楠2李春霄1谭 兴1
(1.中国矿业大学矿业工程学院深部煤炭资源开采教育部重点实验室,江苏省徐州市,221116;2.皖北煤电集团有限责任公司百善煤矿,安徽省淮北市,235154)

摘 要基于百善煤矿北大巷煤柱孤岛工作面现场具体地质条件及生产情况,通过采用FLAC3D数值模拟软件对楔形护巷煤柱沿空掘巷回采巷道受工作面超前支承应力影响过程中巷道围岩变形规律进行了分析研究。研究结果表明不同护巷煤柱宽度下巷道围岩应力分布差异较大,最终导致巷道变形有较大的不同,针对这种差异,提出在同一条巷道内不同区段采用相对应的支护方式及加固措施才能保证工作面的正常回采。

关键词楔形煤柱 沿空掘巷 围岩应力 巷道变形 巷道支护

百善煤矿隶属皖北煤电集团公司,已开采40多年,由于百善煤矿储量已近枯竭,现主要回采大巷保护煤柱。为节省煤炭资源,提高煤炭回收率,矿井采用沿空掘巷方式布置回采巷道。由于大巷保护煤柱边界不规整,在布置孤岛工作面时沿空掘巷所留设护巷煤柱形状不规整,多为楔形,这使得巷道围岩应力分布有较大差异,加大了沿空掘巷巷道围岩控制的难度。现基于北大巷煤柱孤岛工作面风巷具体地质条件,采用数值模拟对楔形护巷煤柱沿空掘巷回采巷道受工作面超前支承应力影响过程中巷道围岩变形情况进行了分析研究,在此基础上重新优化设计了新的支护方式,研究结果可为其他类似矿区孤岛工作面窄煤柱沿空掘巷围岩变形控制提供指导。

1 沿空掘巷地质条件

北大巷煤柱工作面位于北部集中运输巷两翼,西侧靠近6812、6811、6810、689、688采空区;北侧靠近6410、64北部煤柱采空区;东侧靠近646、645、644采空区;南侧靠近68南翼煤柱、624采空区。工作面位置关系如图1所示。该工作面设计走向长858~891 m,倾斜宽83~139 m。北大巷煤柱工作面主采6#煤层,煤层平均煤厚2.8 m,倾角4°~14°,煤层底板赋存标高为-198.3~-153.2 m,该区域煤厚变异系数为5%,煤层可采性指数为1。该煤层伪顶为灰黑色碳质泥岩,厚0.2 m;直接顶为深灰色粉砂岩,厚4.1~7.6 m;老顶为深灰色细砂岩、粗粉砂岩,厚5.6~9.6 m;直接底为灰黑色粉砂岩,厚3.4~10 m。

图1 北大巷煤柱工作面位置关系

北大巷煤柱工作面风巷和机巷均采用留设窄煤柱沿空掘巷形式,巷道设计为梯形断面,采用工字钢棚架支护。

2 模型建立

为了掌握楔形保护煤柱沿空掘巷回采巷道受工作面超前支承应力影响过程中围岩应力分布特征及巷道变形情况,采用大型数值模拟软件FLAC3D对北大巷煤柱工作面沿空掘巷回采巷道受工作面超前支承应力影响过程中巷道变形情况进行了分析,根据北大巷煤柱工作面具体地质条件和生产情况,建立了对应的三维计算模型。模型尺寸为320 m ×230 m×38.8 m(长×宽×高)。开采煤层厚度2.8 m,垮落法一次采全高,顶板岩层厚度29 m,底板岩层厚度7 m。

模型的边界条件:顶面(z=38.8 m)为应力边界,施加5.575 MPa等效载荷,相当于上覆223 m厚岩重,所采煤层的埋深为240 m,其余5面均为法向位移约束,侧压系数为1.0,计算前对各个岩层的应力完成初始化。模型运算以莫尔-库仑(Mohr-Coulumb)准则作为判别覆岩破坏的依据。

3 模拟结果及分析

本次模型开挖依据现场实际开采顺序,首先进行646工作面开采,待煤层顶板稳定后开掘回采巷道(风巷和机巷),最后进行煤柱工作面的开采。本次模拟主要分析研究楔形护巷煤柱沿空掘巷回采巷道受煤柱工作面超前支承应力影响过程中巷道围岩变形情况。工作面开采过程如图2所示。

图2 模型开挖过程

通过数值模拟得出煤柱工作面回采过程中不同护巷煤柱宽度处回采巷道围岩变形情况,具体数据如图3所示。通过巷道变形曲线可以看出,工作面超前支承应力对不同护巷煤柱宽度下的回采巷道影响不同。

随着护巷煤柱宽度的减小,回采巷道顶板变形量逐渐增大,而底板变形量先增大后减小,护巷煤柱宽度为6~8 m时,底板变形量最大。其主要原因是随着护巷煤柱宽度变小,侧向应力峰值距离回采巷道越来越近,当护巷煤柱宽度为6~8 m时,侧向应力峰值位于回采巷道处,与工作面超前支承应力逐步叠加,围岩应力环境显著恶化,底板岩层的弹塑性变形、两帮垂直应力挤压、高应力作用下底板岩层的流变性均显著影响巷道底鼓。

随着护巷煤柱宽度的减小,护巷煤柱侧变形量先增大后减小再增大,原因主要是随着护巷煤柱宽度减小,侧向应力峰值向工作面侧转移,当护巷煤柱宽度为12~16 m时,侧向应力峰值主要位于护巷煤柱侧,随着应力峰值距离回采巷道越来越近,导致回采巷道实体煤侧变形越来越大;当护巷煤柱宽度为4~6 m时,侧向应力峰值转移到回采巷道实体煤侧,对回采巷道护巷煤柱侧影响相对减小,导致回采巷道护巷煤柱侧变形较小;当护巷煤柱宽度为2 m时,回采巷道变形较大,原因主要是由于护巷煤柱变窄,巷道上方顶板回转失稳对煤柱影响较大,导致回采巷道护巷煤柱侧变形增大。

图3 不同保护煤柱宽度下巷道变形情况

随着护巷煤柱宽度的减小,实体煤侧变形量逐渐增大,当护巷煤柱宽度为2 m时,实体煤侧变形量相对减小,原因主要是随着护巷煤柱宽度减小,侧向应力峰值向实体煤侧转移,距离回采巷道实体煤侧越来越近,导致回采巷道实体煤侧变形量加大,当护巷煤柱宽度小于6 m时,随着应力峰值向实体煤侧深部转移,距离回采巷道越来越远,导致回采巷道实体煤侧变形量相对减小。

根据以上数据分析得出巷道变形受侧向应力影响较大。随着护巷煤柱宽度减小,巷道整体变形逐渐加大,但是巷道两帮和顶底板变形规律不同,为合理支护巷道,不同护巷煤柱宽度处需采用不同的巷道支护参数,以达到更好的支护效果。

4 现场实测

为了进一步了解楔形护巷煤柱巷道变形情况,选取百善煤矿北大巷保护煤柱工作面风巷进行巷道表面变形观测,风巷为梯形断面,断面尺寸为4100(3200)mm×2400 mm(宽×高),采用工字钢架棚支护,棚距750 mm。本次观测共设置两个测站,每个测站布置两个断面,采用十字布点法进行观测,测站一处护巷煤柱宽8.5 m,测站二处护巷煤柱宽3.4 m,随工作面推进,两个测站处巷道变形情况如图4所示。图4显示,护巷煤柱宽为8.5 m处护巷煤柱侧变形量小于护巷煤柱宽为3.4 m处护巷煤柱侧变形量,分析原因主要是由于护巷煤柱宽为3.4 m处煤柱较窄,煤体破碎,煤柱承载能力较小,导致护巷煤柱3.4 m宽处护巷煤柱侧变形量较大。两个测站处实体煤侧、顶板、底板所测数据分别相差不大,与数值模拟规律相符,基本确定采空区侧向应力峰值距离采空区边界的距离大于8.5 m。

图4 巷道实测变形数据图

5 巷道围岩控制变形对策

5.1 控制原则

基于以上分析及现场试验可以得出北大巷保护煤柱工作面回采巷道破坏原因主要是由于保护煤柱边缘受采空区侧向应力作用时间长,煤体破碎;同时随工作面的推进,工作面超前支承压力作用于回采巷道两侧的煤体上,与侧向应力相互叠加使煤体受到严重破坏,导致巷道变形严重;但是根据矿井现场实际情况,由于煤层基本顶较厚,巷道顶板完整,而且煤层埋深较浅,所以对顶板的管理相对简单。因此,加强巷道的巷帮支护,减小巷道的侧向位移成为支护重点。根据北大巷保护煤柱的实际情况提出在不同护巷煤柱宽度区段内采用相应的加强支护方式。

目前百善煤矿回采巷道所采用的的支护方式为工字钢棚架支护,由于工字钢支护无法在巷道掘进时对巷道围岩提供一定的预紧力,只能在巷道变形期间对巷道围岩提供被动支护,导致巷道围岩内裂隙发育,围岩松动圈进一步发展,巷道维护更加困难。现结合矿上实际生产条件,依据主动支护与被动支护相结合原理和让压与加强支护相结合原理对回采巷道进行支护控制,决定采用锚架注联合支护。

5.2 沿空掘巷支护设计

根据护巷煤柱宽度与巷道变形情况,针对不同护巷煤柱宽度处的巷道进行了不同支护设计。

区段一:保护煤柱宽度大于15 m,采空区侧向应力对回采巷道影响较小,回采巷道采用11#工字钢棚架支护,棚距650 mm。

区段二:保护煤柱宽度为12~15 m,采空区侧向应力对护巷煤柱侧影响较大,所以需对护巷煤柱侧巷帮进行加强支护。巷道掘进前对护巷煤柱侧煤体进行超前预注浆加固处理,巷道整体采用11#工字钢棚架支护,同时在煤柱侧采用锚杆进行加强支护;对巷道顶板采用单体支护加强支护措施。

区段三:保护煤柱宽度小于12 m,采空区侧向应力转移到实体煤侧,但是由于采空区侧向应力长时间作用,回采巷道两侧围岩均较为破碎。回采巷道掘进前对巷道两帮均进行超前预注浆加固处理,巷道整体采用11#工字钢棚架支护,同时两帮采用锚杆进行加强支护;巷道顶板采用两排单体支护进行加强支护。

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(责任编辑 张毅玲)

Study on the strata pressure behavior law of gob-side entry with wedge-shaped chain pillar

Cui Mantang1,Mao Chuansen2,Wang Shaonan2,Li Chunxiao1,Tan Xing1
(1.Key Laboratory of Deep Coal Resource Mining,Ministry of Education of China,School of Mines,China University of Mining& Technology,Xuzhou,Jiangsu 221116,China;2.Baishan Coal Mine,Wanbei Coal-Electricity Group Co.,Ltd.,Huaibei,Anhui 235154,China)

AbstractBased on the on-site geological conditions and production status of isolated working face in coal pillar of north main entry in Baishan Coal Mine,deformation law of surrounding rocks of mining roadway driving along next goaf with wedge-shaped chain pillar under the influence of advanced bearing pressure of working face was analyzed and studied by numerical simulation software FLAC 3D. The results showed that different chain pillar widths caused different stress distributions in surrounding rocks and different deformations of roadway. Aiming at the differences,it was put forward that corresponding support patterns and reinforcement measures should be adopted in the different sections of a roadway for the safety mining of working face.

Key wordswedge-shaped chain pillar,road driving along next goaf,surrounding rock stress,roadway deformation,roadway support

中图分类号TD353

文献标识码A

基金项目:∗国家自然科学基金(51304199)

作者简介:崔满堂(1990-),男,硕士研究生,主要从事工作面矿压规律和巷道围岩控制研究。