陈朋磊,陈鑫源,刘欢欢,王 丹,梁 洁,杨景景
(河南省煤炭科学研究院有限公司,河南 郑州 450001)
近年来,多数赋存条件较好的煤炭资源基本开采完毕,致使很多煤矿存在多煤层、近距离开采的问题,如大同矿区、新汶矿区、枣庄矿区等。国内外学者对此进行了研究,文献[1]研究了极近距离煤层采空区下回采巷道位置及围岩控制,针对极近距离煤层采空区底板应力分布规律,岩层厚度和力学性质等,提出了巷道支护对策及支护方案,工作面实现了安全回采;文献[2]对深部近距离下位煤层回采巷道围岩变形控制进行了研究,基于降低围岩应力、提升支护强度的原则,提出了以“卸—让—抗”为核心的动态立体支护对策,巷道支护效果良好,能有效控制巷道围岩变形;文献[3]借助相似材料模拟试验,对伴生台阶断层近距离煤层开采覆岩运移及应力变化规律进行了试验研究。基于此,本文采用理论分析、数值模拟和现场试验,研究了近距离煤层回采巷道合理位置。研究为类似工程条件下近距离煤层回采巷道合理位置的确定提供了借鉴。
本文以己15煤层下方己16-17-31020工作面运输巷为例,使用物理力学参数试验,研究了巷道围岩特性。煤岩试件为36块,18块用于抗剪试验,9块用于单轴抗拉试验,9块用于单轴抗压试验。煤岩体抗压强度测试结果测试结果见表1—表3。
表1 煤岩体抗拉强度测试结果Tab.1 Test results of tensile strength of coal and rock mass
表2 煤岩体抗压强度测试结果Tab.2 Test results of compressive strength of coal and rock mass
表3 抗剪强度测试结果Tab.3 Test results of shear strength
由表1—表3可知,己16-17煤底板岩样(砂质泥岩)黏聚力为4.1 MPa、内摩擦角为33.3°、抗拉强度为2.7 MPa、平均抗压强度为8.2 MPa;己16-17煤顶板岩样(泥岩)黏聚力为3.3 MPa、内摩擦角为30.1°、抗拉强度为1.1 MPa、平均抗压强度为4.2 MPa;己16-17煤黏聚力为3.3 MPa、内摩擦角为36.3°、抗拉强度为0.5 MPa、平均抗压强度为3.6 MPa。
近距离煤层巷道布置方式分为重叠式布置、外错式布置和内错式布置[4-8]。近距离煤层巷道布置方式如图1所示。
图1 近距离煤层巷道布置方式Fig.1 Layout of close coal seam roadway
为确保巷道围岩的稳定性,不能将己16-17-31020工作面回采巷道布置在离己15煤层遗留煤柱底板应力影响区域,其最小水平错距可按照式(1)计算[9-12]:
Xmin=LB+lcotδ
(1)
式中,LB为被动应力区域边界长度;δ为己15煤柱压力影响角;l为己16-17与己15煤层间距。
代入数据计算得:Xmin=20.1~24.8 m。为减少上覆煤层残留煤柱对研究工作面回采的影响,当己16-17-31020工作面运输巷采用外错布置时,应将巷道布置在距己15煤层残留煤柱水平24.88 m外。
3.2.1 模型建立
根据研究区域及己16-17-31020工作面地质条件,具体数值计算模型[13-20]如图2所示。
图2 数值计算模型Fig.2 Numerical calculation model
由于己16-17-31020工作面埋深较大,设置模型的模型边界条件为:侧压系数约为1.1,上覆岩层应力为21.6 MPa。模型边界条件如图3所示。
图3 模型边界条件Fig.3 Boundary conditions of the model
3.2.2 数值模拟分析
(1)为了研究己15-31040工作面底板应力分布规律,己15-31040工作面测线布置如图4所示。测线C—C′布置在煤柱轴向、应力测线B—B′布置在煤层工作面倾向中部、应力测线A—A′布置在煤层工作面走向中部。
图4 己15-31040工作面测线布置Fig.4 Survey line layout of Ⅵ15-31040 working face
己15-31040工作面回采后底板垂直应力分布和倾向垂直应力分布特征如图5所示。
图5 己15-31040工作面回采后底板垂直应力分布和倾向垂直应力分布特征Fig.5 Vertical stress distribution and inclined vertical stress distribution of floor after mining of Ⅵ15-31040 working face
由图5(a)可知,随着模型倾向长度的增加,工作面底板垂直应力,出现增加—减少—增加—减少—稳定的趋势,最大垂直应力为80 MPa;由图5(b)可知,随着模型竖向高度的增加,工作面倾向垂直应力出现增加—减少的趋势,应力集中系数为1.01~1.23。
(2)为了研究己15-31020工作面底板应力分布规律。将工作面测线进行布置,如图6所示。
图6 工作面测线布置Fig.6 Survey line layout of working face
工作面回采距离分别为50、150、250、350 m时,己15-31020工作面倾向水平应力分布如图7所示,垂直应力分布如图8所示。由图7、图8可得,当己15-31020工作面开采完成后,区段煤柱内部应力峰值逐渐降低,应力集中系数为2.29,应力峰值为54.63 MPa;但是在己15-31040采空区侧煤柱边缘100 m范围时,采空区底板应力逐渐增大,应力集中系数为1.45,底板应力为34.58 MPa;在己15-31040采空区内侧25 m范围内时,采空区底板应力处于降低区域,应力集中系数接近1。
图7 不同回采距离下己15-31020工作面倾向水平应力分布Fig.7 Inclined horizontal stress distribution of Ⅵ15-31020 working face under different mining distances
图8 不同回采距离下己15-31020工作面垂直应力分布Fig.8 Vertical stress distribution of Ⅵ15-31020 working face under different mining distances
结合巷道宽度、地质条件以及模拟结果因素,将己15-31040采空区下方回采巷道布置于区段煤柱水平间距25 m范围内。
(3)为了研究己15-23160工作面底板应力分布规律。将己15-23160工作面测线进行布置,如图9所示。回采距离分别为50、150、250、350 m时,己15-23160工作面倾向剖面应力分布如图10所示。
图9 己15-23160工作面测线布置Fig.9 Survey line layout of working face Ⅵ15-23160
图10 不同回采距离下己15-23160工作面倾向剖面应力分布Fig.10 Stress distribution on the inclination profile of Ⅵ15-23160 working face under different mining distances
根据数值模拟和理论分析,将己16-17-31020运输巷布置方式确定为外错式;把己16-17-31020运输巷布置在己15-31040采空区的下方,其巷道距上覆遗留煤柱边缘水平距离为25 m。
根据数值模拟和理论分析,当己16-17-31020工作面运输巷大平距外错上位遗留煤柱时,巷道的变形较小、容易支护,运输巷确定采用外错式布置。将己16-17-31020运输巷布置在己15-31040采空区下方,其巷道距上覆遗留煤柱边缘水平距离为25 m。巷道具体空间位置关系如图11所示。
图11 巷道合理布置方式示意Fig.11 Schematic diagram of reasonable layout of roadway
正常条件下梯形巷道支护方式如图12所示。
图12 正常条件下巷道支护方式Fig.12 Roadway supporting mode under normal conditions
4.2.1 正常条件下巷道支护技术
(1)顶板锚杆支护参数。高强度预应力锚杆的直径为22 mm,长度为2 600 mm,锚杆数量为8根,锚固力不小于228 kN。间距为700 mm,排距为800 mm。采用2根规格为MSK2335的树脂锚固剂和1根规格为MSCK2335进行锚固。托盘采用厚度为10 mm、直径150 mm的Q235热轧钢板制成圆型调心托盘,使用厚度2.75 mm的BHW型钢带。采用直径3.8 mm冷拔丝所制金属网,金属网尺寸为50 mm×50 mm。
(2)帮部锚杆支护参数。高强度预应力锚杆的直径为20 mm,长度为2 400 mm,锚杆数量为5根,锚固力不小于188 kN。间距为750 mm,排距为800 mm。采用1根规格为MSK2335的树脂锚固剂和1根规格为MSCK2335进行锚固。托盘采用厚度为10 mm、直径150 mm的Q235热轧钢板制成圆型调心托盘。采用直径3.8 mm冷拔丝所制金属网,金属网尺寸为50 mm×50 mm。
(3)顶板锚索支护参数。高强度高预紧力锚索的直径为22 mm,长度为6 500 mm,锚杆数量为2根,极限强度不小于1 860 MPa。间距为1 200 mm,排距为1 600 mm。采用4根规格为MSK2335的树脂锚固剂和1根规格为MSCK2335进行锚固。托盘采用300 mm×300 mm方形钢制托盘。
4.2.2 特殊条件下巷道支护技术
当己16-17-31020工作面运输巷矿压显现剧烈或过断层时,巷道围岩变形大,需要对巷道帮部进行锚索补强支护。巷道两帮采用高强预紧力锚索,直径为22 mm,长度为6 500 mm,极限强度不小于1 860 MPa,间距为1 500 mm,排距为1 600 mm,低帮布置1根,高帮布置2根。采用方形钢制托盘15 mm、长300 mm、宽300 mm,特殊条件下巷道锚杆支护及顶锚索支护参数与正常条件下基本一致。
(1)围岩变形量观测。研究对巷道表面位移情况进行了60 d的监测,得到各测站围岩表面位移曲线如图13所示。
由图13(a)可知,在1号测站中,巷道的围岩变形在6 d之后,巷道围岩出现较大的变形,变形速率较大,在50 d之后,开始趋于稳定。巷道两帮变形量为65 mm,巷道顶底板变形量为12 mm。由图13(b)可知,在2号测站中,巷道的围岩变形在5 d之后,巷道围岩出现较大的变形,变形速率较大,在48 d之后,开始趋于稳定。巷道两帮变形量为104 mm,巷道顶底板变形量为40 mm;由图13(c)可知,在3号测站中,巷道的围岩变形在4 d之后,巷道围岩出现较大的变形,变形速率较大,在42 d之后,开始趋于稳定。巷道两帮变形量为81 mm,巷道顶底板变形量为57 mm。
研究表明,巷道围岩变形量均在要求范围内,其顶底板的移近量小于两帮的移近量,显示巷道处于应力降低区内,巷道支护参数是合理的。因此,外错25 m时巷道支护方式是合理的。
(2)顶板离层监测。各测站顶板离层曲线如图14所示。其中,深部离层布置在距离顶板5.6 m位置处,浅部离层布置在距离顶板2.6 m位置处。由图14(a)可知,在1号测站中,巷道围岩在2 d之后,出现较大的变形,变形速率较大,在15 d之后,开始趋于稳定。巷道深部离层量为7 mm,巷道浅部离层量为6 mm;由图14(b)可知,在2号测站中,巷道围岩在2 d之后出现较大的变形,变形速率较大,在13 d之后,开始趋于稳定。巷道深部离层量为11 mm,巷道浅部离层量为10 mm;由图14(c)可知,在3号测站中,巷道的围岩在2 d之后出现较大的变形,变形速率较大,在12 d之后,开始趋于稳定。巷道深部离层量为9 mm,巷道浅部离层量为8 mm,巷道顶板离层量均在要求范围之内。
巷道支护效果如图15所示。由图15可知,巷道支护效果是良好的。
图15 巷道支护效果Fig.15 Roadway supporting effect
(1)通过煤岩物理力学参数试验得出,己16-17煤底板岩样(砂质泥岩)黏聚力为4.1 MPa、内摩擦角为33.3°、抗拉强度为2.7 MPa、平均抗压强度为8.2 MPa;己16-17煤顶板岩样(泥岩)黏聚力为3.3 MPa、内摩擦角为30.1°、抗拉强度为1.1 MPa、平均抗压强度为4.2 MPa;己16-17煤黏聚力为3.3 MPa、内摩擦角为36.3°、抗拉强度为0.5 MPa、平均抗压强度为3.6 MPa。
(2)根据数值模拟和理论分析,将己16-17-31020运输巷布置方式确定为外错式;把己16-17-31020运输巷布置在己15-31040采空区的下方,其巷道距上覆遗留煤柱边缘水平距离为25 m。
(3)当巷道采用外错25 m的方式布置时,顶板采用高强度预应力锚杆,直径22 mm,长2 600 mm,锚杆数量为8根,锚固力不小于228 kN。间距为700 mm,排距为800 mm。帮部锚杆采用高强度预应力锚杆,直径20 mm,长2 400 mm,锚杆数量为5根,锚固力不小于188 kN。间距为750 mm,排距为800 mm。顶板锚索采用高强度高预紧力锚索,直径22 mm,长6 500 mm,锚杆数量为2根,极限强度不小于1 860 MPa。间距为1 200 mm,排距为1 600 mm。对其进行围岩变形量观测和顶板离层监测得出,巷道顶底板最大移近量为57 mm,两帮最大收敛量为104 mm;巷道深部最大离层量为11 mm,浅部最大离层量为10 mm。试验表明,在大平距外错的布置方式下,巷道的支护难度低、应力环境小、控制效果好,研究有效解决了巷道大变形、高应力问题。