永智煤矿迎采巷道支护研究与应用

王雁峰,王竞楷,张博威

(准格尔旗永智煤炭有限公司,内蒙古 鄂尔多斯 017100)

迎采工作面采动掘进邻工作面回采巷道称为迎采巷道,是现阶段缓解采掘接替紧张的一种有效方法,该方法目前在许多矿井得到了大量应用。针对迎采巷道矿压显现规律及围岩控制,国内外学者做了大量研究。王猛等[1]分析得出迎采巷道围岩呈非对称变形;于洋等[2]分析了迎采巷道围岩变形与工作面距离之间的函数关系,提出了动态分段控制原理和技术。郑文翔等[3]分析了不同煤柱宽度条件下迎采巷道围岩变形规律,确定了采掘应力叠加影响范围。陈晓祥[4]分析了迎采巷道大变形的原因,对迎采巷道支护参数进行了优化和应用。杜鹏荣[5]建立力学模型分析了工作面侧向支承压力影响范围,通过优化锚固参数设计了迎采巷道分段支护方案。上述学者研究都侧重于窄煤柱宽度留设对迎采巷道影响,且都是针对特定矿井进行分析的,而对于确定的宽煤柱迎采巷道围岩变形及控制,仍需要结合现场实际进行专项研究,本文以永智煤矿5102辅运巷为背景,通过数值模拟、现场实测对迎采不同时期巷道围岩变形规律进行分析,以指导现场优化支护参数和设计合理的支护方案。

1 工程概况

永智煤矿5101工作面位于二水平5-1盘区,是5-1盘区的首采工作面,5101工作面可采走向长约2 497 m,倾斜宽约224.85 m,平均厚度约3.88 m,平均埋深123.69 m,煤层属较稳定类型,顶板岩性为细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩,底板为粉砂岩和细粒砂岩,煤层顶底板柱状图如图1所示。

图1 5-1煤顶底板柱状图

为缓解永智煤矿采煤工作面接续紧张的问题,现在开采5101工作面的同时迎采工作面推进方向掘进5102工作面的胶运巷,5102工作面与5101工作面相邻,两个工作面之间留设15 m煤柱,5102辅运巷采用矩形断面,设计掘进宽度5 000 mm,掘进高度3 750 mm,掘进断面18.5 m2,采掘平面布置图如图2所示。

图2 采掘平面布置图

2 迎采巷道围岩变形规律

迎采巷道围岩变形可分为三个阶段,巷道掘进初期,巷道在实体煤中掘进,巷道围岩变形较小;当采掘间距达到一定距离时,采掘两个工作面开挖形成的扰动应压力相互叠加,形成叠加应力场,巷道受力增大,围岩变形严重;之后巷道沿采空区边缘掘进,由于之前采场开挖,自煤柱帮向煤体深部,侧向支承应力依次形成应力降低区、应力升高区、原岩应力区,巷道挖掘位置处于应力降低区内,利于巷道维护。

2.1 数值计算模型建立

本文使用FLAC3D数值模拟软件进行分析,以永智煤矿5101工作面地质条件为背景,建立迎采对掘数值模型。为了便于计算,将各岩层进行整合简化,模型大小设置为长×宽×高=240 m×260 m×109 m,数值模拟模型如图3所示。

图3 数值模拟模型图

将模型四周及底边固定,模型四周留设50 m煤岩柱以消除边界影响,顶部施加1 MPa荷载以模拟上部岩层自重。模型采用摩尔-库伦本构,岩石力学参数如表1所示。数值模拟步骤为:建立模型—初始平衡—开挖5101胶运巷—对向开挖5102辅运巷和5101工作面,采用分布开挖,每次各开挖10 m,共计推进160 m.

表1 岩层力学性质参数

2.2 垂直应力演化规律

采掘不同时期巷道围岩垂直应力云图,如图4所示。由图4可知,采掘间距为100 m时,采掘相距较远,巷道沿实体煤掘进,煤柱仅受到巷道掘进的影响,煤柱内部应力集中较小且不明显;采掘间距为20 m时,煤柱两帮产生了明显的应力集中,说明煤柱开始受到采掘扰动应力叠加的影响;采掘间距为0 m时,应力集中范围迅速扩大,煤柱回采帮应力集中范围远大于巷道帮,表明回采工作面开采扰动范围远大于掘进面;采掘滞后20 m时,煤柱应力集中范围继续增大,当采掘滞后120 m时,煤柱应力集中范围明显减小,此阶段巷道沿5010工作面采空区掘进。由此可得,应力集中现象在采掘间距20 m开始出现,应力集中主要发生在采掘滞后阶段。

图4 巷道围岩垂直应力演化规律

2.3 超前支承压力变化规律

巷道超前应力随巷道推进的演化规律曲线,如图5所示。

图5 巷道超前应力演化规律

由图5可以看出,在采掘相距20 m之前,由于采掘相距较远,围岩仅受到巷道掘进的影响,巷道超前应力由1.89 MPa增至2.21 MPa,变化增长量为16%;采掘相距20 m(掘进至70 m)至采掘滞后40 m(掘进至100 m)范围内,5102辅运巷和5101工作面开挖形成的扰动应力相互叠加,使得应力由2.21 MPa增加至4.35 MPa,变化增量为96.8%,应力增长迅速。

采掘滞后40 m之后,此时5102辅运巷沿5101工作面采空区掘进,超前应力开始逐渐降低,并逐渐趋于稳定,超前应力由4.51 MPa降低至3.32 MPa,降低了35.8%,由此可见,采掘工作面相互影响的范围为采掘相距20 m和滞后40 m.

2.4 巷道围岩变形特征

图6表示巷道不同位置围岩变形量,在巷道0～60 m范围内,顶板下沉量由68.75 mm增加至81.82 mm,变化增量为19%;巷道第70 m处,顶板下沉量开始急剧增加,至巷道90 m处达到最大值为144.8 mm,较第60 m处增加了110.6%;第90 m后巷道顶板下沉量开始减小,第100 m处顶板下沉量减小至110.75 mm,但仍超出第60 m处35.3%;第110 m之后,巷道顶板下沉量继续降低并趋于稳定在90 mm,巷道顶板下沉量增高区域正处于采掘间距20 m至滞后40 m的采掘扰动应力叠加影响范围内;整体来看,巷道底鼓量和两帮变形量数值较小,且变化不大,说明迎采扰动对5102辅运巷顶板下沉影响较大,对底鼓和两帮变形影响较小;巷道下部的围岩变形大于上部但不明显,表明沿空掘巷时期和实体煤掘进时期围岩变形大致相同。

图6 巷道不同位置围岩变形量

3 迎采巷道支护与应用

由上述研究可知,采掘两个工作面间距为20 m至滞后40 m范围内,由于采掘形成的应力相互叠加,使得该阶段巷道顶板下沉量最为严重,而对于底鼓和两帮变形影响较小,因此应在原有支护的基础上对该阶段范围内的巷道顶板进行补强支护,由于迎采巷道沿实体煤掘进时期和沿空掘巷时期相比围岩变化不明显,故在这两个时期采用一般支护方案即可。

3.1 巷道一般支护方案

5102辅运进风巷一般支护设计如图7所示,巷道采用锚网(索)支护,顶锚杆采用Φ20 mm×2 000 mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆,托板采用120 mm×120 mm×10 mm的方形钢板制作。顶锚杆采用矩形布置,间排距800 mm×800 mm;5102辅运进风巷帮锚杆采用Φ18 mm×1 600 mm树脂锚杆配合树脂网片进行支护,帮锚杆采用矩形布置,排距800 mm,间距依据断面图施工。每根锚杆使用2根MSCK2350树脂锚固剂加长锚固;顶锚杆锚固力不得小于100 kN;帮锚杆锚固力不小于60 kN.顶网网片采用8号铁丝制作,网目50 mm×50 mm金属菱形网片,每3 m在巷道顶板正中施工1根Φ15.24 mm×7 000 mm的钢铰线锚索,锚索托盘采用300 mm×300 mm×10 mm的方形钢板制作,每根锚索使用4根MSCK2350树脂锚固剂,锚固力不小于200 kN,预紧力为100 kN以上。

图7 永智煤矿5102辅运巷一般支护设计(单位:mm)

3.2 巷道补强支护方案

5102辅运巷与5101工作面相距前20 m,开始进行加强支护,将顶板每3 m设置1根锚索改变为:每2 m施工1组钢带,钢带两端各设置1根锚索;直至相遇后40 m,结束补强支护,恢复单排锚索支护。补强支护示意如图8所示。

图8 永智煤矿5102辅运巷补强支护设计

3.3 支护效果分析

采用上述支护方案,在5102辅运巷迎采掘进期间在两个工作面间距80 m、0 m,-20 m至-80 m处巷道迎头各布置1个测站监测巷道表面位移,以验证迎采扰动范围内补强支护的合理性。根据实际观测结果绘制了巷道不同位置顶底板最大移近量变化曲线,如图9所示,巷道不同位置顶底板移近量和两帮移近量变化不大,现场观测巷道表面未出现明显变形,煤柱稳定破碎程度低,表明补强支护达到了良好的效果。

图9 巷道不同位置围岩最大移近量

4 结 语

1) 利用数值模拟研究了采掘全过程巷道围岩应力分布规律、巷道超前应力变化规律,得出迎采扰动范围为采掘间距20 m至滞后40 m,且应力集中现象在采掘间距20 m开始出现,应力集中主要发生在采掘滞后阶段。

2) 通过分析巷道围岩变形规律得出:迎采扰动阶段对巷道顶板下沉影响最大,对巷道底鼓及两帮变形影响不大,沿实体煤掘进时期和沿空掘巷时期相比围岩变化不明显。

3) 提出了在迎采扰动阶段在原有支护的基础上,对巷道顶板增加“钢带+锚索”补强支护、在其他区域采用一般支护的方案。将该方案进行现场应用,现场实测结果表明,迎采扰动区域在补强支护下,巷道变形小、围岩完整、煤柱稳定,满足矿井安全生产要求。