厚煤层综放沿空掘巷围岩变形机理研究

2022-05-16 07:28
山东煤炭科技 2022年4期
关键词:煤柱锚索宽度

苏 鹏

(晋能控股集团同发东周窑煤业有限公司,山西 大同 037100)

1 工程概况

同发东周窑煤业有限公司位于山西省大同市左云县城东,开采深度1 544.9~700 m 标高,可采山4#、C5#、8-1#、8-2#煤层,目前采用综采放顶煤采煤法主采山4#层、C5#层煤层,煤层均厚5.53 m。

以往C5#层工作面间留设的区段煤柱宽30 m,上个工作面开采期间围岩变形量达到560 mm。

2 巷道围岩变形机理

2.1 现场观测分析

宽煤柱条件下,在开采接续工作面时,接续工作面回风顺槽超前100 m 范围呈现剧烈的矿压显现:(1)顶板煤体异常破碎,钢带挤压折曲致破坏,部分锚杆索脱落失效,没有与顶板达到充分的接触面积,最大顶板下沉量达到1000 mm;(2)帮部挤压发生严重变形,实体煤帮最大变形量为560 mm,宽煤柱帮最大变形量为760 mm;(3)巷道底板变形严重,底板变形多始于巷道中部,然后随着工作面的推进向两边扩展,底板变形量最大达到450 mm。综上所述,超前段回采巷道在工作面开采期间整体呈现变形量大、变形速度快、变形持续时间长等特点,对通风、行车造成了极大的安全隐患,直接影响工作面的安全生产。巷道变形简图如图1。

图1 巷道变形简图

2.2 理论分析

(1)巷道开挖后会根据围岩变形程度由自由面向围岩深部依次划分为破碎区、塑性区、弹性区,并且这三个分区的范围不是一成不变的,是随着工作面的开采引起复杂的围岩应力环境变化的[1-2]。以超前巷道某一范围研究,随着工作面的推进,超前支承压力显著增加,巷道围岩由于所承受的应力超过其承载能力,原来处于塑性区的深部围岩形成破碎区,增大了破碎区深度,而塑性区范围继续向深部扩展,所以围岩变形量随着工作面的开采持续增加。围岩分区如图2。

图2 围岩分区扩展示意图

(2)留设煤柱并不是越宽越好,留设30 m 宽的煤柱不仅造成了大量损失,而且使上个工作面开采造成的高支承压力都由煤柱承担,当相邻工作面继续开采时引起的超前应力与煤柱内的侧向高支承压力叠加造成煤柱破坏进一步加大[3-4]。

综上,留设宽煤柱护巷不仅造成了大量煤炭资源的浪费,而且使高支承压力范围分布在巷道和煤柱所处空间内,使巷道围岩变形严重。因此,针对宽煤柱护巷存在的问题,在C5 层8106 工作面开展小煤柱沿空掘巷技术研究,确定其合理的煤柱宽度,有效改善回采巷道压力,提高煤炭资源回收率,达到安全高效生产的目的。

3 合理煤柱宽度研究

本文基于极限平衡理论对合理的煤柱宽度展开研究。合理的窄煤柱宽度可以表示为[5]:

式中:B为煤柱宽度,m;B1为巷道掘进后的塑性区宽度,m;a为掘进影响系数,取1.1;B2为采空区一侧煤柱塑性区宽度,m;b为工作面开采影响系数,取1.2。

B1、B2可分别表示为:

式中:h为巷道高度,m;λ为侧压系数;C为煤层与底板界面处的内聚力,MPa;φ为煤层与底板界面处的内摩擦角,(°);k为巷道周边处的应力集中系数;H为煤层埋深,m;P为巷道支护体对煤帮的支护强度,MPa;K为工作面回采引起的应力集中系数;M为煤层厚度,m;γ为容重,N/m³。

8106 工作面煤岩层相关参数如下:h、λ、C、φ、k、H、P、K、M、γ分别为3.8 m,0.4,1.5 MPa,13°,2.5,450 m,0.08 MPa,2.8,5.5 m,12 000 N/m³。将上述参数代入上述公式,可以得到合理的煤柱宽度应设计为6 m。

4 窄煤柱巷道围岩控制

4.1 厚煤层窄煤柱巷道支护难点

结合8206 工作面生产地质条件,使用6 m 宽的窄煤柱有以下支护难点:(1)厚煤层开采空间大、强度高,围岩应力环境恶劣;(2)窄煤柱巷道受到多重采动影响。

4.2 厚煤层窄煤柱巷道支护方案

5106 巷道确定采用高强锚网索支护,充分发挥围岩小结构的承载能力,具体支护方案如下:(1)顶板采用全锚索支护。锚索的规格有两种,一种是5200 mm 的,布置5 根,锚索间排距为1100 mm×900 mm;另外一种是7200 mm 的规格,布置2 根,间排距是2200 mm×1800 mm。锚索全部垂直于顶板布置,预紧力不小于300 kN。(2)帮部锚杆为左旋无纵筋螺纹钢锚杆(Φ20 mm×2400 mm),间排距为800 mm×1000 mm,锚杆全部垂直于帮部布置。实体煤帮和煤柱帮分别布置3 根锚索,锚索长度为4200 mm,间排距为2000 mm×900 mm,都垂直于煤壁布置,预紧力为200 kN。支护方案如图3。

图3 5106 巷道支护方案图(mm)

5 应用效果

在8106 工作面回风顺槽采用窄煤柱护巷,为了检验煤柱宽度的合理性和支护方案的控制效果,在本工作面开采期间超前段150 m 处的巷道内部设立了表面位移监测站实时监测巷道顶底板及两帮收敛情况。巷道表面位移监测情况如图4。分析巷道表面位移监测数据可知:窄煤柱巷道表面位移变化分为2 个阶段,第一阶段是表面位移缓慢变形阶段,持续距离为150~50 m 左右;第二阶段是巷道围岩急剧收敛阶段,持续距离为50~0 m,该阶段巷道变形量占总变形量的67%左右。工作面推过该测站位置,此时监测位置处巷道的最终底鼓量为72 mm,两帮最大移近量为64 mm,煤柱侧顶板最大下沉量为127 mm,实体煤侧顶板最大下沉量为97 mm。与宽煤柱巷道控制效果相比,巷道围岩变形量得到了明显控制,表明煤柱宽度和巷道控制对策实现了支护结构与围岩的协调变形,实现了巷道的长期稳定。

图4 巷道表面位移监测情况

6 结论

分析了东周窑矿30 m 煤柱宽度条件下的巷道围岩变形机理,基于提高煤柱回收量、保证安全生产原则提出窄煤柱护巷的优化措施,计算了合理的煤柱宽度,通过现场实践验证了窄煤柱巷道的优越性和支护方案的合理性。由表面位移监测站得到最终底鼓量为72 mm,顶板最大下沉量为127 mm,两帮最大移近量为64 mm。

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