厚煤层综放面小煤柱沿空掘巷围岩控制技术研究

2022-12-10 07:48崔振华
山东煤炭科技 2022年11期
关键词:煤柱岩层采空区

崔振华

(晋能控股煤业集团晟泰公司,山西 晋城 048000)

青洼煤矿采用20 m 宽度的区段煤柱开采时出现资源损失严重、巷道因应力集中而破坏严重且维护困难、接替紧张的局面,制约了矿井正常生产。为解决该问题,计划在2203 工作面实施小煤柱沿空掘巷。

1 工程背景

2203 工作面开采2#煤层,煤厚平均4.66 m,煤层倾角平均6.46°,煤层埋深168~286.5 m,煤层结构较简单。煤尘有爆炸性,属于Ⅲ类不易自燃煤层。采用综采放顶煤的开采方式,采高、放煤厚度分别为2.6 m、3.06 m。工作面煤岩层综合柱状图如图1。

图1 工作面煤岩层综合柱状图

2 巷道围岩结构特征及煤柱宽度确定

2.1 沿空巷道围岩结构特征

采场上覆坚硬岩层在断裂、破断过程中对岩层运动及采场矿压显现起到决定性作用。沿空巷道两侧分别为邻近面采空区、实体煤,为非对称结构,其邻近面覆岩基本顶在实煤侧为固支结构,基本顶断裂后出现弧形三角板结构。影响沿空掘巷围岩稳定的主因是弧形三角板结构,该结构在回转下沉时将导致巷道失稳。邻近面开采结束且采空区矸石垮落稳定后关键块C 较稳定,但沿采空区边缘掘巷后,受侧向压力作用后巷道两帮变形,关键块A、B 的活动状态也不同。掘巷对弧形三角板结构的影响有限,但开采时掘巷围岩同时受超前压力与采空区侧压双重影响,改变了该结构的稳定及运动状态,且经基本顶传递至巷道上。因此,沿空巷道围岩受外力影响的关键是上方关键岩层的断裂下沉,影响其稳定的关键岩层就是基本顶,且块体B 起到关键性作用。如图2。

图2 沿空掘巷与覆岩的时空关系图

2.2 合理煤柱宽度的理论分析

小煤柱掘巷的关键是合理确定煤柱尺寸,也决定煤柱是否稳定、掘巷是否顺利完成。护巷煤柱宽度既要确保动压巷道围岩变形可控,又要尽量减少煤柱浪费以增加回采率。合理煤柱宽度是控制巷道围岩变形的关键。根据极限平衡理论和研究成果,合理煤柱宽度x为:

式中:a为系数,1.15~1.35;b为煤柱帮锚杆有效长度,2 m;h为邻近面巷高,2.7 m;λ为侧压系数,0.26;φ为煤的内摩擦角,27°;H为埋深,200 m;k为应力集中系数,0.28;σ1为顶板岩层黏聚力,3.32 MPa;σ2为煤体黏聚力,0.86 MPa;γ为覆岩容重,28 t/m3;P为邻近面支架阻力,0。

代入式中得到煤柱宽度x为5.42~6.36 m。

2.3 合理煤柱宽度的模拟分析

根据2203 工作面地质概况,建立长100 m、宽60 m、高70 m 的数值模型,将其周围施加水平方向位移,下边界施加竖向位移,上边界施加5 MPa压力模拟覆岩自重。结合理论分析结果,分别模拟受应力扰动影响下3~8 m 宽度的煤柱时巷道破坏特性,其模拟结果如图3。

由图3 可知,煤柱宽度从3 m 到4 m 时,煤柱帮应力峰值由16 MPa 增加为25 MPa,增幅约58%。5 m 宽度煤柱时应力峰值为32 MPa,与4 m宽度煤柱相比增幅约27%。6 m 宽度煤柱时应力最大值33 MPa,增加了1.3%。8 m 煤柱宽度时应力最大值33 MPa,变化不明显。煤柱宽度4~5 m 时,煤柱帮应力最大值随着煤柱宽度的变大而大幅变大;煤柱宽度5~8 m 时,煤柱帮垂直应力峰值随煤柱宽度的增加无明显的变化。说明5 m 宽度煤柱的承载能力能够支承覆岩自重的要求。考虑煤柱承载性能和资源采出率,将2203 进风巷道煤柱确定5 m。

图3 煤柱宽度不同时掘巷围岩垂直应力云图

3 小煤柱巷道围岩控制技术

3.1 小煤柱巷道支护原则

(1)采用高强高预应力锚杆(索)进行支护。传统的锚杆(索)对条件差的巷道围岩治理效果不好,而高强高预应力锚杆(索)锚固性能好、强度高,较容易达到有效的预紧力,配合金属网、钢带等能很好地控制沿空巷道[1-10]。

(2)加强顶帮结构稳定。小煤柱巷道在掘进及回采期间可能会发生变形,除常规支护外,适时采用高强高预应力锚索对顶板和煤柱帮加强支护。若巷道煤岩体裂隙较为发育且有失稳征兆时可进行注浆加固,保证小煤柱巷道顶板及煤柱的整体强度和稳定性。

(3)小煤柱巷道切顶卸压技术。因2#煤顶板为坚硬的砂岩,掘巷期间可能变形小,但受采动影响后可能变形严重。在靠近煤柱侧实施切顶措施,将巷道、邻近采空区上方基本顶岩层的应力联系切断,确保巷道不受本工作面超前压力和邻空侧向压力双重影响。

(4)加强矿压监测分析。为实时掌握小煤柱巷道的变化情况,对表面位移、锚杆(索)受力及顶板离层情况进行定期监测,基于监测分析结果适时采取相应的措施保证小煤柱稳定和工作面生产安全。

3.2 小煤柱巷道支护方式

确保小煤柱巷道稳定的关键是将锚杆(索)主动联合支护到围岩深部,使其形成整体稳定的承载结构。因2#煤层上方关键岩层为坚硬的砂岩,也有泥岩夹层,属层状顶板,所以运用组合梁理论确定支护参数。2203 进风巷沿顶掘进,采用锚杆(索)、金属网、钢筋托梁联合支护,支护形式如图4。

图4 小煤柱巷道支护图(mm)

(1)顶板、煤柱帮采用Φ20 mm、长2.4 m 的左旋无纵肋高强螺纹钢锚杆(屈服强度400 MPa),间排距均为0.8 m。顶锚索规格Φ17.8 mm,长7.3 m,间隔2 排锚杆施工1 排锚索,间排距1.2 m×1.6 m。回采帮采用长2.2 m 的锚杆,间排距0.8 m。

(2)锚杆采用150 mm×150 mm×10 mm 托盘,锚固力、预紧力、预紧力矩分别不小于125 kN、65 kN、250 N·m;顶板、煤柱帮采用Φ14 mm×80 mm×5100/2700 mm 的钢筋托梁将锚杆连起来。锚索采用300 mm×300 mm×16 mm 托盘,锚固力、预紧力分别不小于320 kN、178 kN。

(3)顶板、回采帮采用50 mm×50 mm 菱形网并加挂钢筋托梁,煤柱帮采用100 mm×100 mm的钢筋网护帮。网片搭接长度均不小于0.1 m,采用14#双股铅丝连接且孔孔相连、双丝双扣,呈两排“三花”布置。连接点间距不大于0.2 m,拧结量不得少于3 圈。网片要铺平、铺展紧贴岩面。

4 现场应用效果分析

为掌握小煤柱巷道变形状况,验证5 m 宽度的煤柱是否合理,在掘进面内设变形监测点。目前2203 进风巷已掘300 m,根据数据分析结果,小煤柱巷道在掘进期间呈现出明显的阶段性:(1)滞后掘进面150 m 内巷道变形比较剧烈,因临空侧顶板运动活跃且未完全稳定,受掘进和采空区顶板垮落双重影响后其围岩变形快速增大;顶底板收缩量最大108 mm,两帮收缩量最大216 mm。(2)滞后掘进面150 m 后巷道变形趋于稳定,变形量基本很小。因此小煤柱巷道变形可控,能满足矿井安全高效生产要求且经济效益明显。

5 结论

(1)理论分析了沿空巷道覆岩结构运动特征,认为造成小煤柱巷道失稳的关键因素是基本顶形成的关键块B。基于极限平衡理论、煤柱宽度经验公式和模拟结果,综合确定2203 进风巷合理煤柱宽度为5 m,并提出强力支护顶板、煤柱帮的小煤柱巷道围岩控制对策,可有效提高围岩稳定性。

(2)结果表明,掘巷期间滞后掘进面150 m内巷道变形较剧烈,顶底板最大变形量108 mm,两帮最大变形量216 mm,之后巷道变形趋于稳定状态。说明小煤柱沿空掘巷技术可改善巷道受压状况,巷道稳定性好、变形量小且易于维护,既满足2203 工作面安全生产需要,还能够大幅提高煤炭回收率。

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