薄煤層沿空留巷圍巖控制技術(shù)研究

王水利，陳延濤，徐　營，柏建彪，高　翔

(1.中國礦業(yè)大學(xué)，江蘇 徐州 221116；2.陜西匯森煤業(yè)開發(fā)有限責(zé)任公司，陜西 西安 710065)

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薄煤層沿空留巷圍巖控制技術(shù)研究

王水利1，2，陳延濤1，徐營1，柏建彪1，高翔1

(1.中國礦業(yè)大學(xué)，江蘇 徐州 221116；2.陜西匯森煤業(yè)開發(fā)有限責(zé)任公司，陜西 西安 710065)

[摘要]采用數(shù)值模擬和工程實踐相結(jié)合的方法，揭示了沿空留巷圍巖應(yīng)力分布規(guī)律和穩(wěn)定機理，得出了煤層越薄，煤體承載力越強，越不容易產(chǎn)生應(yīng)力轉(zhuǎn)移，應(yīng)力峰值距離工作面煤壁距離約為2.5m等結(jié)論，為沿空留巷支護設(shè)計提供理論依據(jù)。通過分析不同充填體參數(shù)，得出寬度1.2m時的巷旁支護體承載變化規(guī)律，實現(xiàn)對基本頂穩(wěn)定性的控制。分析了薄煤層沿空留巷圍巖-充填體承載結(jié)構(gòu)底幫失穩(wěn)特征，提出了相應(yīng)加強支護方案，對充填體基座底板有效吸收載荷進行了優(yōu)化，最終實現(xiàn)對沿空留巷圍巖的有效控制。

[關(guān)鍵詞]薄煤層；沿空留巷；圍巖控制；數(shù)值模擬

[引用格式]王水利，陳延濤，徐營，等.薄煤層沿空留巷圍巖控制技術(shù)研究[J].煤礦開采，2015，20(6)：52-55.

薄煤層開采由于受開采工藝的限制，經(jīng)濟效益相對較低，而且回采巷道為半煤巖巷，巷道掘進速度慢、出矸多。目前薄煤層探明儲量約占全國煤炭總儲量的19%[1-2]。沿空留巷技術(shù)的應(yīng)用不僅能夠解決這些問題，而且是提高煤炭資源采出率、實現(xiàn)協(xié)調(diào)開采可持續(xù)發(fā)展的重要技術(shù)途徑[3-7]。

對于沿空留巷，侯朝炯提出頂板“弧形三角板”理論，用于計算巷旁支護參數(shù)[8]。陸士良等認為，沿空留巷頂板在實煤體側(cè)上方斷裂，頂板下沉量一般為采高的10%~20%[9]。張東升研究得到了充填體抗壓強度及其寬度的最低要求[10-11]。柏建彪基于沿空留巷頂板破斷規(guī)律，將高水材料推廣應(yīng)用于沿空留巷巷旁支護[12-13]。但是，對薄煤層沿空留巷巷旁支護作用機理的研究還很欠缺[14]。本文將以兗礦集團北宿煤礦開采技術(shù)條件為背景，研究并提出適合薄煤層頂板運動規(guī)律的沿空留巷支護方式，并在現(xiàn)場進行工業(yè)性試驗。

1薄煤層沿空留巷頂板破斷規(guī)律

隨著工作面的回采，采空區(qū)上覆巖層失去煤體支撐，在其自承能力的作用下，頂板不會馬上垮落，形成懸臂結(jié)構(gòu)。隨著工作面繼續(xù)推進，基本頂懸露長度增大，當(dāng)所受彎矩達到自身極限垮落彎矩時，垮落形成“O-X”結(jié)構(gòu)。在頂板周期性來壓的作用下，產(chǎn)生的巖塊在沿工作面走向方向形成砌體梁結(jié)構(gòu)，基本頂在實體煤幫偏巷道側(cè)上方區(qū)域斷裂，同時向采空區(qū)側(cè)回轉(zhuǎn)下沉，重新實現(xiàn)穩(wěn)定。

沿空留巷充填體控制巷道頂板是決定其成敗的關(guān)鍵因素之一，越是堅硬的頂板，巷旁支護對控制頂板的作用越重要。直接頂、充填體需要承受來自關(guān)鍵塊體的“給定變形”，為保證直接頂和充填體整個系統(tǒng)的穩(wěn)定性，充填體除了需要提供足夠的支護阻力外，還需要滿足一定的抗變形能力，并與直接頂?shù)膹姸取⒖棺冃文芰ο嗥ヅ洹?/p>

2薄煤層沿空留巷應(yīng)力分布特征

2.1模型建立

所建模型上部邊界施加的載荷按埋深350m計算，側(cè)壓系數(shù)為0.8，選取Mohr-Coulomb破壞準(zhǔn)則進行模擬。模型尺寸為120m×100m×51m(長×寬×高)，直接頂1.33m，基本頂2m，上覆巖層20.97m，巷道斷面為矩形，寬3.2m，高2.2m，上、下工作面長度各60m。模型各巖層力學(xué)參數(shù)見表1，圖1為模型示意圖。

表1　各巖層主要力學(xué)參數(shù)

圖1　數(shù)值計算模型

2.2礦壓規(guī)律分析

為研究薄煤層沿空留巷礦壓顯現(xiàn)規(guī)律，模擬中選取充填體寬度為1m，通過數(shù)值計算導(dǎo)出工作面一次回采期間圍巖應(yīng)力分布規(guī)律和相鄰工作面二次回采期間的應(yīng)力分布規(guī)律圖，見圖2。

由圖2可以看出：薄煤層在本工作面回采期間，工作面超前支承壓力沿工作面方向變化與已有礦壓規(guī)律基本一致，有明顯的支承壓力區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)以及應(yīng)力降低區(qū)。特別之處在于：

圖2　采場垂直應(yīng)力空間分布

(1)煤層越薄，其承載力越強，越不易產(chǎn)生應(yīng)力轉(zhuǎn)移，峰值應(yīng)力區(qū)距煤壁較近，約為2.5m。

(2)沿推進方向，應(yīng)力變化快，有著急增穩(wěn)降的特征。超前支承壓力峰值達到24MPa，應(yīng)力集中系數(shù)達到2.63，沿空留巷超前支護設(shè)計時應(yīng)考慮此特殊性。

(3)滯后支承壓力作用下，巷道圍巖垂直應(yīng)力變化經(jīng)歷了應(yīng)力增加、應(yīng)力集中和應(yīng)力穩(wěn)定3個過程。在0～-35m范圍內(nèi)，應(yīng)力隨著距工作面距離的增加迅速增加，工作面后方75m，圍巖應(yīng)力趨于穩(wěn)定。

(4)完成開采的上一工作面應(yīng)力水平較低，頂板卸壓較徹底，而充填體應(yīng)力峰值高達16MPa，工作面超前支承應(yīng)力高達30MPa。工作面后支承壓力分布同樣具有較為明顯的“三區(qū)”特點。

3沿空留巷圍巖控制技術(shù)

3.1巷旁支護技術(shù)

基于薄煤層開采礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和高水材料的性質(zhì)，采用控制變量法，對不同巷旁充填墻體寬度進行數(shù)值計算，即寬度0.6m，0.8m，1.2m，1.6m，2m。據(jù)此確定適合薄層直接頂條件下留巷充填體寬度。模擬結(jié)果見圖3所示。

圖3　巷道圍巖變形量與充填體寬度的關(guān)系

分析監(jiān)測點數(shù)據(jù)可得：充填體寬度在0.6~1.2m時，寬度越大，頂板下沉量越小，而寬度大于1.2m時，頂板下沉量減小效應(yīng)趨于平緩。底鼓量隨充填體寬度的增加不減反增，由最小115.1mm到最大169.8mm，這說明更大的壓力通過充填體傳遞到下部泥巖幫，使底鼓量顯著增加。充填體寬度由0.6m增加到1.2m，下部巖幫巷內(nèi)移近量隨寬度的增加先增后減，這是由于充填體寬度的增加使其對頂板壓力的傳遞作用增加，進而移近量增加，但隨著下部巖幫與充填體接觸面積的增加其單位面積承載又會較小，因而巷內(nèi)移近量會減少。實煤體幫巷內(nèi)移近量隨充填體寬度增大而減小，說明頂板壓力由充填體與實煤體共同承擔(dān)。

隨著工作面的推進，充填體承載與工作面距離的變化關(guān)系如圖4所示。

圖4　回采期間充填體承載應(yīng)力

分析圖4可知，在后支承壓力的作用下，充填體的承載逐漸變大，滯后工作面60m處充填體所受載荷約為10.5MPa，且過程近似連續(xù)的變化。工作面前方0~40m，巷道幫部承受超前支承壓力基本穩(wěn)定在2.5~3MPa之間，達到其超前支承壓力的2.7~4倍，說明沿空留巷中，工作面后方巷內(nèi)滯后加強支護十分必要。

3.2底幫穩(wěn)定控制技術(shù)

回采面推過后，端頭液壓支架移動、工人勞作粗糙都對軟弱底板造成破壞，不利于支護管理、構(gòu)筑巷旁充填體。頂板來壓時應(yīng)力下傳，容易引發(fā)充填體向泥巖底板鉆底下陷、巷幫向巷內(nèi)突出、片幫等事故。充填體能不能有效將應(yīng)力傳遞到底板上面，取決于底幫的穩(wěn)定性，將充填體筑立在采空區(qū)一側(cè)并留出一定保護臺階，保護臺階的作用是增加底幫的抗變形能力，使充填體正下方的底幫呈現(xiàn)三向應(yīng)力狀態(tài)，防止其失穩(wěn)。在底幫采用錨網(wǎng)噴支護，有效控制底幫穩(wěn)定，從而吸收充填體傳遞的壓力，實現(xiàn)對頂板的控制。

3.3充填工藝及參數(shù)

采用1臺流量為130L/min的雙液充填泵充填，供氣壓力0.4~0.63MPa。高水材料中，甲料、乙料各配2臺攪拌桶，每個攪拌桶容積0.25m3，額定氣壓0.5MPa，攪拌桶附近布置料場，充填泵及攪拌桶放平，甲料、乙料4個攪拌桶上方分別各接1趟25.4mm水管供水。充填袋規(guī)格為3.3m×1.4m×1.2m(長×寬×高)，梯子梁為900mm×60mm，用φ14mm以上圓鋼焊接。對拉鋼筋(等強螺紋鋼)為φ20mm×1.3m，兩頭各滾絲50~100mm，配套托盤與螺母。

充填工藝為：充填點的臨時支護→清理浮煤、吊掛充填袋→調(diào)試充填系統(tǒng)→上料、攪拌→泵送與清洗設(shè)備。通過這5步形成整個充填系統(tǒng)，實現(xiàn)將攪拌好的高水材料泵送進預(yù)設(shè)好的充填袋里，材料快速凝固后形成充填體。

4工程實踐

4.1地質(zhì)條件與支護參數(shù)

所要進行沿空留巷的為1873工作面軌道巷。采深400m左右，平均煤厚0.97m，工作面走向長度1245.5m，直接頂平均厚度1.33m，很難垮落。基本頂為灰黑色粉砂巖，平均厚度1.96m。直接底為灰～灰綠色鋁質(zhì)泥巖，平均厚度約1.38m，強度較低，易風(fēng)化且遇水極易膨脹變軟。軌道巷為半煤巖巷，沿頂板掘進，下半部為鋁質(zhì)泥巖，遇水膨脹軟化明顯，特采用錨噴支護，盡量減少其與水接觸的可能性。軌道平巷支護參數(shù)如圖5所示。

圖5　巷道原支護布置示意

(1)基本支護頂板支護采用錨桿支護，錨桿間排距為1250mm×1000mm。錨桿采用φ20mm×1500mm左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿。兩幫采用錨網(wǎng)噴支護，錨桿由煤巖交界線以下100mm布置，錨桿間排距850mm×1300mm，底角錨桿向下傾角為20°，鋼筋網(wǎng)規(guī)格為1200mm×1000mm，鋼筋梯子梁的規(guī)格為1100mm×100mm，噴漿厚度80mm。

(2)加強支護巷內(nèi)每2排錨桿中間補打1排錨索，錨索型號為φ17.8mm×5300mm。在充填體正上方打入1根φ18mm×2000mm左旋無縱筋高強螺紋鋼錨桿，排距為1000mm。施工過程中安裝設(shè)備放在巷道內(nèi)，由于空間有限，將錨桿傾斜錨入充填體上方頂板，以控制充填體上方圍巖整體性。

4.2變形觀測

為了對所留巷道進行有效評價，在本工作面留巷期間，通過觀測巷道頂?shù)装逡平?、兩幫移近量，得出巷道圍巖活動規(guī)律。經(jīng)過實測得到實際變形量和變形速度，見圖6。

圖6　圍巖變形移近量和移近速度

隨著工作面推進，沿空巷道圍巖表面累計變形量呈先增大后趨于穩(wěn)定的特點，巷道頂板下沉量最大為160mm，兩幫移近量最大為230mm。巷道圍巖表面變形速度呈現(xiàn)先增大后減小規(guī)律，其變形速度最劇烈位置在工作面后方20~30m范圍內(nèi)，最大變形速度不大于50mm/d。沿空留巷圍巖變形得到有效控制。

5結(jié)論

(1)通過數(shù)值模擬，得到了1873工作面回采和二次回采期間的圍巖應(yīng)力分布規(guī)律，得出煤層越薄，峰值應(yīng)力區(qū)距煤壁越近，應(yīng)力峰值距離工作面煤壁距離約為2.5m。沿工作面推進方向，應(yīng)力變化快，有著急增穩(wěn)降的特征。滯后支承壓力作用下，巷道圍巖垂直應(yīng)力變化經(jīng)歷了應(yīng)力增加、應(yīng)力集中和應(yīng)力穩(wěn)定3個過程。

(2)通過分析不同充填體參數(shù)得出寬度1.2m時的巷旁支護體承載變化規(guī)律，實現(xiàn)了對沿空留巷圍巖的有效控制。

(3)提出了加強支護方案，使充填體基座底

幫有效吸收載荷。采用錨梁噴支護，使易風(fēng)化且遇水極易膨脹的底板能有效承載，巷旁支護體結(jié)構(gòu)達到穩(wěn)定狀態(tài)。

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[責(zé)任編輯：林健]

·巷道支護理論與技術(shù)·

Surrounding Rock Control Technology of Roadway Retained along Gob in Thin Coal-seam

WANG Shui-li1，2，CHEN Yan-tao1，XU Ying1，BAI Jian-biao1，GAO Xiang1

(1.China University of Mining & Technology，Xuzhou 221116，China；2.Shaanxi Huisen Coal Development Co.，Ltd.，Xi’an 710056，China)

Abstract:Applying combined methods of numerical simulation and engineering practice，stress distribution and stability mechanism of surrounding rock of roadway retained along gob was revealed.It was obtained that thin coal-seam’s bearing capacity was stronger and stress transformation was more difficult than thick coal-seam，its stress summit value point was 2.5m far away from coal wall.This result provided for theoretical reference for supporting design for roadway retained along gob.By analyzing stowing body parameters，the bearing variation rule of 1.2m wide roadway-side stowing body was obtained.Floor instability characteristic of surrounding rock-stowing body structure of surrounding rock of roadway retained along gob was analyzed and corresponding reinforcement supporting projection was put forward.Effective control of surrounding rock of roadway retained along gob was realized by optimizing absorbing load of stowing body’s basement.

Keywords:thin coal-seam；retaining roadway along gob；surrounding rock control；numerical simulation

[作者簡介]王水利(1966-)，男，陜西富平人，高級工程師，陜西匯森煤業(yè)開發(fā)有限責(zé)任公司副總經(jīng)理兼副總工程師，中國礦業(yè)大學(xué)在讀博士研究生，從事采礦及礦業(yè)管理工作。

[基金項目]國家自然科學(xué)基金青年科學(xué)基金資助項目(51204167)

[DOI]10.13532/j.cnki.cn11-3677/td.2015.06.015

[收稿日期]2015-04-07

[中圖分類號]TD325.4

[文獻標(biāo)識碼]A

[文章編號]1006-6225(2015)06-0052-04