厚煤層孤島煤柱內(nèi)合理掘巷位置及支護(hù)技術(shù)研究

劉洪林,孫郡慶

(1.新疆大學(xué)地質(zhì)與礦業(yè)工程學(xué)院，新疆 烏魯木齊 830047；2. 神華新疆能源有限責(zé)任公司烏東煤礦，新疆 烏魯木齊830027)

厚煤層孤島煤柱內(nèi)合理掘巷位置及支護(hù)技術(shù)研究

劉洪林1,孫郡慶2

(1.新疆大學(xué)地質(zhì)與礦業(yè)工程學(xué)院，新疆 烏魯木齊 830047；2. 神華新疆能源有限責(zé)任公司烏東煤礦，新疆 烏魯木齊830027)

針對(duì)孤島煤柱內(nèi)掘巷位置及支護(hù)技術(shù)選擇不當(dāng)，極易導(dǎo)致巷道變形嚴(yán)重難以維護(hù)的問(wèn)題，以新疆某礦為工程背景，運(yùn)用數(shù)值計(jì)算的方法分析了厚煤層孤島煤柱應(yīng)力分布規(guī)律和孤島煤柱內(nèi)巷道的圍巖變形特征。結(jié)果表明：孤島煤柱在后開(kāi)采工作面一側(cè)的應(yīng)力降低區(qū)寬度大于先開(kāi)采的一側(cè)；孤島煤柱巷道在寬煤柱側(cè)頂幫的圍巖變形量顯著高于窄煤柱側(cè)，具有非均勻性。結(jié)合理論計(jì)算和數(shù)值分析結(jié)果，確定試驗(yàn)巷道的合理位置是在5 301采空區(qū)側(cè)留設(shè)4.0 m窄煤柱沿底板掘進(jìn)。同時(shí)，針對(duì)孤島煤柱內(nèi)巷道圍巖的非均勻變形特征及煤柱整體較破碎的特點(diǎn)，提出采用高強(qiáng)螺紋鋼錨桿加長(zhǎng)錨固和關(guān)鍵部位錨索加強(qiáng)支護(hù)相結(jié)合的非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)，經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用驗(yàn)證了方法和技術(shù)的有效性。

孤島煤柱；巷道支護(hù)；窄煤柱；應(yīng)力分布；數(shù)值模擬；應(yīng)力降低區(qū)

留設(shè)煤柱一直是煤礦中傳統(tǒng)的護(hù)巷方法[1-2]，受兩側(cè)工作面回采的側(cè)向支承壓力作用，孤島煤柱內(nèi)往往積聚了較高集中應(yīng)力，并在煤柱邊緣產(chǎn)生一定范圍的破碎區(qū)。由于應(yīng)力集中系數(shù)高、圍巖破碎，孤島煤柱內(nèi)并不適宜巷道的布置和維護(hù)。但是，部分礦井因資源整合、采掘接替調(diào)整或進(jìn)一步提高煤炭回收率等原因而不得不選擇在孤島煤柱內(nèi)掘進(jìn)和維護(hù)巷道。因此，結(jié)合具體條件研究孤島煤柱內(nèi)合理的巷道布置位置及支護(hù)技術(shù)是上述礦井實(shí)現(xiàn)安全生產(chǎn)的前提和保障。

1 工程概況

新疆某煤礦設(shè)計(jì)生產(chǎn)能力5.0 Mt/a，主采的5#煤層平均厚度8.0 m、傾角3～8°、煤層硬度系數(shù)f為2～3，采用綜放開(kāi)采。井田西翼的一、三采區(qū)均已回采完畢，但因資源整合以后井田境界范圍擴(kuò)大，礦井在井田西翼布置五采區(qū)。為形成五采區(qū)生產(chǎn)系統(tǒng)，分別在5#煤層5101采空區(qū)上部邊界煤柱和下部區(qū)段煤柱內(nèi)布置采區(qū)集中回風(fēng)巷和采區(qū)集中運(yùn)輸巷，巷道布置如圖1所示。西翼各采區(qū)煤柱和區(qū)段煤柱寬度均為20.0 m，原五采區(qū)集中運(yùn)輸巷斷面尺寸4.5 m×3.0 m，布置于5101、5103采空區(qū)之間的孤島煤柱中央、沿煤層底板掘進(jìn)。

由于巷道布置位置和支護(hù)參數(shù)選擇不合理，原五采區(qū)集中運(yùn)輸巷頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平糠謩e達(dá)到516 mm、625 mm，且圍巖持續(xù)變形，經(jīng)過(guò)多次返修，巷道仍不能滿足生產(chǎn)需要。為形成高效的采區(qū)運(yùn)煤系統(tǒng)，現(xiàn)需在5105、5301采空區(qū)之間的孤島煤柱內(nèi)確定合理掘巷位置和有效支護(hù)技術(shù)，重新布置五采區(qū)集中運(yùn)輸巷。擬掘巷的孤島煤柱埋深約260.0 m，5#煤層及頂?shù)装鍘r性如表1所示。

圖1 采區(qū)巷道布置圖

表1 5#煤層頂?shù)装鍘r性

2 厚煤層孤島煤柱應(yīng)力分布規(guī)律

煤層開(kāi)采過(guò)程打破了原巖應(yīng)力場(chǎng)的平衡狀態(tài)，引起應(yīng)力重新分布[1]，而采動(dòng)引起的應(yīng)力環(huán)境變化又會(huì)導(dǎo)致巷道圍巖的變形和破壞。因此，分析兩側(cè)工作面回采以后孤島煤柱的應(yīng)力分布規(guī)律是確定合理煤柱寬度和支護(hù)技術(shù)的前提。

2.1 數(shù)值分析模型建立

根據(jù)實(shí)驗(yàn)巷道生產(chǎn)地質(zhì)條件，綜合考慮模型開(kāi)挖的尺寸效應(yīng)及計(jì)算速率等因素[3]，采用FLAC3D巖土計(jì)算軟件建立數(shù)值分析模型，模型尺寸(長(zhǎng)×寬×高)為：180 m×50 m×70 m。數(shù)值分析模型服從莫爾-庫(kù)侖(Mohr-Coulomb)屈服準(zhǔn)則，頂邊界為應(yīng)力邊界，底邊界為垂直位移固定，左右邊界為水平位移固定?；诘V井地質(zhì)報(bào)告及實(shí)驗(yàn)室力學(xué)測(cè)試結(jié)果，確定模型的力學(xué)參數(shù)如表2所示。模型計(jì)算過(guò)程按照實(shí)際開(kāi)采順序，先開(kāi)挖5105工作面，當(dāng)圍巖基本穩(wěn)定以后再開(kāi)挖5301工作面。

2.2 煤柱應(yīng)力分布規(guī)律分析

相關(guān)研究表明，厚煤層開(kāi)采過(guò)程中，隨著開(kāi)采厚度的增加覆巖的破壞范圍增大，引起的礦壓顯現(xiàn)也更加劇烈[4-5]。為掌握厚煤層孤島煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布規(guī)律，通過(guò)數(shù)值分析模型導(dǎo)出孤島煤柱上部、中部、下部的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力，具體分布情況如圖2所示。經(jīng)對(duì)比分析，厚煤層孤島煤柱的應(yīng)力分布具有以下特征。

圖2 孤島煤柱內(nèi)應(yīng)力分布

表2 煤巖層力學(xué)參數(shù)

1) 沿寬度方向在煤柱兩側(cè)邊緣和中央分別形成垂直應(yīng)力降低區(qū)和增高區(qū)，左右兩側(cè)應(yīng)力降低區(qū)的寬度約為5.0 m、3.0 m。沿高度方向，煤柱上部、中部和下部的垂直應(yīng)力峰值均位于煤柱中心右側(cè)1.0 m處，分別達(dá)到17.38 MPa、21.29 MPa和19.27 MPa，集中系數(shù)分別為2.63、3.23和2.92。孤島煤柱上、中、下部應(yīng)力分布規(guī)律總體趨于一致，后開(kāi)采工作面一側(cè)應(yīng)力降低區(qū)的寬度大于先開(kāi)采的工作面一側(cè)；應(yīng)力峰值位于煤柱正中心偏右側(cè)1.0 m，靠近先開(kāi)采的一側(cè)工作面。

2) 由于兩側(cè)工作面回采以后孤島煤柱兩側(cè)水平應(yīng)力的傳遞被中斷，水平應(yīng)力值顯著低于垂直應(yīng)力；煤柱上部、中部和下部水平應(yīng)力降低區(qū)的范圍則比垂直應(yīng)力降低區(qū)的范圍更大，左側(cè)應(yīng)力降低區(qū)寬度分別為4.0 m、7.25 m和5.0 m，右側(cè)應(yīng)力降低區(qū)寬度分別為1.95 m、6.0 m和1.45 m，即煤柱同一高度的應(yīng)力降低區(qū)寬度左側(cè)大于右側(cè)。煤柱下部和中部的水平應(yīng)力峰值均位于煤柱正中心右側(cè)1.0 m處，分別達(dá)到10.39 MPa和10.14 MPa，集中系數(shù)分別為1.57、1.54；煤柱上部由于頂板破斷后的結(jié)構(gòu)效應(yīng)，水平應(yīng)力呈馬鞍形分布存在兩個(gè)峰值分別為10.59 MPa和10.10 MPa，集中系數(shù)分別為1.60、1.53。

3) 孤島煤柱上部和下部的剪切應(yīng)力沿煤柱寬度和高度方向均呈近似對(duì)稱分布，峰值分別為4.08 MPa、3.65 MPa。沿煤柱高度方向的中部附近存在零剪切應(yīng)力點(diǎn)，沿煤柱寬度方向在垂直應(yīng)力峰值附近(煤柱中心右側(cè)1.0 m)剪切應(yīng)力為零。

綜上，兩側(cè)采空以后孤島煤柱沿高度方向，除應(yīng)力峰值附近，垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力總體為下部小于上部，中部為最大或最??；沿寬度方向的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力峰值和零剪切應(yīng)力點(diǎn)均位于煤柱正中心偏右側(cè)1.0 m，靠近先開(kāi)采的一側(cè)工作面(5105)，且煤柱在后開(kāi)采工作面(5301)側(cè)的應(yīng)力降低區(qū)寬度大于先開(kāi)采工作面?zhèn)葘挾取?/p>

3 合理掘巷位置分析

降低巷道圍巖應(yīng)力和采用合理支護(hù)技術(shù)提高圍巖穩(wěn)定性是巷道圍巖控制的基本途徑[6]。根據(jù)采動(dòng)圍巖的應(yīng)力重新分布規(guī)律確定合理掘巷位置將巷道布置于低應(yīng)力區(qū)，不僅可以減小巷道掘進(jìn)期間的圍巖變形也將有利于巷道的后期維護(hù)。因此，基于擬掘巷煤柱的應(yīng)力分布特點(diǎn)、煤層及底板巖層力學(xué)特性，在煤柱高度方向的合理掘巷位置確定為沿5#煤層底板掘進(jìn)；在煤柱寬度方向的合理位置可初步確定為煤柱靠5301采空區(qū)一側(cè)，但窄煤柱的寬度需進(jìn)一步確定。

3.1 窄煤柱寬度理論計(jì)算

為了使巷道位于低應(yīng)力區(qū)，靠采空區(qū)一側(cè)留設(shè)的窄煤柱寬度應(yīng)盡可能小，但是為了保證窄煤柱的穩(wěn)定性和承載能力，其寬度不能小于極限平衡條件下的護(hù)巷煤柱寬度。按照煤柱穩(wěn)定性的極限平衡理論[7-9]，合理煤柱留設(shè)寬度可按式(1)計(jì)算。

Z=Z1+Z2+Z3

(1)

式中：Z為最小窄煤柱寬度，m；Z1為5301工作面開(kāi)采后在采空區(qū)側(cè)煤體中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，m；Z2為窄煤柱一幫錨桿有效長(zhǎng)度，取1.8m；Z3為考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定系數(shù)，按0.2～0.4(Z1+Z2)計(jì)算。

Z1值按式(2)計(jì)算[8]。

(2)

式中：m為煤層采厚，由于5301工作面端頭不放煤所以實(shí)際采高取3.0 m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，μ為泊松比，取值為0.26；φ0為煤層界面的內(nèi)摩擦角，取值為25°；C0為煤層界面的粘結(jié)力，2.0 MPa；k為應(yīng)力集中系數(shù)，根據(jù)數(shù)值計(jì)算結(jié)果k為0.5～2.92，參考文獻(xiàn)[7]～[8]，并考慮一定安全系數(shù)，k取2.0；γ為巖層平均體積力，25 kN/m3；H為巷道埋深，260 m；Px為對(duì)煤幫的支護(hù)阻力，因5301工作面區(qū)段巷道采用錨桿支護(hù)，取值0.2 MPa。帶入數(shù)據(jù)，計(jì)算得到Z1=1.43m。代入式(1)計(jì)算得到窄煤柱的合理寬度為3.88～4.52 m。

3.2 窄煤柱寬度數(shù)值分析

由于五采區(qū)集中運(yùn)輸巷的服務(wù)時(shí)間較長(zhǎng)，而巷道開(kāi)挖會(huì)導(dǎo)致圍巖應(yīng)力的再次重新分布，所以合理窄煤柱寬度在保證自身穩(wěn)定性的同時(shí)，還要使掘巷穩(wěn)定以后的圍巖應(yīng)力分布有利于巷道后期維護(hù)。為了更準(zhǔn)確的確定合理窄煤柱寬度，通過(guò)現(xiàn)有數(shù)值模型計(jì)算得出不同窄煤柱寬度，在掘進(jìn)穩(wěn)定條件下的圍巖應(yīng)力分布規(guī)律如圖3所示。

圖3 不同窄煤柱寬度圍巖應(yīng)力分布

由圖3(a)～(c)可看出，窄煤柱寬度由3.5 m增加至6.0 m過(guò)程中，窄煤柱中垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力均不斷升高，寬煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力則逐漸降低。當(dāng)煤柱寬度由4.0 m增加到4.5 m時(shí)，窄煤柱中垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力的增幅較其他階段更加顯著。因此，窄煤柱寬度小于4.0 m時(shí)，巷道掘進(jìn)穩(wěn)定以后窄煤柱可以處于相對(duì)較低的應(yīng)力狀態(tài)，有利于巷道后期維護(hù)。

綜上，結(jié)合窄煤柱寬度的理論計(jì)算和數(shù)值分析結(jié)果，將該孤島煤柱內(nèi)掘巷的最佳窄煤柱寬度確定為4.0 m。

4 支護(hù)技術(shù)及應(yīng)用效果

4.1 圍巖變形特征分析

擬掘進(jìn)的集中運(yùn)輸巷需服務(wù)五采區(qū)生產(chǎn)全過(guò)程，其穩(wěn)定性和變形特征關(guān)系到整個(gè)采區(qū)的生產(chǎn)。為檢驗(yàn)巷道位置確定的合理性并提出針對(duì)性支護(hù)技術(shù)，在窄煤柱寬度為4.0 m的數(shù)值計(jì)算模型中采用原五采區(qū)集中運(yùn)輸巷的支護(hù)參數(shù)進(jìn)行模擬計(jì)算，得出巷道圍巖變形位移等值線如圖4所示。

圖4 巷道圍巖變形位移等值線

由圖4可看出，窄煤柱和寬煤柱中均存在零位移區(qū)，且巷道寬煤柱側(cè)頂幫的變形量顯著高于窄煤柱側(cè)，具有非均勻分布特點(diǎn)。模型計(jì)算結(jié)果中巷道頂?shù)装搴蛢蓭偷淖畲笠平糠謩e為210 mm和285 mm，較原五采區(qū)集中運(yùn)輸巷圍巖實(shí)際變形量縮小59.3%和54.4%。由此表明沿后開(kāi)采工作面(5301)一側(cè)留設(shè)4.0 m窄煤柱掘巷，不僅保證了巷道兩側(cè)煤柱中存在穩(wěn)定承載區(qū)，還使窄煤柱處于較低應(yīng)力環(huán)境有利于巷道維護(hù)，初步驗(yàn)證了掘巷位置的合理性。4.2 支護(hù)技術(shù)及效果

根據(jù)掘巷穩(wěn)定后圍巖的應(yīng)力分布規(guī)律，針對(duì)巷道圍巖的非均勻變形特征及窄煤柱整體較破碎的特點(diǎn)，結(jié)合現(xiàn)有支護(hù)手段提出基于高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿加長(zhǎng)錨固和關(guān)鍵部位錨索加強(qiáng)支護(hù)相結(jié)合的非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)。經(jīng)數(shù)值計(jì)算對(duì)比分析，確定五采區(qū)集中運(yùn)輸巷采用φ20 mm高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿和φ17.8 mm預(yù)應(yīng)力錨索，頂板錨桿間排距800 mm×800 mm、錨索間排距1 400 mm×1 600 mm，窄煤柱幫錨桿間排距800 mm×800 mm，寬煤柱幫錨桿間排距600 mm×800 mm、錨索間排距1 500 mm×1 600 mm，巷道斷面及其他支護(hù)參數(shù)如圖5所示。

圖5 巷道支護(hù)參數(shù)

試驗(yàn)巷道掘進(jìn)過(guò)程中采用“十”字形觀測(cè)法監(jiān)測(cè)巷道表面位移，監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖6所示。巷道掘進(jìn)15 d后圍巖變形基本穩(wěn)定，頂?shù)装遄畲笠平繛?95 mm，兩幫最大移近量為242 mm，均在工程允許范圍之內(nèi)?，F(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果驗(yàn)證了試驗(yàn)巷道掘巷位置選擇及支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)的合理性。

5 結(jié) 論

本文通過(guò)對(duì)厚煤層孤島煤柱合理掘巷位置及支護(hù)的研究，得出以下結(jié)論。

1) 兩側(cè)工作面的開(kāi)采順序?qū)聧u煤柱內(nèi)的應(yīng)力分布具有顯著影響。沿煤柱寬度方向的垂直應(yīng)力、水平應(yīng)力峰值和零剪切應(yīng)力點(diǎn)均位于煤柱正中心靠近先開(kāi)采的工作面一側(cè)，煤柱兩側(cè)垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力降低區(qū)寬度為后開(kāi)采工作面一側(cè)大于先開(kāi)采的一側(cè)。

2) 基于孤島煤柱應(yīng)力分布規(guī)律及礦井地質(zhì)條件，綜合采用煤柱穩(wěn)定性的極限平衡理論計(jì)算和不同窄煤柱寬度的圍巖應(yīng)力分布特征分析，確定合理掘巷位置為在煤柱高度方向沿底板、寬度方向沿5301采空區(qū)留設(shè)4.0 m窄煤柱布置。

圖6 巷道圍巖變形曲線

3) 針對(duì)孤島煤柱內(nèi)巷道圍巖的非均勻變形特征及煤柱整體較破碎的特點(diǎn)，提出采用高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿加長(zhǎng)錨固和關(guān)鍵部位錨索加強(qiáng)支護(hù)相結(jié)合的非對(duì)稱支護(hù)技術(shù)，現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果良好。

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Study on the reasonable tunnelling position and supporting technology of the roadway in isolated coal pillar of thick coal seam

LIU Honglin1, SUN Junqing2
(1. School of Geology and Mines Engineering, Xinjiang University, Urumqi 830047, China; 2. Wudong Coal Mine, Shenhua Xinjiang Energy Co., Ltd., Urumqi 830027, China)

Aiming at the problems that surrounding rock of the roadway in isolated coal pillar were deformed seriously and difficult to maintain, which caused by improper position and support technology. Based on the engineering background of a mine in Xinjiang, the stress distribution law of the isolated coal pillar and the deformation characteristics of the surrounding rock were analyzed by the method of numerical simulation. It was found that the width of stress reduction area which located on the side of the second coal face is larger than that of the first one. And, the surrounding rock deformation of the roof and coal side which located near the wide coal pillar is significantly higher than that of located near narrow coal pillar, which distributes homogeneously. According to the theoretical calculation and numerical analysis results, the reasonable tunnelling position of the test roadway was determined to be in the side of the 5 301 gob area to keep 4.0 m narrow coal pillar, and driving along the floor. At the same time, according to the characteristics that non uniform deformation of surrounding rock of the roadway in isolated coal pillar and the isolated coal pillar was crushed seriously, the asymmetric supporting technology was invented ,which consist of lengthen anchorage by high strength thread steel bolt and reinforced support at the key position by anchor cable. Through engineering practice, the validity of this method and technology was proved.

isolated coal pillar; roadway support; narrow coal pillar; stress distribution; numerical simulation; stress decreasing zone

2016-12-12

新疆維吾爾自治區(qū)自然科學(xué)基金項(xiàng)目資助(編號(hào)：2013211B08)

劉洪林(1984-)，男，講師、博士研究生，畢業(yè)于中國(guó)礦業(yè)大學(xué)，主要從事礦山壓力與巖層控制、保水開(kāi)采方面的教學(xué)和科研工作，E-mail: liuhonglin@xju.edu.cn。

TD353

A

1004-4051(2017)04-0105-05