摘要:为保障挖金湾矿窄煤柱沿空掘巷围岩控制效果,以8106综采工作面为试验面,运用数值模拟、现场实测等手段,进行矿井传统煤巷支护条件下沿空掘巷围岩变形特征分析研究,提出针对性支护措施。研究表明:巷道在服务期间底鼓变形严重,设计增加底板锚杆进行支护,确定底板锚杆合理长度2.4 m、最佳施工角度30°,应用实践表明,底鼓控制效果达到60%以上时,所设计方案合理有效。为挖金湾矿小煤柱沿空掘巷支护提供可靠参考。
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1、工程地质条件
挖金湾煤业公司山4号层一盘区8106工作面地面相对位置位于邵家沟北部、相对地表无房屋及其他建筑。工作面煤层厚度在 3.53 m左右,均含3层夹石(0.10~0.20 m),煤层计算厚度3.05~3.92 m, 平均3.53 m, 煤厚变化稳定。山4号一盘区8106工作面为两巷布置的“U”型工作面,两条巷道与南翼盘区主要大巷的夹角为90°,向正西开掘。2106胶带巷、5106辅助运输巷沿山4号煤层顶底板掘进,巷道高度均为3.5 m.工作面巷道大致沿煤层倾向布置,切巷沿煤层走向布置。8106工作面采用后退式单一长壁大冒顶法开采。5106辅助运输巷位于一盘区东部,巷道平均埋深约500 m, 其西侧为8104工作面,于2020年6月已开采完毕,为提高采出率,设计5106辅助运输巷与采空区间煤柱宽度为6.0 m, 为保障巷道掘进安全及效率,对其支护方式展开相关研究。
2、5106辅助运输巷原支护
5106辅助运输巷与8104工作面采空区间隔6 m小煤柱掘进,详细参数如下:①顶板支护:采用锚杆规格为Φ20 mm×2 000 mm螺纹钢锚杆,配2支锚固剂,1支为K2335,另外1支为Z2360,锚杆间排距为980 mm×1 100 mm.锚固力不小于80 kN.预紧力达到200 kN·m.锚索规格为Φ17.8 mm×6 000 mm, 间、排距均为1 600 mm×2 200 mm; 每根锚索均配3支锚固剂,1支为K2335,另外2支为Z2360,锚固力不小于120 kN.②护帮支护:帮支护锚杆规格为Φ20 mm×2 000 mm左旋无纵螺纹钢锚杆,配2支锚固剂,1支K2335型,1支Z2360型,用力矩扳手拧紧螺帽,预紧力达到200 kN.W短节钢带450 mm×220 mm×3 mm及托盘110 mm×110 mm×10 mm, 帮网使用菱形金属网Φ4 mm×80 mm×80 mm.间排距1 100 mm×1 100 mm, 塑钢托盘Φ200 mm×50 mm, 塑钢网Φ4 mm×50 mm×50 mm.
图1 5106巷道断面图(单位:mm)
3、小煤柱掘巷围岩稳定性模拟分析
3.1 建立数值模型
挖金湾矿回采工作面间区段煤柱宽度为25~30 m, 5106辅助运输巷为挖金湾矿首个小煤柱沿空掘巷,为探究现有支护条件下工作面开采扰动影响下巷道矿压显现规律,借助FLAC3D软件进行8106工作面开采过程的模拟[1,2],模型X轴、Y轴方向分别为煤层的倾斜方向、走向方向,设计模型X轴方向长400 m、Y轴方向宽300 m, 本次模型的岩层共分为12层,各煤岩层具体参数如表1所示。模型顶部未建立的岩层总厚度约480 m, 顶部自由边界施加10.95 MPa的压应力,模型四周边界施加5.62 MPa初始水平应力,所建模型如图2所示。
表1 挖金湾矿8106工作面顶底板主要岩层力学参数
图2 数值模型及开挖方案
3.2 巷道变形特征分析
模拟时,首先对8104工作面进行开挖,待计算平衡观测采空区右侧边界煤层内支承压力,得到采空区边界处煤层内支承压力横向分布规律,如图3(a)所示。分析可知,邻近采空区的煤岩层内,随着与采空区距离的增大,其支承压力呈先增大后减小并稳定的趋势,出现应力集中现象,在距采空区约14 m处应力达到最大值21 MPa, 在距采空区0~8 m范围内支承应力小于原岩应力(11.9 MPa),将沿空巷道布置在该区域可极大程度改善巷道应力情况[2],说明5106辅助运输巷留设6 m小煤柱合理。
5106辅助运输巷道与8104采空区间隔6 m煤柱掘进,支护参数如前文所述,根据模拟计算结果表明,掘巷阶段巷道围岩控制效果较好,无明显的过度变形;在8106工作面开采期间,观测5106辅助运输巷表面变形规律,工作面开采100 m时,前方巷道表面变形量变化规律如图3(b)、图3(c)所示,分析可知,在工作面开采扰动影响下,矿压显现主要以顶底板移近变形为主,底鼓量占顶底板移近量的80%以上,以工作面端头处为例,底板底鼓量达到598 mm, 顶板下沉量为98 mm, 顶板下沉及两帮移近变形程度较轻微,预计不会影响巷道正常使用,但底板底鼓变形量过大,将严重影响巷道的运输、行人,需采取适当的治理措施。
图3 数值模拟结果
4、沿空掘巷底鼓控制技术与实践应用
4.1 底角锚杆合理支护参数研究
根据5106辅助运输巷底鼓变形可知,该巷道属于挤压流动性底鼓和挠曲褶皱型底鼓综合型[3,4],设计采用加强支护的方法进行治理。考虑巷道原有支护顶板及两帮控制效果较好、支护强度较高,为了取得较好的治理效果,设计采用锚杆进行底板的加强支护,底板锚杆的排距与原顶板、两帮支护同为1 100 mm, 每排2根底角锚杆间距4.7 m.为确定底板锚杆的最佳布置参数,采用FLAC软件进行模拟分析,采用控制变量法进行底角锚杆施工角度、长度等参数的分析,在原支护参数的基础上增加底板锚杆,设计锚杆与水平方向角度分别为20°~60°,锚杆长度为2.0~2.6 m, 以超前回采工作面5 m处巷道为例,根据数值模拟计算结果得到锚杆角度、长度对于巷道变形量影响规律如图4所示。
图4 底板锚杆合理布置参数模拟分析
根据图4(a)所示结果分析可知,增加底板锚杆后,巷道顶板和两帮变形量相较原支护条件下无明显差异,而底板底鼓量均显著降低,当底板锚杆与水平方向呈30°角度布置时,底鼓量最小为234.83 mm, 较无支护条件下减小47.6%,说明30°底角锚杆对于底鼓控制效果最好。根据图4(b)所示结果分析可知,在底角锚杆最佳安装角度30°的基础上,随着锚杆长度的增大底板底鼓量逐渐减小,锚杆长度越大对于底鼓的治理效果越明显,当锚杆长度达到2.6 m时,底鼓量相对于2.4 m锚杆条件下仅下降3%,同时考虑施工材料经济性,确定底板锚杆最佳长度为2.4 m.
4.2 底角锚杆控制底鼓技术应用
结合上述数值模拟研究及分析结果,挖金湾矿8106工作面开采前进行5106辅助运输巷底板补强支护施工,锚杆采用Ф22 mm×2 400 mmBHR500 螺纹钢锚杆,底板锚杆与帮部距离400 mm, 施工角度30°,预紧力300 N·m.在8106工作面开采期间,采用“十字交叉法”监测5106辅助运输巷变形量,以距离工作面切眼300 m处的测点为例,整理得到表面位移量变化规律如图5所示。可以看出,测站距离工作面100 m以上时,围岩变形量很小,基本不受工作面开采影响;测站距工作面100~40 m期间,围岩变形量开始缓慢增大,受到一定程度的开采扰动;距工作面40 m范围内的巷道围岩变形快速增大,顶底板移近量快速增大至328 mm左右,其中顶板下沉量76 mm, 底鼓252 mm, 两帮移近量增大至394 mm左右,其中窄煤柱帮208 mm, 开采帮186 mm, 围岩总体变形量与前文数值模拟基本一致,总体变形较均匀,底鼓控制效果达到60%以上,实践应用效果较理想。
图5 巷道表面变形量监测结果
5、结语
文章以挖金湾矿5106辅助运输巷应用窄煤柱沿空掘巷为背景,借助数值模拟手段进行巷道应力场和位移场的研究分析,结果表明,距离邻近采空区0~8 m范围内为应力降低区,5106辅助运输巷设计留设6 m小煤柱较合理,在矿井传统煤巷锚网索支护条件下,巷道服务期间底板底鼓变形严重。设计增加底板锚杆来抑制底鼓破坏,理论分析研究确定底板锚索最佳施工角度30°、最佳长度2.4 m, 实践阶段矿压监测表明,底鼓控制效果达到60%以上,治理效果较理想。为挖金湾矿小煤柱沿空掘巷支护提供了可行方案。
参考文献:
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文章来源:张承鹏.挖金湾矿小煤柱沿空掘巷底鼓变形特征及控制技术研究[J].煤,2024,33(06):42-45.
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