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特厚煤层窄煤柱沿空掘巷变形特征及控制研究

2024-08-13 53 上传者：管理员

摘要：为保障窄煤柱沿空掘巷技术在金山煤矿特厚煤层综放面的成功应用，以13102回风顺槽与邻近采空区留设8 m窄煤柱掘进为工程背景，借助工程类比、矿压监测、现场调研等手段进行围岩科学控制方案的研究，结果表明：初始支护条件下逐渐发展为围岩整体失稳，针对性提出“固帮护巷”支护原则，设计锚杆索多层次固帮及窄煤柱注浆方案，新掘段巷道表面变形量较小且逐渐稳定，顶板离层量在合理范围内，取得较好控制效果。

关键词：
围岩控制
沿空掘巷
特厚煤层
综放开采
金山煤矿
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1、工程概况

山西忻州神达金山煤业有限公司（下称金山煤矿）13102综放工作面为131采区第2个综放工作面。该工作面位于131采区东南井田边界处，西侧为已稳定的13101工作面采空区，布置方式如图1所示。为提高采区回采率，工作面回风顺槽与13101采空区留设8 m窄煤柱。工作面采用双巷布置，巷道均沿煤层底板布置，其中：运输顺槽承担着运煤、进风和行人任务，移变列车、转载机、破碎机、顺槽胶带机布置在此巷；回风顺槽承担工作面回风任务。13102综放工作面开采13#煤层，煤层平均厚度为13.53 m，预计煤层结构：2.6(0.1)1.2(0.4)1.3 (0.1)7.6，含一层夹矸，平均厚度约为0.4 m。13102综放工作面切眼全长180 m，工作面配置放顶煤液压支架共104架，采用全部垮落法管理顶板。13102工作面顶底板情况如表1所示。

表1 13102工作面煤层顶底板情况

图1 工作面布置

2、沿空掘巷支护及矿压特征

13102回风顺槽掘进断面宽、高为5.2 m、3.7 m。巷道支护形式：顶板采用螺纹钢树脂锚杆（规格φ20 mm×2 400 mm）、钢绞线锚索（规格φ17.8 mm×6 300 mm）、矩形钢筋网（顶板）；煤柱帮采用螺纹钢树脂锚杆（规格φ20 mm×2 400 mm）、菱形金属网、碟形铁托盘；回采帮采用玻璃钢锚杆（规格φ20 mm×2 000 mm）、塑料网、纤维树脂锚杆托盘：底板为混凝土地坪（厚度150 mm）。

为了考察金山煤矿窄煤柱沿空掘巷初始支护的合理性，13102回风顺槽试验性地掘进40 m，然后对试掘段矿压显现特征进行现场调查和监测。根据现场调研情况表明，掘巷完成后，煤柱帮多处发生严重的挤出破坏，锚杆、梯子梁等支护体出现严重损毁，实体煤帮也出现较严重的外敛变形，煤柱侧顶板下沉挤压破坏，顶板中部矿压显现相对温和，底板中部出现轻微的鼓起变形，巷道围岩整体变形较严重。以距开口处20 m的2#测站监测数据为例，绘制围岩变形曲线如图2(a）所示，巷道支护完成后，表面开始出现明显的变形破坏，煤柱帮变形量及变形速度明显高于其他部位；开掘一周后煤柱帮向巷道内挤出量已达到123 mm；在巷道开掘40天后，煤柱帮和实体煤帮挤量分别达到266 mm、247 mm，煤柱侧顶板下沉量达到172 mm，实体煤帮侧顶板下沉量达到116 mm，底板中部鼓起量142 mm，围岩收敛变形量较大，且仍保持一定的变形速率。根据矿压监测及围岩钻孔窥视如图2(b）所示，结果可概括13102回风顺槽围岩变形破坏的时空特征如图2(c）所示，巷道开挖后，煤柱破坏严重、支撑能力弱，煤层持续大变形导致顶板下沉，顶板整体向煤柱侧偏转、底板逐渐发生鼓起，实体煤帮逐渐破坏变形，如不采取针对性的科学有利控制手段，围岩将逐渐整体完全失稳，严重影响其使用功能并无法实现回采时的安全高效生产。

图2 13102回风顺槽窄煤柱沿空掘巷初期支护矿压特征

3、沿空巷道严重破坏失稳机理分析

根据13102回风顺槽试掘段矿压显现特征可知，在初始支护条件下无法有效控制围岩的失稳破坏，初始支护存在缺乏针对性等问题，具体表现为以下几点：

1）支护结构、形式未能适应窄煤柱沿空掘巷围岩，巷道顶底板及两帮均为IV类较不稳定围岩，支护方案注重顶板而忽视了煤柱帮，帮部破坏尤为严重。

2）帮部锚杆锚固深度明显不足，巷道两帮尤其是煤柱帮松动圈发育范围大于锚杆长度，观测发现帮部锚杆随着煤体外敛变形一起挤出，无法控制围岩塑性破坏的持续发展。

3）支护缺乏针对性和适应性[1-2]，巷道支护形式单一，未考虑地质构造影响区域、围岩严重破碎段巷道的控制，单一支护方式无法保障沿空巷道的稳定。

结合13102回风顺槽围岩变形特征及初始支护存在的问题，得到窄煤柱沿空掘巷破坏失稳机理如图3所示，沿空巷道及窄煤柱上覆关键层破断块回转挤压煤柱产生横向和纵向变形，煤柱两侧产生破碎区、中部为塑性区，窄煤柱煤体在无有效控制下持续变形破坏，并最终引发实体煤帮破碎范围的逐渐增大，导致巷道围岩的整体失稳。

综上可知，窄煤柱的变形控制是沿空巷道控制的重点、难点。

图3 窄煤柱沿空掘巷围岩失稳机理素描

4、窄煤柱掘巷围岩控制方案

4.1 锚杆索多层次固帮技术

依据前面分析的结果，对13102回风顺槽支护方案进行优化，提出固帮护巷的支护理念。巷道两帮采用锚杆索梁支护，帮锚杆均采用直径20 mm、长度3.1 m的左旋螺纹钢，配合85 mm×3 500 mm规格的钢筋托梁，两帮锚索采用直径21.6 mm、长度5.25 m的钢绞线，窄煤柱帮每排布置三根锚索、实体煤帮每排布置两根锚索。巷道顶板采用锚杆+钢筋梯子梁、锚索+槽钢、金属网联合支护，锚杆规格与帮部相同，锚索规格直径21.6 mm、长度8.25 m，锚索与钢槽分为“一梁三锚”、“一梁五锚”两种类型，交替布置。巷道底板采用C30混凝土进行铺底，铺底厚度150 mm，铺底前在底板中部开挖宽400 mm、深100 mm的卸压槽，优化支护如图4所示。

(c）顶板支护展开

图4 沿空巷道优化支护方案

4.2 严重破碎段加固方案

对于窄煤柱沿空掘巷煤柱煤体破碎较严重的巷段，在采用上述锚网索梁联合支护的基础上，采用高分子聚亚胺脂浆液（马丽散）做进一步加固。注浆孔由水平和倾斜钻孔组成，钻孔直径42 mm、长度6 000 mm。水平注浆孔距巷道铺设的混凝土底板1 050 mm，钻孔轴线与巷道走向夹角45°。倾斜钻孔开孔处距巷道顶板1 000 mm，仰角60°。每组两个钻孔，钻孔开孔位置每排间距3 000 mm。浆液A料、B料比值1:1，封孔器直径38 mm，封孔长度1.5 m，注浆压力2.0 MPa，注浆钻孔布置如图5所示。

图5 严重破碎区域注浆钻孔布置

5、现场应用效果分析

13102回风顺槽采用优化支护方案掘进期间每间隔40 m设置一个测站，监测项目包括表面变形量、顶板离层量、锚杆载荷、锚索载荷[3-4]。以距开口处120 m的S-2#测站为例，对监测数据进行整理绘制出表面变形量及顶板离层量变化曲线如图6所示。分析可知，巷道掘巷支护完成早期，开挖后30天内，巷道表面变形量及顶板离层量逐渐增大；开挖30天后围岩表面变形量保持恒定，围岩变形速度减小为零，顶板离层量也不再增大，围岩整体稳定，窄煤柱帮内挤变形最为明显，最大变形为137 mm，实体煤帮内挤变形量128 mm，顶板下沉量95 mm，底板底鼓量为56 mm，围岩整体变形量较小，稳定性良好；顶板浅部基点最大离层量为11 mm，深部基点最大离层量2 mm，顶板岩层离层量较小。综上可得，优化支护方案能够很好满足维护窄煤柱沿空掘巷的需要。

图6 13102回风顺槽优化支护后矿压检测结果

6、结语

以金山煤矿13#特厚煤层区段窄煤柱沿空掘巷为研究背景，采用多种手段进行沿空巷道矿压显现特征、围岩控制技术研究。原始支护方案下试掘研究表明，开掘后巷道表面变形量持续增大，两帮煤体塑性破碎严重、深度大，逐渐发展为围岩的整体失稳。探讨分析原支护方案缺陷及围岩破坏机理，提出“固帮护巷”支护原则，设计锚杆索多层次固帮技术方案，并提出对煤体严重破碎段进行窄煤柱帮注浆加固。工业试验阶段进行矿压监测，巷道表面变形量较小且保持稳定，顶板离层得到有效控制，能够很好满足维护窄煤柱沿空掘巷围岩的需要。

参考文献:

[1]李海龙.特厚煤层综放工作面小煤柱沿空掘巷技术应用[J].江西煤炭科技,2022(4):24-27.

[2]高晓进,张洪清,张震,等.特厚煤层沿空掘巷煤柱尺寸留设及围岩控制技术研究[J].煤炭技术,2022,41(1):36-40.

[3]周伟.庞庞塔矿厚煤层沿空巷道窄煤柱强控技术与应用[J].煤矿现代化,2021,30(5):1-3.

[4]田计宏.王庄煤矿厚煤层综采工作面窄煤柱沿空掘巷围岩控制技术研究[J].山西煤炭,2021,41(2):49-54.

文章来源:王燕辉.特厚煤层窄煤柱沿空掘巷变形特征及控制研究[J].江西煤炭科技,2024,(03):8-12.