近距离下煤层巷道支护设计
在近距离煤层回采过程中,由于上、下两煤层之间距离近,导致下煤层回采过程中会受到不同程度的影响。尤其上煤层遗留煤柱应力不断向底板深处延伸,导致下煤层回采前顶板提前遭到破坏,给巷道支护及安全回采造成一定困难[1-3]。不少学者针对近距离煤层巷道支护进行了多方面的研究,也取得了诸多研究成果[4-5]。本文结合小窑头煤业21301运输巷实际地质条件,采用钻孔窥视、围岩强度测试、数值模拟试验对巷道围岩结构、强度等进行了分析,提出了科学的支护设计。
1 工程概况
山西煤炭运销集团小窑头煤业隶属大同市南郊区管辖,矿井主要回采12号、13号、14号煤层,目前12号煤层局部采完,存在多处综采采空区及小窑采空区,采空区及煤柱呈现不规则分布,13号煤层首采面已圈出。12号煤层厚度2.67 m,偶含1层夹石,为稳定可采煤层,顶板为中细砂岩和砂质泥岩,底板为砂质泥岩和细砂岩互层,煤层倾角2~3°。13号煤层厚度为0.50~3.99 m,平均2.21 m,全矿井赋存并大部可采,煤层稳定,煤层向西变薄,顶板为中细砂岩,底板为砂质泥岩,与12煤层间距平均为9.27 m,属近距离煤层。21301运输巷属于13煤首采工作面回采巷道,由于受到12煤回采的影响,在12煤层煤柱下和进出煤柱时巷道支护困难,巷道变形量大,为了解决这一问题,通过分析围岩结构结合数值模拟确定科学的支护方案。
2 巷道围岩结构及强度测定
为了研究21301巷道的围岩结构,特对在21301运输巷见13煤后20 m和30 m位置顶板岩层结构进行了钻孔窥视,结果如图1所示。从窥视图中可以看出,21301运输巷见13煤后20 m处顶板2 m位置有一处明显的泥岩夹层,而在30 m处窥视结果则没有,说明顶板岩层条件变化较大,巷道顶板直接顶为砂岩,虽含有较多泥岩互层,但是顶板整体完整性较好,在锚杆支护范围基本没有裂隙,有利于锚杆预紧力和支护阻力扩散。
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图1 21301运输巷见13煤后不同位置处顶板钻孔窥视
图2为21301运输巷见13煤后20 m位置处煤帮钻孔窥视结果,从图中可以看出,煤帮0~1.1 m裂隙发育,可能受开掘影响,完整性差,1.1 m以上煤体比较完整,因此帮部1.1 m范围锚杆支护控制的重点区域。
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图2 21301运输巷见13煤后20 m位置处煤帮钻孔窥视
由图4可知,在7 m处周围出现一峰值,平均值为34.33 MPa,分析可能是夹矸。除此以外煤体强度整体较低,平均仅为13.72 MPa,而且1.1 m范围松散破碎,需要加强煤体护表强度。
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从图3可以看出,顶板岩层0~5.6 m强度较高,平均值为55.46 MPa,5.6~8.8 m强度较低,平均值为27.28 MPa。直接顶砂岩强度较高为55.46 MPa,有利于锚杆预紧力和支护阻力的扩散,不受上部煤柱应力影响时,可以适当地降低支护强度。
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图3 21301运输巷顶板岩体强度测试结果
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图4 21301运输巷煤体强度测试结果
同时,采用围岩强度测试仪,在顶板钻孔内进行了9 m范围岩层的强度测试,强度测试结果如图3所示。在帮孔测试了煤体强度,强度测试结果如图4所示。
3 下煤层顶板应力分布
图5为小窑采空区煤柱下煤层顶板受力,可以明显看出,煤柱下应力集中,最大应力出现进煤柱前3 m,出煤柱后3 m,最大应力为31.25 MPa,应力集中系数5.7。巷道在穿越煤柱时,势必受到严重影响,导致围岩稳定性差。
为确定近距离煤层采空区下巷道受力情况,对煤柱下及采空区下巷道受力进行FLAC数值模拟研究。
图6为综采采空区下煤层垂直应力情况,可以看出,综采采空区下煤层顶板垂直应力较低,在采空区下方平均垂直应力为6.6 MPa,仅为原岩应力的1.2倍。当巷道布置在采空区下方时,受到的应力影响有限,巷道围岩稳定。
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图5 小窑采空区垂直应力分布情况
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根据小窑采空区下及综采采空区下垂直应力分析可知,巷道在小窑采空区下不断出入煤柱,对于巷道围岩稳定性极为不利,上覆煤柱会导致巷道支护困难。因此在小窑采空区下巷道支护应有别于采空区下。
4 支护对策及应用效果分析
根据21301运输巷窥视结果、围岩强度测试及数值模拟结果,21301巷道支护应分为小窑采空区和综采采空区下两段进行设计。设计断面如7所示,在综采采空区下,巷道支护顶板采用“锚杆+锚索+W钢带+菱形金属网”支护方式,顶锚杆长度1 800 mm,锚杆排距1 100 mm,每排5根锚杆,间距1 000 mm,顶锚索“二二”布置,长度5 300 mm,排距3 300 mm;两帮采用“锚杆+W钢带+菱形金属网”支护,锚杆长度1 800 mm,排距1 100 mm,每帮2根锚杆,间距1 000 mm。在小窑采空区下,巷道支护顶板采用“锚杆+锚索+W钢带+菱形金属网”支护方式,顶锚杆长度1 800 mm,锚杆排距1 000 mm,每排5根锚杆,间距1 000 mm,顶锚索“二二”布置,长度5 300 mm,排距2 000 mm;两帮采用“锚杆+W钢带+菱形金属网”支护方式,锚杆长度1 800 mm,排距1 000 mm,每帮3根锚杆,间距1 000 mm。
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图6 综采采空区垂直应力分布情况
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图7 支护设计断面
在两种支护方式的巷道中布置两个测站,利用十字交叉法对巷道围岩变形量进行了为期60 d的观测,观测结果如图8和图9所示。整个观测期间,巷道围岩变形量并不大,在综采采空区下,巷道顶板最大变形量为92 mm,小窑采空区下最大变形两位102 mm,顶板变形量在40 d后趋于稳定;综采采空区下巷道两帮变形量为74 mm,小窑采空区下最大变形量为77 mm,两帮变形量在30 d后趋于稳定。充分说明支护设计科学可靠,巷道围岩稳定。
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图8 巷道顶板变形量曲线
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图9 巷道两帮变形量曲线
5 结 语
1) 通过围岩窥视及强度测定结果可知,巷道顶板岩性完整强度较高,有利于锚杆预紧力和支护阻力扩散,两帮1.1 m范围内围岩较为破碎,是支护的重点区域。
2) 利用数值模拟软件分析小窑采空区及综采采空区下应力分布,提出两种分段差异化支护方案。
3) 通过现场围岩监测,结果表明综采采空区下巷道顶板最大变形量为92 mm,小窑采空区下最大变形两位102 mm,顶板变形量在40 d后趋于稳定;综采采空区下巷道两帮变形量为74 mm,小窑采空区下最大变形两位77 mm,两帮变形量在30 d后趋于稳定。
参考文献:
[1] 于 洋,神文龙,高 杰.极近距离煤层下位巷道变形机理及控制[J].采矿与安全工程学报,2016,33(1):49-55.
[2] 赵启峰,工 波,郑思达,等.上部煤层采动底板巷道围岩破坏特征与卸压控制技术[J].煤炭工程,2016,48 (8):77-80.
[3] 徐小兵.浅埋近距离煤层群回采巷道变形机理及其控制技术研究[D].西安:西安科技大学,2012.
[4] 刘春波.马兰矿近距离煤层开采围岩采动应力分布特征分析[J].煤炭工程,2017,49(7):68-71.
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