永智煤礦迎采巷道支護研究與應用

王雁峰,王競楷,張博威

(準格爾旗永智煤炭有限公司,內蒙古 鄂爾多斯 017100)

迎采工作面采動掘進鄰工作面回采巷道稱為迎采巷道,是現階段緩解采掘接替緊張的一種有效方法,該方法目前在許多礦井得到了大量應用。針對迎采巷道礦壓顯現規律及圍巖控制,國內外學者做了大量研究。王猛等[1]分析得出迎采巷道圍巖呈非對稱變形;于洋等[2]分析了迎采巷道圍巖變形與工作面距離之間的函數關系,提出了動態分段控制原理和技術。鄭文翔等[3]分析了不同煤柱寬度條件下迎采巷道圍巖變形規律,確定了采掘應力疊加影響范圍。陳曉祥[4]分析了迎采巷道大變形的原因,對迎采巷道支護參數進行了優化和應用。杜鵬榮[5]建立力學模型分析了工作面側向支承壓力影響范圍,通過優化錨固參數設計了迎采巷道分段支護方案。上述學者研究都側重于窄煤柱寬度留設對迎采巷道影響,且都是針對特定礦井進行分析的,而對于確定的寬煤柱迎采巷道圍巖變形及控制,仍需要結合現場實際進行專項研究,本文以永智煤礦5102輔運巷為背景,通過數值模擬、現場實測對迎采不同時期巷道圍巖變形規律進行分析,以指導現場優化支護參數和設計合理的支護方案。

1 工程概況

永智煤礦5101工作面位于二水平5-1盤區,是5-1盤區的首采工作面,5101工作面可采走向長約2 497 m,傾斜寬約224.85 m,平均厚度約3.88 m,平均埋深123.69 m,煤層屬較穩定類型,頂板巖性為細粒砂巖、泥巖、砂質泥巖,底板為粉砂巖和細粒砂巖,煤層頂底板柱狀圖如圖1所示。

圖1 5-1煤頂底板柱狀圖

為緩解永智煤礦采煤工作面接續緊張的問題,現在開采5101工作面的同時迎采工作面推進方向掘進5102工作面的膠運巷,5102工作面與5101工作面相鄰,兩個工作面之間留設15 m煤柱,5102輔運巷采用矩形斷面,設計掘進寬度5 000 mm,掘進高度3 750 mm,掘進斷面18.5 m2,采掘平面布置圖如圖2所示。

圖2 采掘平面布置圖

2 迎采巷道圍巖變形規律

迎采巷道圍巖變形可分為三個階段,巷道掘進初期,巷道在實體煤中掘進,巷道圍巖變形較小;當采掘間距達到一定距離時,采掘兩個工作面開挖形成的擾動應壓力相互疊加,形成疊加應力場,巷道受力增大,圍巖變形嚴重;之后巷道沿采空區邊緣掘進,由于之前采場開挖,自煤柱幫向煤體深部,側向支承應力依次形成應力降低區、應力升高區、原巖應力區,巷道挖掘位置處于應力降低區內,利于巷道維護。

2.1 數值計算模型建立

本文使用FLAC3D數值模擬軟件進行分析,以永智煤礦5101工作面地質條件為背景,建立迎采對掘數值模型。為了便于計算,將各巖層進行整合簡化,模型大小設置為長×寬×高=240 m×260 m×109 m,數值模擬模型如圖3所示。

圖3 數值模擬模型圖

將模型四周及底邊固定,模型四周留設50 m煤巖柱以消除邊界影響,頂部施加1 MPa荷載以模擬上部巖層自重。模型采用摩爾-庫倫本構,巖石力學參數如表1所示。數值模擬步驟為:建立模型—初始平衡—開挖5101膠運巷—對向開挖5102輔運巷和5101工作面,采用分布開挖,每次各開挖10 m,共計推進160 m.

表1 巖層力學性質參數

2.2 垂直應力演化規律

采掘不同時期巷道圍巖垂直應力云圖,如圖4所示。由圖4可知,采掘間距為100 m時,采掘相距較遠,巷道沿實體煤掘進,煤柱僅受到巷道掘進的影響,煤柱內部應力集中較小且不明顯;采掘間距為20 m時,煤柱兩幫產生了明顯的應力集中,說明煤柱開始受到采掘擾動應力疊加的影響;采掘間距為0 m時,應力集中范圍迅速擴大,煤柱回采幫應力集中范圍遠大于巷道幫,表明回采工作面開采擾動范圍遠大于掘進面;采掘滯后20 m時,煤柱應力集中范圍繼續增大,當采掘滯后120 m時,煤柱應力集中范圍明顯減小,此階段巷道沿5010工作面采空區掘進。由此可得,應力集中現象在采掘間距20 m開始出現,應力集中主要發生在采掘滯后階段。

圖4 巷道圍巖垂直應力演化規律

2.3 超前支承壓力變化規律

巷道超前應力隨巷道推進的演化規律曲線,如圖5所示。

圖5 巷道超前應力演化規律

由圖5可以看出,在采掘相距20 m之前,由于采掘相距較遠,圍巖僅受到巷道掘進的影響,巷道超前應力由1.89 MPa增至2.21 MPa,變化增長量為16%;采掘相距20 m(掘進至70 m)至采掘滯后40 m(掘進至100 m)范圍內,5102輔運巷和5101工作面開挖形成的擾動應力相互疊加,使得應力由2.21 MPa增加至4.35 MPa,變化增量為96.8%,應力增長迅速。

采掘滯后40 m之后,此時5102輔運巷沿5101工作面采空區掘進,超前應力開始逐漸降低,并逐漸趨于穩定,超前應力由4.51 MPa降低至3.32 MPa,降低了35.8%,由此可見,采掘工作面相互影響的范圍為采掘相距20 m和滯后40 m.

2.4 巷道圍巖變形特征

圖6表示巷道不同位置圍巖變形量,在巷道0～60 m范圍內,頂板下沉量由68.75 mm增加至81.82 mm,變化增量為19%;巷道第70 m處,頂板下沉量開始急劇增加,至巷道90 m處達到最大值為144.8 mm,較第60 m處增加了110.6%;第90 m后巷道頂板下沉量開始減小,第100 m處頂板下沉量減小至110.75 mm,但仍超出第60 m處35.3%;第110 m之后,巷道頂板下沉量繼續降低并趨于穩定在90 mm,巷道頂板下沉量增高區域正處于采掘間距20 m至滯后40 m的采掘擾動應力疊加影響范圍內;整體來看,巷道底鼓量和兩幫變形量數值較小,且變化不大,說明迎采擾動對5102輔運巷頂板下沉影響較大,對底鼓和兩幫變形影響較小;巷道下部的圍巖變形大于上部但不明顯,表明沿空掘巷時期和實體煤掘進時期圍巖變形大致相同。

圖6 巷道不同位置圍巖變形量

3 迎采巷道支護與應用

由上述研究可知,采掘兩個工作面間距為20 m至滯后40 m范圍內,由于采掘形成的應力相互疊加,使得該階段巷道頂板下沉量最為嚴重,而對于底鼓和兩幫變形影響較小,因此應在原有支護的基礎上對該階段范圍內的巷道頂板進行補強支護,由于迎采巷道沿實體煤掘進時期和沿空掘巷時期相比圍巖變化不明顯,故在這兩個時期采用一般支護方案即可。

3.1 巷道一般支護方案

5102輔運進風巷一般支護設計如圖7所示,巷道采用錨網(索)支護,頂錨桿采用Φ20 mm×2 000 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,托板采用120 mm×120 mm×10 mm的方形鋼板制作。頂錨桿采用矩形布置,間排距800 mm×800 mm;5102輔運進風巷幫錨桿采用Φ18 mm×1 600 mm樹脂錨桿配合樹脂網片進行支護,幫錨桿采用矩形布置,排距800 mm,間距依據斷面圖施工。每根錨桿使用2根MSCK2350樹脂錨固劑加長錨固;頂錨桿錨固力不得小于100 kN;幫錨桿錨固力不小于60 kN.頂網網片采用8號鐵絲制作,網目50 mm×50 mm金屬菱形網片,每3 m在巷道頂板正中施工1根Φ15.24 mm×7 000 mm的鋼鉸線錨索,錨索托盤采用300 mm×300 mm×10 mm的方形鋼板制作,每根錨索使用4根MSCK2350樹脂錨固劑,錨固力不小于200 kN,預緊力為100 kN以上。

圖7 永智煤礦5102輔運巷一般支護設計(單位:mm)

3.2 巷道補強支護方案

5102輔運巷與5101工作面相距前20 m,開始進行加強支護,將頂板每3 m設置1根錨索改變為:每2 m施工1組鋼帶,鋼帶兩端各設置1根錨索;直至相遇后40 m,結束補強支護,恢復單排錨索支護。補強支護示意如圖8所示。

圖8 永智煤礦5102輔運巷補強支護設計

3.3 支護效果分析

采用上述支護方案,在5102輔運巷迎采掘進期間在兩個工作面間距80 m、0 m,-20 m至-80 m處巷道迎頭各布置1個測站監測巷道表面位移,以驗證迎采擾動范圍內補強支護的合理性。根據實際觀測結果繪制了巷道不同位置頂底板最大移近量變化曲線,如圖9所示,巷道不同位置頂底板移近量和兩幫移近量變化不大,現場觀測巷道表面未出現明顯變形,煤柱穩定破碎程度低,表明補強支護達到了良好的效果。

圖9 巷道不同位置圍巖最大移近量

4 結 語

1) 利用數值模擬研究了采掘全過程巷道圍巖應力分布規律、巷道超前應力變化規律,得出迎采擾動范圍為采掘間距20 m至滯后40 m,且應力集中現象在采掘間距20 m開始出現,應力集中主要發生在采掘滯后階段。

2) 通過分析巷道圍巖變形規律得出:迎采擾動階段對巷道頂板下沉影響最大,對巷道底鼓及兩幫變形影響不大,沿實體煤掘進時期和沿空掘巷時期相比圍巖變化不明顯。

3) 提出了在迎采擾動階段在原有支護的基礎上,對巷道頂板增加“鋼帶+錨索”補強支護、在其他區域采用一般支護的方案。將該方案進行現場應用,現場實測結果表明,迎采擾動區域在補強支護下,巷道變形小、圍巖完整、煤柱穩定,滿足礦井安全生產要求。