大埋深厚煤層小煤柱沿空掘巷技術(shù)在石拉烏素煤礦的應(yīng)用

蔡先杭 薛紅波 李福振

兗州煤業(yè)鄂爾多斯能化有限公司，中國·內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017101

1 引言

石拉烏素井田位于中國內(nèi)蒙古自治區(qū)東勝煤田呼吉爾特礦區(qū)，地處鄂爾多斯市境內(nèi)，行政區(qū)劃屬鄂爾多斯市伊金霍洛旗札薩克鎮(zhèn)管轄。石拉烏素井田基本上為一梯形，南北寬約7.35km，東西均約9.40km，面積約70.644km2。井田基本構(gòu)造形態(tài)總體為一向西北傾斜的單斜構(gòu)造，巖層傾角小于2°，局部有起伏，褶皺、斷層發(fā)育程度低。

2 巷道基本地質(zhì)概況

2.1 相對位置及鄰近采區(qū)開采情況

221上01工作面所在水平為+650m水平，地面標(biāo)高+1373.3～+1405.31，平均1390.7m，工作面標(biāo)高+683.5～+691.0m，平均 687.3m。地面位置位于礦井中部，吉祥?；鬯聳|側(cè)，大96油氣井南側(cè)，查吉線公路從工作面經(jīng)過。井下位于222采區(qū)中西部，其西南側(cè)的2-2上17工作面已回采完畢，東側(cè)的2-2上01膠運順槽正在掘進(jìn)，南側(cè)為2-2上01橫貫及2-2中輔運大巷1、東翼2-2中膠帶大巷、東翼2-2上回風(fēng)大巷。

2.2 煤層賦存及頂、底板情況

221上01工作面設(shè)計走向長度2475m，其中沿空段設(shè)計長度987.6m，傾向長度300m，開采2-2上煤層，煤層厚度4.66～5.6m，平均4.99m，煤層傾角0°～4°，煤層產(chǎn)狀整體變化不大。煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，煤層上部含1～3層泥巖夾矸，巷道北部一層，向南逐漸變多，夾矸厚度不勻，巷道北部較厚，南部相對較薄。煤層普氏系數(shù)（f）一般在1.79左右，為軟～中等硬度煤層。煤層底板為砂質(zhì)泥巖；老頂為灰白色中細(xì)砂巖，泥質(zhì)膠結(jié)，層理較發(fā)育，煤層頂?shù)装遒x存條件見表1。鄰近已回采結(jié)束的221上17工作面采用全部垮落法管理頂板[1]。

表1 煤層賦存條件

續(xù)表

3 合理煤柱寬度綜合分析與確定

3.1 煤柱寬度理論計算

綜合考慮資源節(jié)約、巷道圍護(hù)等因素，根據(jù)巷道極限平衡理論計算公式計算得出最小煤柱寬度，計算過程如下：

其中，x0為上區(qū)段回采形成的塑性區(qū)寬度，m；m為巷道高度，5.2；A為測壓系數(shù)，取1.5；C為煤體的粘聚力，取3Mpa；?0為煤體的內(nèi)摩擦角，取30°；K為應(yīng)力集中系數(shù)，取3.5；H為巷道埋深，取700m；ρ為上覆巖層平均重度，取2.4t/m3；P為巷幫煤體的支護(hù)阻力，取0.1Mpa。通過以上理論計算，留設(shè)小煤柱寬度應(yīng)不大于12.88m，才能避開支撐壓力峰值點，使煤柱處于應(yīng)力降低區(qū)。

3.2 數(shù)值模擬的建立及模擬方案

根據(jù)綜合柱狀圖得到煤巖層參數(shù)如下：共取5個層位，自下而上分別是中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖、2-2上煤、中粒砂巖、砂質(zhì)泥巖，它們厚度則分別取為18m、3m、5m、14m、10m。巖層本構(gòu)模型選用摩爾庫倫模型，根據(jù)礦圍巖賦存條件和現(xiàn)場提供的資料，數(shù)值模型中各巖層、煤層及節(jié)理力學(xué)參數(shù)確定見表2。

表2 主要巖層力學(xué)參數(shù)表

最終確定建立模型大小為50m×60m×50m，并在模型左、右及底邊界固定位移，在模型上方邊界施加垂直應(yīng)力17.1MPa，X方向施加應(yīng)力24.4MPa，Y方向施加應(yīng)力9.3MPa。

本數(shù)值模擬方案通過模擬不同煤柱寬度對于沿空掘巷的影響，包括掘進(jìn)期和回采期，從巷道總體變形及小煤柱內(nèi)應(yīng)力分布進(jìn)行分析，進(jìn)而確定最佳煤柱寬度。確定最佳煤柱寬度后，在此基礎(chǔ)之上確定合理的支護(hù)方案，從掘巷期和回采期兩個時期，針對巷道變形進(jìn)行分析。

3.3 小煤柱寬度的確定

3.3.1 掘巷期間

上一工作面采動穩(wěn)定后，根據(jù)煤柱寬度不同進(jìn)行沿空掘巷。掘巷期間巷道變形量隨著煤柱寬度的增加，巷道總體變形量呈先減小后增大的態(tài)勢。煤柱寬度為4、5、6m時，巷道總體變形量較小，煤柱寬度為3、7m時，巷道總體變形量較大。

結(jié)合圖1煤柱內(nèi)部應(yīng)力曲線可以看出，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力大小隨著煤柱寬度的變化而變化，曲線呈馬鞍狀分布。兩邊垂直應(yīng)力均小于原巖應(yīng)力，靠近采空區(qū)側(cè)應(yīng)力基本為零，表明窄煤柱破壞首先從兩邊剝落開始。煤柱寬度由3m增大到7m時，峰值逐漸增高，煤柱寬3m時峰值最小，為16.4MPa，7m時峰值最大，為36.5MPa；煤柱寬6m時，應(yīng)力峰值急劇增大。應(yīng)力峰值的位置不在煤柱中心，而是在中心偏向采空區(qū)一側(cè)。這是因為沿空掘巷期間的應(yīng)力擾動，造成巷道邊緣煤體由彈性轉(zhuǎn)化為塑性，承載能力降低，煤柱彈性區(qū)偏向采空區(qū)側(cè)，導(dǎo)致應(yīng)力峰值偏向采空區(qū)側(cè)。

圖1 掘進(jìn)期不同煤柱寬度時煤柱內(nèi)部垂直應(yīng)力分布

當(dāng)煤柱寬度較小時，如3m寬度煤柱，受上區(qū)段回采及掘巷擾動后煤柱發(fā)生嚴(yán)重破碎，故煤柱中的垂直應(yīng)力較小，其承受上覆載荷的能力也較弱；煤柱寬度6～7m時，煤柱上載荷明顯增加，煤柱自穩(wěn)能力增加，其承載能力也增強，但隨著煤柱的進(jìn)一步增加，煤柱承載的壓力也顯著增加，高應(yīng)力作用極易誘發(fā)煤柱產(chǎn)生變形破壞，不利于留巷圍巖的有效控制和長期穩(wěn)定[2]。

3.3.2 回采期間

由圖2、圖3可見，不同寬度護(hù)巷煤柱回采期間圍巖變形總體分為三個階段：第1階段為超前工作面30m，第2階段超前工作面20～30m，第3階段為工作面前方20m范圍內(nèi)。第1個階段內(nèi)，小煤柱寬度為3m、7m時，巷道變形量最大，頂?shù)装遄冃瘟糠謩e為537mm、389mm，兩幫變形量為427mm、743mm；5m煤柱巷道變形量最小，頂?shù)装遄冃瘟繛?31mm，兩幫變形量為129mm。第2個階段內(nèi)，沿空掘巷受超前采動影響加劇，巷道變形量明顯增加，變形增量也顯著增大。前兩個階段內(nèi)，4m、5m、6m煤柱寬度下巷道變形量相近，3m、7m煤柱寬度下巷道變形較劇烈。第3個階段即工作面前方20m范圍內(nèi)，巷道圍巖變形量急劇增加，小煤柱由于受到超前采動壓力影響，圍巖急劇破碎，向巷道內(nèi)鼓出，并導(dǎo)致實體煤幫應(yīng)力分布進(jìn)一步惡化，實體幫隨之發(fā)生大變形。

圖2 受超前采動影響沿空掘巷頂?shù)装遄冃瘟?/p>

圖3 受超前采動影響沿空掘巷兩幫變形量

不同寬度煤柱沿空掘巷回采時，超前工作面20m范圍內(nèi)距工作面相同距離處掘巷兩幫變形量的大小關(guān)系為：煤柱寬7m時，幫部變形量最大，為1826mm；煤柱寬5m時兩幫變形量最小，為436mm。頂板變形量的大小關(guān)系為：煤柱寬3m時，頂?shù)鬃冃瘟孔畲?，?462mm；煤柱寬5m、6m時頂?shù)鬃冃瘟孔钚?，分別為436mm、432mm。

由圖4可知，回采期間，不同煤柱寬度下的應(yīng)力峰值明顯增加，且峰值距離沿空留巷煤柱幫距離增大。這是因為本工作面回采期間，超前支承壓力的劇烈影響，靠近采空區(qū)側(cè)煤柱被壓實，煤柱內(nèi)部靠近巷道側(cè)塑性破壞程度及寬度加大，承載能力降低，應(yīng)力峰值進(jìn)一步向上工作面采空區(qū)靠近[3]。

圖4 回采期不同煤柱寬度時煤柱內(nèi)部垂直應(yīng)力分布

選取合理小煤柱寬度，主要考察的是煤柱本身完整性、自穩(wěn)與承載能力、巷道維護(hù)的難易程度。除考慮巷道圍巖的變形外，還應(yīng)該保證小煤柱的完整性及自穩(wěn)，同時要有良好的承載能力。從巷道圍巖變形的角度來考慮，無論是掘進(jìn)階段還是回采階段，煤柱寬度4～6m時巷道變形量較??；從小煤柱的完整性及自穩(wěn)來考慮，煤柱寬度不大于4m時，煤柱受上區(qū)段回采及掘巷擾動影響嚴(yán)重破碎；從小煤柱的承載能力來考慮，煤柱寬度5～7m范圍內(nèi)其承載能力顯著提升。結(jié)合以上分析，最終確定小煤柱寬度為5～6m。

通過FLAC3D對石拉烏素221上01輔運順槽南段沿空掘巷進(jìn)行了模擬，分析了沿空掘巷后和回采時煤柱和巷道的應(yīng)力分布和位移變化，通過對模擬所得數(shù)據(jù)進(jìn)行處理，最終確定小煤柱寬度為5～6m。

4 工程實踐

4.1 根據(jù)現(xiàn)場地質(zhì)條件，確定支護(hù)方案如下

頂板采用φ22mm×3000mm，屈服強度500Mpa的高強度螺紋鋼配合高凸桁架鋼帶支護(hù)，間排距800mm×800mm；采用2支CK2335和1支K2360樹脂錨固劑錨固；護(hù)表采用φ6.5mm鋼筋焊接網(wǎng)，網(wǎng)孔規(guī)格100×100mm，聯(lián)網(wǎng)間距不大于150mm。錨索為φ21.8mm×6500mm鋼絞線，間排距1200×1600mm，使用1支CK2360和2支K2360錨固劑錨固，呈“3-3-3”布局，預(yù)緊力200KN。

幫部錨桿為φ20mm×2200mm全螺紋鋼錨桿，使用CK2360和K2360錨固劑各1支，間排距800mm×800mm，兩幫護(hù)表均鋪設(shè)10#金屬網(wǎng)和鋼筋梯子梁。

二次補強支護(hù)，沿空側(cè)錨索采用φ21.8mm×3500mm鋼絞線，配合“W”型鋼帶使用，鋼帶橫向使用，上、下相鄰錨索間距1600mm，上部錨索距離頂板1100mm，上、下排錨索間隔1500mm?；夭蓚?cè)錨索采用φ21.8mm×3500mm鋼絞線配合“W”型鋼帶支護(hù)，鋼帶豎直安裝在幫部相鄰錨桿之間，錨索間排距1500×1600mm。支護(hù)斷面圖見圖5。

圖5 巷道支護(hù)斷面圖

4.2 礦壓觀測結(jié)果分析

巷道表面位移監(jiān)測如下：

本次共設(shè)置6個測站，測站1位于巷道里程914m處，測站2位于巷道里程922m處，測站3位于巷道里程930m處，測站4位于巷道里程938m處，測站5位于巷道里程946m處，測站6位于巷道里程951.6m處。

靠近工作面約45m范圍內(nèi)巷道兩幫變形速度較大，45m以后逐漸穩(wěn)定在3mm/d以下。整個過程中，小煤柱變形速度一般小于實體煤幫：小煤柱最終變形量為32mm，實體煤幫47mm，兩幫79mm，小煤柱變形量占兩幫變形量的40%。

巷道內(nèi)頂板下沉量明其穩(wěn)定周期較長，滯后工作面80m后頂板下沉量才有明顯趨穩(wěn)，底鼓速度較為不明顯。頂板最大下沉速度6mm/d，頂?shù)装逡平畲笏俣?mm/d。

由此分析可以得出：①頂?shù)鬃冃纬掷m(xù)周期大于兩幫，兩幫變形速度明顯放緩，頂?shù)装遄冃嗡俣纫廊幌鄬^大；②頂板下沉量大于底板變形，頂板下沉量占頂?shù)滓平偭康?7.8%；③兩幫變形以實體煤幫變形為主，小煤柱變形較小，小煤柱幫部占兩幫總移近量的40%。

5 結(jié)語

大埋深厚煤層小煤柱沿空掘進(jìn)在石拉烏素煤礦的實踐應(yīng)用期間共計掘進(jìn)960m，日進(jìn)尺8～10m，從掘進(jìn)期間系統(tǒng)礦壓觀測數(shù)據(jù)來看巷道整體支護(hù)效果較好，同時使得礦井安全生產(chǎn)條件大為改善，設(shè)備運行、巷道維護(hù)條件改善，使得巷道使用條件持續(xù)改善，保證了礦井接續(xù)正常，對礦井實現(xiàn)持續(xù)穩(wěn)產(chǎn)、高產(chǎn)、安全生產(chǎn)意義重大。同時為蒙陜礦區(qū)大埋深厚煤層留小煤柱沿空掘巷的推廣應(yīng)用起到了有力的示范作用。