时间:2024-07-28
薛吉胜,赵德强,尚磊磊
(1.天地科技股份有限公司开采设计事业部,北京100013;2.煤炭科学研究总院开采设计研究分院,北京100013;3.兖州煤业鄂尔多斯能化有限公司,内蒙古鄂尔多斯017000;4.大同煤矿集团有限责任公司同家梁矿,山西大同037025)
沿空掘巷在邻近工作面采完并且采空区顶板岩层活动大体稳定以后进行,沿空巷道处于工作面侧向应力降低区位置,巷道开掘、支护和维护成本均大幅降低。巷旁支护体要具有合理的支护阻力,并且增阻速度快,能切落一定高度的顶板,具有较大的可缩量以适应沿空巷道围岩大变形。要求巷内与巷旁支护方式选型和参数的选择上相互匹配,采用一种能主动提供支护阻力的巷内支护方式,目前广泛采用预应力锚固锚索支护系统[1-3]。
完全沿空掘巷巷道两侧的压力是非对称的,实体煤一侧围岩对支护结构作用力远大于采空区一侧对应的载荷,加上煤的强度较小,侧压系数较大,自然形成的横向应力也较大。不对称载荷大大减小了巷道的稳定性,削弱了抵抗动压的能力,因此巷内支护有必要对煤壁侧帮进行加强支护,形成煤壁侧帮-巷旁支护体对称支护系统[4-6]。
该矿12号煤地面标高71.8~75.7m,井下标高-573~-586.5m。煤层为复合煤,煤质较硬,最大厚度为4.50m,最小为1.77m,平均煤厚为3m。12号煤1201首采工作面长度200m,巷道坡度0~3°。煤层局部含夹石1~3层,平均厚度为0.15m。12号煤及其顶底板综合柱状如图1所示。
图1 顶底板综合柱状
根据巷道围岩活动规律,基本顶以“给定变形”的方式作用于下方煤岩体,由于基本顶的刚度远大于直接顶和煤体的刚度,因此顶板上边界为施加给定变形的边界;下边界受到巷帮煤体支撑力P0,巷内支护阻力P1的作用;由于上覆岩层活动后期残留边界将沿巷帮煤体侧破断,巷道顶板左边界可视为连杆支撑;右边界与采空区冒落矸石接触,简化为横向阻力 P2,如图2所示[7-9]。
由于巷道的围岩活动主要取决于裂缝带上位岩层达到平衡状态前的沉降,所以一般根据裂缝带上位岩层的最终下沉量S来预计巷道煤壁侧的下沉量S'。根据经验,裂缝带岩层距煤体极限平衡区原点水平距离19m远处 (即L=19m),基本上达到最大下沉量S,由此引起的煤壁下沉分量为S1。巷道煤体侧具有一定的压缩变形,计算时应考虑煤体边缘的变形 S0[7-9]。
巷旁支护体可缩量应与沿孔巷道煤壁侧帮煤壁下沉量相一致,得到巷旁支护体可缩量:
12号煤层1201工作面采高m=3m,初始碎胀系数kp为1.3,残余碎胀系数kp'为1.1,侧压系数A=0.3,煤层摩擦角 φ0=38°,煤层黏聚力 c=0.693MPa,巷道埋深H=655m,上覆岩层的平均容重γ=25kN/m3,应力集中系数K=3。代入数据计算得到巷旁支护体可缩量S'为0.35m。
采用走向长壁采煤法时,采场是沿倾斜布置的,而沿空巷道是沿走向布置的,可见沿空巷道更相似于沿俯斜推进的采场[10]。
当煤层倾角较小和顶板岩层在垮落性能上各向异性特征较弱时,采场空间与沿空巷道在支架围岩平衡条件方面的共性是很大的,可以说在力学原理上是相同的,在支护措施上是相似的。按照巷旁支护承受载荷的原则,可将巷旁支护受力简化为如图3所示形式。
图3 巷旁支护体受力
对O点取矩,模型的力学平衡方程为:
其中,
式中,Q为巷旁支护体支护强度,kN/m;x为煤壁极限平衡区宽度,m;a为沿空巷道宽度,m;b为巷旁支护体宽度,m;H为极限切顶高度,m;G为极限切顶高度内岩石重量,kN/m3;α为煤层倾角,(°);θ为顶板岩石破断角,(°)。
沿空巷道宽度a=5m;巷旁支护体宽度b=1.5m;煤层倾角α=3°;顶板岩石破断角θ=45°。代入数据计算得到巷旁支护强度为2620kN/m。
根据计算得到巷旁支护体强度为2620kN/m,设计C30混凝土即可满足要求,在1201工作面回采期间,贴实体煤侧帮浇筑1.5m宽度混凝土墙。根据计算所得巷旁支护体可缩量为0.35m,在混凝土顶部施加0.4m厚混凝土柔性垫层,以增加混凝土墙的压缩性能。针对混凝土墙承压大及容易出现侧向变形破坏的特点,在混凝土墙体中施加预应力钢筋,以改善混凝土墙体的承载特性。根据经验取值,预应力钢筋间排距0.6m,预应力设置为80kN。
沿空巷道开挖后,沿空巷道巷内支护采用高强预应力锚杆锚索支护系统,支护系统的刚度可有效控制围岩变形,保持巷道稳定,实现主动、及时支护。用金属网护顶,对巷道煤壁侧帮加强支护,施加W型钢带,并贴煤壁支设2排木支柱加强支护,以提高巷道煤壁稳定性,消除不对称载荷对巷道稳定性的影响。沿空巷道净宽×净高为5000mm×3000mm,采用工程类比法进行巷道支护参数设计,支护设计断面见图4,顶板支护示意见图5,支护参数见表1。锚杆预紧力设为80kN,锚索预紧力为250kN。
图4 沿空巷道支护断面
图5 沿空巷道顶板支护示意
运用FLAC3D数值模拟软件,建立数值计算模型,模型尺寸为300m(x)×20m(y)×150m(z)。模型x和z方向分别在边界上限制水平,y方向上固定底边界,上边界为自由面,模型网格划分采用四面体单元,网格划分的原则是:越靠近12号煤的各岩层网格划分越密。模型选用摩尔-库仑本构模型,煤、岩层的物理力学参数选取见表2。巷旁支护体顶部施加0.4m厚柔性混凝土垫层,在混凝土参数基础上降低弹性模量,取其弹性模量的1%,其他参数不变。
表1 沿空巷道支护参数
表2 煤岩物理力学性能指标
进行巷旁支护体切顶能力及沿空巷道稳定性分析。模拟顺序为:模型建立→1201回风巷开挖并支护→加设巷旁支护体→1201工作面开挖→运算监测→开挖沿空巷道 (1202运输巷)→沿空巷道巷内支护→运算监测。
4.1.1 巷旁支护体承载稳定性分析
切顶阶段垂直应力等值线分布规律见图6,图中垂直应力单位为MPa。由于在巷旁支护体顶部施加了0.4m厚柔性垫层,增加了巷旁支护体的可缩量,巷旁支护体并未出现明显的应力集中,只是在巷旁支护体两侧存在小范围应力集中,垂直应力达到35MPa,巷旁支护体中部垂直应力27MPa左右,内部存在稳定承载区域,说明巷旁支护体能够稳定承载。
图6 切顶阶段垂直应力分布
切顶阶段水平应力等值线分布规律见图7,图中水平应力单位为MPa。巷旁支护体水平应力为14MPa左右,未出现明显受拉区域,说明预应力钢筋明显改善了巷旁支护体的受力状态,提高了巷旁支护体的承载能力,巷旁支护体稳定。
图7 切顶阶段水平应力分布
4.1.2 巷旁支护体切顶能力分析
切顶阶段垂直位移等值线分布规律见图8,图中位移单位为m。上区段工作面开挖影响稳定后,巷旁支护体两侧位移差值明显,采空区侧顶板下沉量远大于实体煤侧,最大达到1.4m,说明巷旁支护体切顶能力强,切顶效果好。
图8 切顶阶段垂直位移分布
沿空巷道垂直应力等值线分布规律见图9,图中应力单位MPa。混凝土墙垂直应力最大在25MPa左右,最小为10MPa左右,垂直应力明显减小,说明巷旁支护体有效切顶后,顶板压力明显较小。同时煤壁侧帮出现1.5m左右深度的应力集中,垂直应力在30MPa左右,说明由于煤壁与巷旁支护体压缩刚度不一致,巷内两侧存在明显的不均衡载荷。煤壁侧密集支柱垂直应力达到40MPa,有效维护了煤壁处顶板,同时2.4m深度预应力帮部锚杆提高了煤体的承载能力,二者协同作用,消除了部分不均衡载荷的影响。
图9 沿空巷道垂直应力等值线分布
沿空巷道水平应力等值线分布规律见图10,图中应力单位为MPa。巷道肩角及顶底板深部并未出现应力集中现象。分析原因在于沿空巷道是在应力降低区开掘,已充分卸压,并且顶部预应力锚杆锚索提高了顶板的整体性,降低了水平应力的影响。
图10 沿空巷道水平应力等值线分布
沿空巷道垂直位移等值线分布规律见图11,图中位移单位为m。开挖后顶板移近量为300mm,底板移近量达100mm,位移变化量在合理范围内,沿空巷道稳定。
数值模拟结果表明:巷旁支护体在切顶阶段稳定性好,能够有效切顶。沿空巷道开挖完成后,在巷旁和巷内支护的共同作用下,应力状态分布良好,巷道顶底板移近量在合理范围内,沿空巷道稳定。
图11 沿空巷道垂直位移等值线分布
下区段1202工作面开采过程中,采用十字布点法进行沿空巷道围岩表面位移量监测,根据监测结果绘制位移变化曲线,如图12所示。从观测结果来看,测点距1202工作面55m处,沿空巷道开始显著变形,最终两帮收敛量达到91mm,煤壁侧帮变形达到60mm,巷旁支护体侧向变形相对较小,达到30mm,顶板位移量达到37mm。沿空巷道位移变化量在允许范围内,巷道维护稳定。
图12 沿空巷道表面位移曲线
通过理论计算得到巷旁支护体支护强度及可缩量,确定巷旁支护体采用1.5m厚混凝土墙。巷旁支护体顶部施加0.4m厚柔性垫层;巷旁支护体侧向施加预应力钢筋,预应力钢筋间排距0.6m,预应力为80kN。沿空巷道巷内支护采用高强度预应力锚杆锚索支护系统,采用工程类比法进行巷内支护参数设计,并进行巷道煤壁侧W型钢带以及贴帮支设木支柱加强支护。
数值模拟结果表明巷旁支护体存在稳定承载区,切顶阶段能够稳定承载,切顶效果良好,沿空巷道支护效果良好。试验巷道现场实测表明下区段1202工作面开采过程中,沿空巷道顶底板及两帮变形量在合理范围内,巷道维护稳定,完全沿空掘巷方案可以应用到现场。
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