倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征及支护控制技术研究
时间：2023-05-14 来源：中国煤炭杂志官网 分享：★ 煤矿安全 ★
倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征及支护控制技术研究
0 前言
我国煤炭资源分布广泛，煤层开采地质条件错综复杂。近年来随着我国煤矿高强度开采，资源开发逐步向西部转移，新疆、内蒙古等地区已经成为我国今后几十年主要煤炭生产基地[1-2]。
新疆多数矿区煤层厚度和倾角较大，倾斜厚煤层沿空巷道支护难，维护翻新频发，给煤矿的安全生产工作带来了极大困难[3-5]。针对倾斜厚煤层沿空巷道围岩控制问题，国内外学者开展了大量的研究工作面[6-7]，柏建彪等[8]对导致侧向基本顶结构失稳的原因进行了研究，为了更好地服务确定区段煤柱宽度，得出采空区附近低应力区更适合布置沿空巷道的结论；王红胜等[9]通过理论研究提出了沿空巷道侧向顶板4种断裂结构，阐明了基本顶断裂位置与小煤柱破坏特征的内在联系；朱川曲等[10]通过对综放沿空巷道围岩变形和力学参数的总结研究，得出了制定巷道支护方案时，对结构进行安全可靠性分析是十分有必要的。
为了对倾斜厚煤层巷道围岩的稳定性进行有效控制，结合倾斜厚煤层的特殊条件，笔者以硫磺沟煤矿(4-5)06工作面沿空轨道巷的具体工程地质和生产技术条件为背景，采用FLAC3D软件模拟了倾斜厚煤层沿空巷道开挖支护过程，分析得出围岩的变形破坏机理并对支护方案进行优化。研究成果为改善新疆矿区围岩控制及巷道维护技术提供一定参考。
1 工程地质概况
硫磺沟煤矿(4-5)06工作面位于(4-5)04工作面采空区北部，是硫磺沟煤矿第一个小煤柱护巷沿空掘进工作面，(4-5)06工作面轨道巷与(4-5)04工作面运输巷之间，自(4-5)06开切眼起，沿(4-5)06走向方向1 180 m范围内留设4 m煤柱，剩余范围留设7 m煤柱。(4-5)06工作面巷道布置如图1所示。4-5号煤层厚5.32～6.92 m，平均厚6.52 m，煤层倾角25°～33°，属于倾斜厚煤层。4-5煤层综合柱状如图2所示。
图1 (4-5)06工作面巷道布置
2 倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征分析
运用FLAC3D模拟软件建立倾斜厚煤层巷道数值计算模型，以硫磺沟煤矿(4-5)06工作面轨道巷为研究对象，通过模拟巷道在未进行支护措施下掘进，分析其围岩变形破坏规律，为巷道的支护设计提供参考依据。
2.1 数值模型的建立
根据实际工程条件，建立数值计算模型，模型几何尺寸为100 m×50 m×100 m(长×宽×高)。采用摩尔-库仑准则本构模型进行分析计算，由于(4-5)06轨道巷在(4-5)04工作面开采结束后掘进，因此既要体现2个工作面开采结束后各岩层的变形破坏情况，又需关注巷道周围的变形情况，因此对巷道以及周边网格进行了必要的细化。煤岩体的物理力学参数见表1。
表1 煤岩体物理力学参数
岩层密度/(kg∙m-3)体积模量/GPa剪切模量/GPa内摩擦角/(°)内聚力/MPa抗拉强度/MPa粉砂岩2 20010.008.3040.012.003.00细砂岩2 20011.507.0036.08.602.50炭质泥岩1 95013.893.6238.41.961.4645号煤层1 8001.801.3837.02.401.407号煤层1 8001.801.3837.02.401.40泥岩2 2008.506.5032.07.002.70915号煤层1 8001.801.3838.02.401.40
2.2 沿空巷道围岩变形破坏分析
2.2.1 巷道掘进期间围岩应力分布规律
轨道巷开挖后垂直应力分布如图3所示。由图3可以看出，在巷道掘进与工作面开挖的共同作用下，导致应力为 20 MPa 范围相互贯通，由于保护煤柱尺寸的逐渐增大，使得应力集中区也逐步向右侧移动；轨道巷4 m煤柱段，在距离轨道巷约2.0 m处出现应力集中区，下帮系数为2.56，上帮系数为1.86；轨道巷7 m煤柱段，在距离轨道巷约1.9 m处出现下帮应力集中区，应力集中系数为2.18，在距离轨道巷2.5 m处出现上帮应力集中区，应力集中系数为2.17左右。
图2 4-5煤层综合柱状
图3 轨道巷开挖后垂直应力分布
受开挖扰乱影响时，未支护的巷道周围产生卸压区，顶底板周围应力释放明显，附近较大范围的围岩应力产生改变，岩层被扰动破坏。由图3可知，巷道顶底板出现0.75 MPa的拉应力，巷道两帮出现15 MPa的压应力值。由于受巷旁煤柱宽度的影响，掘进过程中出现非对称分布的围岩应力，因此巷道两帮的应力云图呈现不对称分布特征。
2.2.2 巷道围岩位移场分布
与实体煤巷道有较大差别的是，由于倾斜厚煤层沿空巷道的围岩性质结构和应力分布不是沿着中间位置均匀对称分布的，所以巷道位移呈现出沿着煤层倾斜方向变动，实体煤侧下帮和煤柱侧上帮沉降量变化显著，巷道围岩位移量变化如图4所示。
相比较而言，巷道4 m煤柱部分整个断面向巷道中心收敛量稍大于巷道7 m煤柱部分。而沿空巷道两侧煤柱都在压力作用下侧向鼓出，通过数值模拟对比发现，4 m煤柱鼓出量要小于7 m煤柱鼓出量，这是由于4 m煤柱破坏后承载能力降低，使得作用在其上的矿山压力减小。因此对巷道的控制，建议以控制煤柱中部鼓出为重点，要限制煤柱的鼓起程度，提高其支承能力。
图4 轨道巷开挖后位移量
2.3 倾斜厚煤层沿空巷道应力分布特征
受采空区侧向支承压力峰值影响，工作面沿空侧巷道表现出明显的非对称变形破坏(沿空窄煤柱侧帮部和顶板肩窝处变形严重)，且巷道掘进期间(尤其是沿空轨道巷)煤炮频繁，断锚杆情况较多。在(4-5)04工作面推进的过程中，工作面顶板在第一次断裂时，在采空区内会出现影响沿空掘巷稳定性的重要结构——“铰接岩板半拱”小结构[11-13]，其结构受力分布如图5所示。
图5 沿空巷道(小煤柱)结构受力分布特征
当小结构产生的内应力场平衡被打破时，沿空巷道围岩周围应力发生重新布置，围岩失去平衡致使破坏，从而小结构会不断重复“平衡—破坏—再平衡”的步骤[14]。在围岩侧向连续高应力和强烈的开采扰动影响下，巷道两帮尤其是窄煤柱侧失稳破坏显现剧烈，失去承载能力发生破碎失稳，无法起到支承顶底板的作用。要实现窄煤柱沿空巷道安全高效稳定的开挖掘进，要把顶板、底板、实体煤以及窄煤柱4部分看做一个整体进行分析。
3 倾斜厚煤层沿空巷道支护方案优化
对硫磺沟煤矿倾斜厚煤层沿空巷道变形破坏特征的研究可知，单一的支护形式难以满足巷道围岩支护控制的要求。必须从围岩深部、浅部、表面控制3个方面考虑，构建多层次支护控制技术体系。
3.1 巷道支护方案优化
以硫磺沟煤矿(4-5)06轨道巷为例，倾斜厚煤层沿空巷道围岩较为破碎，容易在应力作用下产生持续性变形，巷道原支护参数见表2。因此围岩深部控制采用高强度锚索长锚固形式，使得锚索能锚定于稳定岩层中，以提供足够的锚固力控制围岩变形；对于沿空巷道，煤柱稳定性控制尤为重要，由于煤柱宽度有限，因此煤柱侧采用锚索全长锚固形式。由于围岩较为破碎，因此锚杆宜采用全长锚固形式，使锚杆更好地与围岩结合，形成稳定的承载圈；由于围岩较为破碎，巷道中部位移较其他地方更大，因此巷道表面应加设高强度护表钢带，使支护体受力更加协调。巷道支护优化参数见表2，巷道支护断面如图6所示。
图6 (4-5)06轨道巷现支护断面
3.2 巷道支护数值模拟分析
硫磺沟煤矿对支护前与支护后各巷道进行数值模拟，分析支护调整后在巷道掘进期间对围岩的控制效果。模拟时每条锚杆/索可分为3类，每类划分为若干节点，第一类托盘端，用以模拟托盘对锚杆/索的限制作用；第二类为自由端，并在此位置施加相应的预紧力大小；第三类为锚固端，用以模拟锚固剂作用下巷道围岩与锚杆/索的作用。
对比现支护情况与原支护情况发现，巷道位移量下降明显，能有效控制巷道大变形情况，说明多层次支护方式使得各支护构件相互配合成为一个整体。(4-5)06轨道巷两帮位移曲线如图7所示，巷道的右帮为煤柱，在改进支护后，尤其是加设锚索之后，位移由原来的138、96 mm下降为88、58 mm，降低幅度36.2%、39.6%。原支护与现支护条件支护体受力特征对比如图8所示，由于原支护锚固端长度较短且围岩完整性较差，难以有效发挥其支护能力。调整为现支护后，尤其是使用帮锚索，对煤柱体的控制效果较好。
图7 (4-5)06轨道巷两帮位移曲线
图8 原支护与现支护条件支护体受力特征对比
通过FLAC3D模拟各巷道改进支护后，从控制巷道大变形角度考虑，使用高强锚索、加长锚固+高强左旋螺纹钢锚杆、全长锚固+T型钢带、交叉布置，协调各支护构件受力均衡，控制巷道变形。
表2 4-5煤层沿空巷道支护优化参数
支护对比原支护现支护顶板围岩深部控制围岩浅部控制围岩表面控制锚索3×Φ22 mm×7 300 mm,1 mm×17股钢绞线制成3×Φ22 mm×8 000 mm,1 mm×19股钢绞线制成间排距1 600 mm×1 600 mm1 600 mm×1 600 mm,沿空侧锚索与竖直方向呈30°布置预紧力-≥120 kN锚杆6×Φ22 mm×2 200 mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆7×Φ22 mm×2 600 mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆间排距800 mm×800 mm800 mm×800 mm预紧力-≥50 kN金属网40 mm×40 mm 10号铁丝编制40 mm×40 mm 10号铁丝编制钢带-T型钢带,宽度不小于230 mm,厚度不小于15 mm帮部围岩深部控制围岩浅部控制围岩表面控制锚索 -实体煤侧:2×Φ22 mm×5 000 mm、1 mm×19股钢绞线制成沿空侧:2×Φ22 mm×5 000 mm、1 mm×19股钢绞线制成间排距-间距如图6所示,排距1 600 mm预紧力-≥120 kN杆体材料4×Φ22 mm×2 200 mm螺纹钢锚杆4×Φ22 mm×2 600 mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆间排距800 mm×800 mm800 mm×800 mm预紧力-≥50 kN金属网40 mm×40 mm 10号铁丝编制40 mm×40 mm 10号铁丝编制钢带-T型钢带,宽度不小于230 mm,厚度不小于15 mm
3.3 支护控制技术现场试验
为研究倾斜厚煤层沿空巷道围岩变形破坏情况，在(4-5)06轨道巷布置测点1 和测点2对巷道进行监测。巷道表面位移监测结果如图9所示。
现场监测数据结果表明：巷道顶底板移近量及两帮移近量较小，均在巷道围岩与支护系统允许的范围内，巷道表面采用金属网及钢带、围岩浅部采用高预应力锚杆及围岩深部采用高预应力锚索联合支护的形式，大大提高了巷道围岩的承载能力，有效地抑制了围岩开挖时出现的裂隙，使得发生的变形量减小。在线观测期间巷道围岩总体位移较小，巷道围岩变形总体控制成效显著，说明多层次支护控制技术实施后巷道围岩变形得到了较好控制。
图9 巷道表面位移监测结果
4 结论
(1)硫磺沟(4-5)06轨道巷属于典型的倾斜厚煤层沿空巷道，煤层厚、倾角大，倾斜煤层巷道支护难，维护翻新频发，实际现场经验较少，多呈现于不对称变形破坏特征。
(2)受采空区侧支承压力峰值的影响，工作面沿空巷道表现出明显的非对称变形破坏，尤其是沿空小煤柱侧帮部和顶板肩窝出现变形严重，因此应加强控制煤柱中部的鼓起程度，提高其承载力。
(3)提出了倾斜厚煤层沿空巷道围岩深部+浅部+表面多层次支护控制技术，从控制巷道大变形角度考虑，使用高强锚索、加长锚固+高强左旋螺纹钢锚杆、全长锚固+T型钢带、交叉布置，协调各支护构件受力均衡，控制巷道变形。
(4)数值模拟和工程实践表明，采用优化后的多层次支护控制技术方案后，各支护构件受力均衡，巷道围岩变形量显著减小，控制效果较好。
[1] 王海宁.中国煤炭资源分布特征及其基础性作用新思考 [J].中国煤炭地质，2018，30(7): 5-9.
[2] 王双明，段中会，马丽，等.西部煤炭绿色开发地质保障技术研究现状与发展趋势[J].煤炭科学技术，2019，47(2): 1-6.
[3] 董尹庚.厚煤层工作面沿空巷道顶板控制技术[J].煤炭技术，2015，34(1): 71-73.
[4] 樊克恭，吕卫新，龙军波.深井厚煤层沿空巷道变形特征及支护技术研究[J]. 煤炭技术，2016，35(9): 4-6.
[5] 张照允.特厚煤层综放采场沿空掘巷优化设计与应用[J]. 煤炭技术，2020，39(11): 30-34.
[6] 段军，杨鹏，蔡志炯，等.金庄矿特厚煤层综放沿空巷道围岩卸压控制研究[J]. 煤炭技术，2016，35(2): 21-23.
[7] 潘卫东，张通，任张瑜.厚煤层综放开采窄煤柱沿空巷道支护技术[J]. 煤炭技术，2016，35(1): 49-51.
[8] 李磊，柏建彪，王襄禹.综放沿空掘巷合理位置及控制技术[J]. 煤炭学报，2012，37(9): 1564-1569.
[9] 王红胜，张东升，马立强.预置矸石充填带置换小煤柱的无煤柱开采技术[J]. 煤炭科学技术，2010，38(4): 1-5，78.
[10] 朱川曲，张道兵，施式亮，等.综放沿空留巷支护结构的可靠性分析[J].煤炭学报，2006，31(2): 141-144.
[11] 曹建军，焦金宝，何清，等.深井沿空巷道围岩失稳机理与稳定性控制[J].煤矿安全，2010，41(2): 97-100.
[12] 冯军发，周英，李回贵，等.试论近水平煤层采场的3种基本结构形式[J].煤炭学报，2016，41(10): 2576-2587.
[13] 郭鹏飞，张晓虎，金珠鹏，等.急倾斜厚煤层放顶煤开采“半圆拱”结构分析[J].矿业研究与开发，2016，36(11): 6-11.
[14] 杨肥.羊场湾煤矿小煤柱沿空掘巷稳定性分析及控制技术研究[D].西安:西安科技大学，2019.
Research on the deformation and failure characteristics and support control technology of gob-side roadway in inclined and thick coal seam
移动扫码阅读
JIANG Liangjin, HE Qingbo, LU Jiaxin, et al. Research on the deformation and failure characteristics and support control technology of gob-side roadway in inclined and thick coal seam [J].China Coal,2023,49(3): 48-54.DOI:10.19880/j.cnki.ccm.2023.03.008
- 相关推荐
