王家岭综放厚煤层工作面窄煤柱护巷围岩控制技术研究_张涛.pdf

煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 0引言 我国绝大多数煤矿的开采方法都属于井工开采 方法，因此回采巷道的支护是矿山开采中的重中之 重，巷道的支护是煤矿开采中需要首要考虑的因素， 可靠的支护技术是矿井安全、 高效生产的基础。在我 国传统采矿中， 通常都是采用较宽的区段煤柱维护回 采工作面与巷道之间的稳定， 但是这种方法对煤炭的 采出率影响很大并且造成了较大的资源浪费。 近几十年， 我国的学者为解决煤矿采用区段煤柱 护巷时造成较大的资源浪费，采出率较低等问题， 对 无煤柱护巷或窄煤柱护巷技术进行了深入等研究， 例 如侯朝炯等[1]针对综放沿空掘巷围岩的特点,提出了 综放沿空掘巷围岩大、 小结构的稳定性原理,为锚杆 支护的成功应用提供了理论依据； 柏建彪等[2]通过数 值计算分析,研究了综放沿空掘巷围岩变形及窄煤柱 的稳定性与煤柱宽度、 煤层力学性质及锚杆支护强度 之间的关系； 谢光祥等[2]在较薄厚煤层综放面倾向煤 柱支承压力现场实测的基础上,应用弹塑性极限平衡 理论,考虑煤层厚度及倾角的影响,分析得出综放面倾 向煤柱支承压力峰值位置的计算式及分布规律。 以上 等众多学者给出了研究此类窄煤柱问题的重要思路， 因此基于实际问题对王家岭矿窄煤柱问题进行研究， 为相似矿井的研究提供可靠性依据。 为解决王家岭煤矿留设 20m 区段煤柱存在着造 成资源浪费较大、 煤炭采出率较低以及在工作面回采 巷道矿压显现强烈等问题为解决上述问题， 基于王家 岭煤矿 20108 工作面为实际生产地质条件， 采用理论 王家岭综放厚煤层工作面窄煤柱护巷围岩控制技术研究 张涛 1， 2 ，郝兵元 1 （1. 太原理工大学， 山西 太原 030024； 2. 山西中煤华晋集团王家岭矿 ， 山西 运城 043300 ） 摘要 王家岭煤矿为保持回采巷道的稳定性、 隔离上区段采空区瓦斯涌出， 采用在每个工作面都设 置 20m 的区段煤柱进行护巷的方法， 存在着造成资源浪费较大、 煤炭采出率较低以及造成工作面回 采巷道矿压显现强烈等问题。为解决上述问题， 基于王家岭煤矿 20108 工作面为实际生产地质条件， 通过分析综放面侧向支承压力演化规律、 井下实测煤柱应力、 理论计算等方法确定窄煤柱的合理宽度 为 6.5m； 并根据锚索网支护理论， 对窄煤柱巷道进行非对称支护设计， 结果表明， 煤柱宽度为 6.5m时 煤柱能够保持稳定并且巷道的位移量较小， 并且可以取得较好的经济效益， 可以为相似矿井的研究提 供依据。 关键词 区段煤柱 ； 侧向支承压力 ； 煤柱应力 ； 窄煤柱 中图分类号 TD353文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2020 ） 02- 0155- 05 Research on surrounding rock control technology of narrow coal pillar roadway in Wangjialing comprehensive thick coal seam working face ZHANG Tao 1， 2, HAOBingyuan1 （1. Taiyuan UniversityofTechnology, Taiyuan 030024 , China; 2. WangjialingMine, Shanxi Zhonghua Huajin Group , Yuncheng 043300 , China ） Abstract In order tomaintain the stabilityofthe miningroadwayand isolate the gas emission from the upper section ofthe upper section, the Wangjialing Coal Mine adopts a 20m section coal pillar to protect the lanes on each working face, which causes waste of resources. Larger, lower coal miningrate and strongminingpressure on the workingface miningroadway. In order tosolve the above problems, based on the ac- tual production geological conditions ofthe 20108 workingface ofWangjialingCoal Mine, the reasonable width ofthe narrowcoal pillar is de- termined by analyzing the evolution lawoflateral bearing pressure in the goaf, the measured coal pillar stress and theoretical calculation. Ac- cording to the theory of anchor cable net support, the asymmetric support design of narrow coal pillar roadway shows that the coal pillar can maintain stability and the displacement ofthe roadway is small when the coal pillar width is 6.5m, and it can be better. The economic benefits can provide a basis for the studyofsimilar mines. Key words section coal pillar ; lateral bearingpressure ; coal pillar stress ; narrowcoal pillar 155 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 计算、 分析、 井下实测煤柱应力等方法确定窄煤柱的 合理宽度； 并对回采巷道的支护进行设计。 1工程背景 王家岭矿位于山西省河津市固镇村北王家岭， 设 计生产能力为 600 万 t/a，矿井主副井均采用平硐开 拓， 主平硐铺设胶带输送机输煤， 副平硐采用无轨胶 轮车进行辅助运输，采煤工艺为综采放顶煤。20108 工作面位于王家岭煤矿的 201 盘区的西翼， 201 工作 面面长 260 m， 推进长度 1200 m， 工作面地表位于乡 宁县栆岭乡， 区内无村庄， 地面标高 700 m～800 m， 20108 工作面所采煤层为 2 号煤层，煤层厚度约为 5.96～7.52 m， 平均厚度 6 m。煤层倾角小， 平均约为 3左右。煤层结构较为复杂， 层理裂隙较发育， 为半 暗～半亮型煤， 一般含 1～2 层碎块～粉末状泥岩、 炭 质泥岩夹矸。顶底板结构见表 1。 表 1顶底板结构表 2厚煤层综放面侧向支承压力演化规律 2.1采空区稳定前侧向支承压力分布 工作面回采之后， 工作面上覆岩层会随之垮落形 成采空区， 其原有的应力状态会被破坏， 根据矿压理 论可知， 当工作面回采过后， 开采后的上覆岩层所形 成的结构， 是由 “煤壁已经冒落的矸石” 来共同支撑 上覆岩层的重量， 因此其上覆岩层的应力峰值会向实 体煤侧发生转移。 掌握上区段工作面回采过程中侧向 支承压力的演化规律对巷道位置以及窄煤柱的宽度 有着指导性的作用。 侧向支承压力的演化是由工作面端部结构变化 引起的。在工作面刚推进过后， 由于图 1 中 A岩块尚 未断裂， 三角滑移区还未形成， 侧向支承压力曲线的 分布悬臂梁控制， 其分布如图 1 所示。 图 1采空区稳定前侧向支承压力分布 由上图可知， 侧向支承压力受到低位关键层和高 位关键层及其以上岩层运动的影响。 应力变化趋势为 沿着工作面的倾向方向从回采巷道开始应力逐渐增 大并达到峰值且这部分为塑性区， 峰值过后开始逐渐 减小并减小到原岩应力。 2.2采空区稳定后侧向支承压力分布 上区段工作面回采过后一定时间后， 由于受到采 空区的影响工作面端部结构会形成三角滑移区， 其运 动特征三角滑移区及其上覆岩层会在采空区的一侧 发生回转下沉，与煤柱上方的岩体会形成铰接结构， 其作用于下方的载荷会分解为沿采空区方向的力与 下方的煤岩体的载荷，使得煤柱上方的应力有所减 小， 稳定后侧向支承压力分布曲线如图 2 所示。 图 2采空区稳定后侧向支承压力分布 采空区稳定后，侧向支承压力峰值有所降低， 范 围有所增大， 范围增大的原因在于经历高值支承压力 的影响塑性区的范围增大， 致使采空区稳定后侧向支 承压力影响范围增大。 通过分析采空区稳定前后的侧向支承压力的分 布， 可以了解采空区的侧向支承压力均呈现先升高后 降低最会趋于稳定的状态的规律， 其沿着采空区煤壁 可将支承压力分为稳定后应力降低区、应力增高区、 原岩应力区， 因此了解应力降低区的范围并将巷道以 及煤柱布置与其中， 会使巷道的围岩变形以及煤柱的 变形得到很好的控制， 对于矿井的安全有着重要的意 义。 3煤柱应力监测 了解上工作面回采后煤体内的侧向支承压力分 布规律， 确定应力变化的范围是选择巷道位置以及煤 柱合理尺寸的依据。 为监测和分析煤柱承载应力的变化情况， 掌握整 个煤柱的应力分布、 分析临近工作面开采后煤柱应力 的变化规律及安全性、 分析煤柱承载应力与煤柱变形 的相互关系。 在 20105 工作面轨道顺槽距工作面前方 顶、 底板名称岩石名称厚度/m特征 老顶细粒砂岩6.99灰色， 厚层状， 细粒结构， 钙质胶结 直接顶泥岩3.58黑色砂质泥岩， 含植物碎片 直接底泥岩2.01泥岩， 含有斑痕及植物碎片 老底细砂岩3.66细砂岩， 含白云母片及石英， 有滑痕 156 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 50m煤柱侧安装围岩 （钻孔 ） 应力测点， 顺槽内共布置 安装 1 组应力测点， 安装 6 个围岩应力传感器， 其中 钻孔深度分别为 2m、 4m、 6m、 9m、 12m、 15m， 孔间距为 2m。 图 3煤柱应力计布置图 图 4煤柱应力计现场安设 图 5煤柱应力监测结果 （实测） 由图 5 可知， 测点距工作面 5～15m 前， 煤柱应力 随工作面推进不断增大， 之后略为减小， 煤柱应力峰 值位于深度 6m处， 其值为 26.2MPa， 表明塑性破坏深 度为 6m。深度 9m 和 12m 处煤柱应力较深度 6m 处 大幅降低与现有研究大为不符， 这是因为需要的钻孔 直径 Φ42mm与实际 Φ50mm不符， 这造成塑性破坏 区内钻孔塌孔， 煤柱应力可传递至传感器， 而弹性核 区内钻孔变形较小， 煤柱应力难以传递至传感器的情 况。结合现有研究成果， 对煤柱侧向支承压力分布曲 线推测如图 6 所示。 图 6侧向支承压力分布曲线 （推测） 由图 6 侧向支承压力分布曲线可知， 煤柱的应力 峰值位于距煤壁侧 17m 处， 峰值为 28MPa， 应力降低 区范围约为 12m，沿空巷道应完全处于该区域内， 由 于巷道的宽度为 5.2m，因此窄煤柱的合理留设宽度 应为 3～7m。 4合理煤柱宽度的确定 上区段工作面回采过后， 其上覆岩层的关键层在 实体煤的上方断裂， 侧向煤体侧向煤体由煤壁至深部 依次存在应力降低区、 应力升高区和原岩应力区。为 了保证巷道处于应力降低区， 应时煤柱的宽度尽可能 小，但是窄煤柱的合理宽度也存在这一定的范围， 煤 柱过窄时， 煤柱的承载能力小， 不利于巷道的稳定， 且 维护成本较高； 煤柱过大时， 一方面会造成较大的资 源浪费， 另一方面不利于巷道的布置。 因此， 煤柱存在 一个合理的宽度范围， 既能够使煤柱处于煤壁附近的 应力降低区， 又可以减少煤炭资源损失。 上区段开采后在煤体形成破裂区、 塑性区、 弹塑 性区、 弹性区， 沿空巷道在煤体的塑性区和弹塑性区 内开挖， 巷道围岩不同的应力区域重新划分， 建立沿 空巷道力学模型， 如图 7 所示。 图 7合理煤柱宽度计算模型 按照煤巷两帮煤体应力和极限平衡理论， 结合护 巷煤柱宽度与围岩变形量的关系， 在考虑提高锚杆锚 固力和支护作用的前提下， 使煤柱尽可能小， 综合影 响巷道围岩稳定性的主要因素， 可按下式确定合理的 煤柱宽度 W Wx1x2x3（1 ） 式中 x1为上区段工作面开采后在采空区侧煤体 中产生的破裂区宽度， 其值可由下式给出 x1 mA 2tanφ0 ln KγH C0 tanφ0 C0 tanφ0 Pz A ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ ■ （2 ） 式中 m 为上区段平巷高度， m； A 为侧压系数， Aμ/1- μ， μ 为泊松比； φ0为煤体内摩擦角， ； C0为 煤体内粘聚力， MPa； K应力集中系数， 取值范围 2～3； γ煤岩层平均体积力， 容重 25kN/m3； H 为巷道埋藏 深度， m； Pz为煤帮的支护阻力， MPa。 对于王家岭矿 21208 工作面各参数如下 157 ChaoXing 煤矿现代化2020 年第 2 期总第 155 期 m3.6m， K2.5， φ023 ， C02.21MPa,γ25kN/m3， H360m， Pz0.15MPa， μ0.25， 将各参数带入式 （2 ） 可 得塑性区宽度 x1为 2.24m左右。 x2帮锚杆的有效长 度， 取 1.93m； x3考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳 定系数， 按x1x20.3～0.5计算。X3为 1.251～2.085。[4] Wx1x2x35.421～6.255m 因此， 合理的煤柱宽度尺寸为 5.421～6.255m。 综合考虑现场实测所得的煤柱应力分布所得的 合理煤柱宽度尺寸 3～7m，以及理论计算所得的合理 煤柱尺寸 5.421～6.255m， 所以最终选择煤柱的合理宽 度为 6.5m。 5窄煤柱非对称支护设计 基于窄煤柱回采巷道应力分布的分析及围岩变 形破坏特征， 依据巷道围岩控制理论， 为有效控制巷 道围岩变形破坏发展，特提出非对称窄煤柱护巷围 岩控制技术， 即对窄煤柱侧进行加强支护， 防止由于 局部部位的破坏导致整个巷道围岩的失稳，保证支 护体与围岩之间变形协调，从而最大限度地发挥支 护作用及围岩的自承能力， 实现支护一体化、 荷载均 匀化， 达到巷道稳定的目的。 根据原支护方案巷道的 变形情况以及工程类比提出合理的支护方案，其支 护方案如下 顶板支护锚杆选择 Φ202500 mm 的左旋无 纵筋螺纹钢锚杆，间排距为 9001000 mm，每排 6 根， 预紧扭矩为 300N m， 全部垂直顶板安装； 锚索选 择 Φ18.96800 mm， 17 股预应力钢绞线，间排距为 20002000 mm， 每排 3 根， 全部垂直巷道顶板打设， 锚索张拉锁定后预紧力不低于 250 kN， W 钢带规格 为厚度 3mm，宽 280mm，长度 5200mm，孔间距 900mm； 网片规格 采用 10 铁丝编织的菱形金属网 护顶， 网片规格 39001000， 网孔规格 3030mm。 用 16 铅丝联接， 双丝双扣， 孔孔相连。 小煤柱侧支护锚杆选择 Φ202500 mm 的左 旋无纵筋螺纹钢锚杆， 间排距为 8001000 mm， 每排 5 根， 预紧扭矩为 300N m， 全部垂直巷帮安装， W 钢 带护帮 厚度 3mm， 宽 280mm， 长度 3600mm， 孔间距 800mm。网片规格 采用 10 铁丝编织的菱形金属网 护帮， 网片规格 36001000， 网孔规格 3030mm。 用 16 铅丝联接， 双丝双扣， 孔孔相连。 实体煤帮支护锚杆选择 Φ202500 mm 的左 旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为 10001000 mm， 每 排 7 根， 预紧扭矩为 300 N m， 全部垂直巷帮安装， W 钢带护帮 厚度 3mm， 宽 280mm， 长度 3600mm， 孔间 距 1000mm。网片规格同小煤柱侧。回采巷道支护设 计如图 8 图 8回采巷道支护图 6变形监测 通过现场观测， 围岩位移变化如图 9 图 9巷道表面位移监测结果 通过在现场进行矿压监测可知， 巷道的顶底板最 大相对移近量为 160mm，两帮最大相对移近量为 230mm， 煤柱的最大变形量为 130mm， 说明围岩控制 效果良好。 7窄煤柱经济效益 按照工作面推进长度 1200m 计算，煤层平均厚 度 6m， 密度 1.43t/m3， 区段煤柱 20m， 采出率 95， 采 用 6.5m的窄煤柱护巷以后， 共计多回收煤炭资源 13 万吨， 吨煤效益按照 200 元计算， 每个工作面仅回收 煤柱就可以创造经济效益 2600 万元。 8结论 1 ） 采空区稳定前侧向支承压力分布主要由端部 悬臂梁控制，采空区稳定后由于三角滑移区向采空 区运动， 关键层及其上覆荷载不需要完全由煤柱承担 （下转第 162 页 ） 158 ChaoXing （上接第 158 页 ） 致使侧向支承压力有所降低、 但范围有所增大； 2 ） 综合考虑现场实测所得的煤柱应力分布所得 的合理煤柱宽度尺寸 3～7m， 以及理论计算所得的合 理煤柱尺寸 5.421～6.255m， 所以最终选择煤柱的合理 宽度为 6.5m。 3 ） 针对窄煤柱护巷提出非对称支护设计， 通过现 场变形监测可知巷道围岩变形可以得到较好的控制； 4 ） 通过留设窄煤柱护巷， 仅减小煤柱宽度就可获 得的利润 2600 万元。 参考文献 [1] 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