煤峪口矿极近距离下位煤层回采巷道支护技术研究

王 振,杨亚威,杨永康

(1.大同煤矿集团有限责任公司 马道头煤业有限责任公司,山西 大同 037000;2.太原理工大学 采矿工艺研究所,太原 030024)

1 工程概况

同煤集团煤峪口矿井田平面形状呈马鞍型,井田内总的地势为北部高南部低,最高点位于井田东北部山梁,标高+1 490.29 m,最低点位于井田东南部沟谷内,标高+1 057.32 m,相对高差+432.97 m。煤峪口矿目前已有90多年的开采历史,现阶段矿井生产规模90万t/a;矿井设计可采储量12 127万t,矿井服务年限72.2 a。煤峪口矿井田范围内主要可采煤层有2号、3号、7号、9号、11号、12号和14号煤层,其中401盘区东部11号和12号煤层为合并层,14号煤层为极近距离煤层开采,两层层间距为1.50 m～14.8 m。上层11-12号合并层410盘区为厚煤层开采,全部开采结束现已封闭;下层14号煤层410盘区为中厚煤层开采,煤层厚度为2.40 m～3.79 m,煤层倾角3°～5°,现正在回采,下层工作面巷道内错于上层工作面巷道。14号煤层的81012工作面与上层采空区间距为1.5 m～4.0 m,层间距平均2.6 m,81012运输巷内错8710运输巷30 m布置[1],煤层直接顶为泥岩,直接底为粉细砂岩互层,81012工作面巷道布置详情见图1。现有的矿井生产情况表明,在距离上层采空区小于5 m的回采巷道内,工作面回采期间易出现明显冒顶现象,导致断面收缩严重,将严重威胁工作面的安全生产,且81012工作面与上层采空区距离更近,为避免该工作面回采期间出现此类问题,本文针对煤峪口矿81012工作面具体的地质条件下的巷道支护展开研究。

图1 81012工作面巷道布置剖面图Fig.1 Roadway layout profile in 81012 working face

2 81012工作面回采巷道围岩赋存特点分析

煤峪口矿11-12号合并层工作面回采,将对14号煤层顶板岩层造成一定程度的破坏,为具体分析11-12号煤层采空区下回采巷道的围岩特征,采用滑移线场理论具体计算11-12号合并煤层8710工作面回采对于底板的破坏深度。8710工作面采用长壁式开采,工作面前方会形成一定范围内的应力集中,即超前支承压力,支承压力通过工作面前方的煤壁传递到底板,工作面附近底板由于应力集中程度过高将发生破坏[2]。滑移线场理论模型见图2。

图2 支承压力作用下底板破坏深度计算模型Fig.2 Calculation model of floor failure depth under bearing pressure

滑移线场底板破坏深度理论计算:

(1)

式中:H为工作面埋深, m;C为煤层粘聚力,MPa;f为煤层摩擦系数;γ为顶板岩层容重, kN/m3;M为煤层厚度,m;K为工作面前方煤岩体内垂直应力集中系数;φ为内摩擦角,°;ξ为底板岩层三轴应力系数;Pi为工作面液压支架对顶煤壁的支撑强度,MPa;φf为底板岩层内摩擦角,°。

煤峪口矿11-12号合并煤层8710工作面平均埋深为340 m,工作面平均煤厚为7.8 m,通过实验室岩石力学实验及矿方提供的相关资料可得:11-12号煤内摩擦角φ=23.4°,摩擦系数f=0.2;工作面前方应力集中系数为2.59,煤体内聚力为1.19 MPa,底板泥岩的内摩擦角为28°,三轴应力系数为2.46,工作面综放支架对煤壁的支撑力为0,8710工作面上覆岩层平均容重取25 kN/m3。将以上参数带入式(1)计算可得,11-12号煤层8710工作面开采对底板最大破坏深度为26.5 m,由此可知,81012运输巷受到上层工作面回采的影响,其围岩的完整性和强度均受到影响。由于8710工作面采动对于底板岩层的损伤破坏,81012运输巷围岩的整体性和强度受到很大影响,巷道自稳能力很差,顶板裂隙发育,两帮煤体强度较低,常规锚梁网支护在顶板层间距很小的情况下难以有效控制巷道变形。

3 81012运输巷围岩控制原理

通过以上分析可知,81012运输巷顶板属于极薄破碎型顶板,两帮为松软破碎煤体,在巷道掘进期间,巷道顶板会在岩层自重的张拉作用下形成松脱层,巷道宽度越大,顶板岩层受拉越为严重,且矩形断面条件下,两帮极易出现片帮、塌帮等现象,因此对81012运输巷断面进行优化,将原设计的矩形断面改为梯形断面,优化后顶板跨度由4 200 mm减小为4 000 mm,降低顶板和两帮的控制难度,也有利于安装梯形棚。81012运输巷围岩特征和支护原理见图3。

3-a 围岩特征

3-b 煤巷强帮护顶控制原理图3 81012运输巷围岩特征和支护原理Fig.3 Surrounding rock characteristics and supporting principle in 81012 transportation roadway

将81012运输巷的断面优化为梯形,根据其围岩特征提出强化帮部减跨稳顶的支护原理,该原理的核心[3-4]为:通过提高巷道两帮的支护强度来提升其支撑上覆岩层的能力,保证两帮煤体的整体性,从而提高顶板支护的刚度,减小煤巷帮部极限平衡区宽度、顶板等效跨度、顶板变形量,使巷道支护结构形成合理耗能机制,提高巷道围岩的整体稳定性。基于该理论提出以强化两帮为主的锚棚、桁架联合支护方式。

4 极近距离下部煤层开采巷道控制技术应用

煤峪口矿81012运输巷与上层采空区间岩层平均厚度为2.6 m,巷道断面优化为梯形,采用锚架棚、桁架联合支护方式,沿14号煤层底板掘进,支护方案如下:

1)梯形棚,梯形钢棚由矿用11号工字钢加工组合而成,上部顶梁长度为4.0 m,两侧棚腿长度为3.5 m,棚腿底部垫块采用尺寸为长×宽×高=300 mm×300 mm×10 mm的正方体钢板,顶梁与棚腿连接处焊制钢板挡块,钢棚排距为900 mm。

2)顶板锚网+桁架支护,顶板锚杆采用Φ22 mm×1 400 mm的左旋无纵筋螺纹钢锚杆,每排三根,沿巷道中心线对称布置,间距为875 mm,锚杆采用规格为K2335和Z2350的树脂药卷各一卷加长锚固,预紧扭矩不小于400 N·m;顶板锚索采用Φ15.24 mm×4 800 mm的预应力钢绞线,锚索布置在巷道的肩角处,间距为3 500 mm,锚索安装时与水平方向的夹角约为30°,锚固剂采用K2335药卷一支和Z2360药卷两支,锚索预紧力不小于200 kN;桁架锚索和锚杆共用一套钢带,钢带为3.8 m长的W型钢带,一带5孔,每排中间3孔为锚杆孔,两外侧孔为桁架锚索孔,锚杆、锚索排距为900 mm,顶板金属网采用Φ8 mm的钢筋加工而成,网孔为边长100 mm的正方形。

3)两帮锚杆支护,两帮锚杆和顶板锚杆规格相同,两帮每排布置4根,靠近底板的锚杆沿水平方向施工,其余3根锚杆均垂直煤壁施工,最上部一排埋管距离顶板400 mm,锚杆间排距为1 000 mm×900 mm,采用由Φ6.5 mm冷拉铁丝编制的菱形金属网护帮。81012运输巷支护详情见图4。

4-a 支护断面图

4-b 顶板支护图4 81012运输巷支护详情Fig.4 Supporting in 81012 transportation roadway

5 现场应用效果

为检验煤峪口矿81012运输巷采用锚架棚、桁架联合支护的围岩控制效果,在81012运输巷掘进和81012工作面回采期间,设立围岩位移观测点[5],整理后结果见图5。

由图5-a所示的现场矿压观测结果可知,81012运输巷掘巷完成后,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm,巷道围岩稳定性良好;由图5-b所示的现场矿压观测结果可知,81012运输服务期间,两帮移近量最大为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm,能够满足工作面正常安全生产的断面需求,取得了良好的支护效果。

5-a 掘进期间

5-b 工作面回采期间图5 围岩位移监测结果Fig.5 Displacement monitoring results of surrounding rocks

6 结论

通过对煤峪口矿81012工作面具体地质和开采技术条件的理论分析和数值计算表明,上层11-12号合并煤层8710工作面回采对底板损伤破坏的深度可达26.5 m,81012运输巷围岩完整性和强度受到很大影响。根据其围岩破坏特征,提出强化帮部减跨稳顶的支护原理,设计采用锚架棚、桁架联合支护方式。现场应用过程中通过围岩位移监测表明,81012运输巷掘进期间,两帮移近量最大为22 mm,顶底板移近量最大为27 mm,工作面回采期间,两帮移近量最大约为350 mm,顶底板移近量最大为415 mm,巷道围岩变形有效的控制在合理的范围内,取得良好的支护效果。