俞宏庆朱春伟宛志红陈 磊

(1.河南焦煤能源有限公司中马村矿,河南省焦作市,454171; 2.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室,安徽省淮南市,232001)

复杂条件下沿空掘巷围岩控制技术研究

俞宏庆1朱春伟1宛志红1陈 磊2

(1.河南焦煤能源有限公司中马村矿,河南省焦作市,454171; 2.安徽理工大学煤矿安全高效开采省部共建教育部重点实验室,安徽省淮南市,232001)

针对中马村矿2333工作面复杂条件下沿空掘巷工程中存在的巷道围岩控制技术难题,进行了大断面沿空掘巷锚索网支护方案设计,并采用UDEC二维数值模拟软件进行模拟验证,结果表明锚网索支护方案可有效减小巷道变形,但是巷道煤柱侧帮变形严重,因而增加实施深浅孔注浆及喷浆工艺对巷道煤柱侧帮进行加固。工程实践表明锚索网支护、巷帮注浆及喷浆方法的联合使用有效控制了巷道变形。

近距离煤层 沿空掘巷 锚索网支护 围岩控制 数值模拟

有些矿区深部煤层中煤层间距较近,而在近距离煤层开采中,存在诸多技术难题。因此需要针对近距离煤层复杂工程地质条件下的沿空掘巷进行支护设计,以保证巷道的安全使用。

1 工程概况

中马村矿2333工作面位于西二采区,开采3＃煤层,工作面南部为已采完的2324和2323工作面,北以设计标高为准,东起西二采区上山,西以F212－1断层为界,2323工作面上部为2324工作面采空区。2333工作面标高－370～－440 m, 2333工作面回风巷设计长度为1250 m,位于2324采空区煤柱下方,2323采空区边界留15 m边界煤柱,工作面回风巷跟顶掘进,巷道断面宽5.2 m、高3.4 m。2333工作面及其相邻采空区空间位置示意图见图1。

2333工作面老顶为砂质泥岩和4＃煤层,砂质泥岩平均厚度为2.8 m,4＃煤层平均厚度为1.8 m,粉末状为主,半暗型;直接顶为砂质泥岩与粉细砂岩互层,平均厚度为7.6 m;直接底为泥岩,平均厚度为7.0 m;老底为砂质泥岩,平均厚度为4.6 m,3＃煤层平均厚度3.2 m。

图1 2333工作面位置示意图

2 巷道支护难点分析及技术对策

2.1 巷道支护难点

(1)2333工作面顶板围岩稳定性差。2333工作面直接顶板为5.6 m的砂泥岩互层结构,成分主要以砂质泥岩为主,其间夹有厚0.2～0.4 m粉细砂岩薄层,且该层垂向裂隙发育,局部岩性破碎。

(2)2333工作面回风巷顶板受上覆2324采空区和相邻2323采空区煤柱支承应力叠加共同作用,回风巷围岩破坏严重。

(3)2333回风巷与2324采空区的局部区域层间距小于6 m,2333回风巷的顶板锚索可能会穿透顶板而导致顶板淋水,而且还可能由于锚索没有着力点,导致顶板岩梁离层整体垮落。

2.2 巷道支护技术对策

(1)2333回风巷设计采用锚杆和锚索联合支护方法。锚杆和锚索均采用组合支护形式锚固,以增大锚杆和锚索的护表面积,减轻单体锚杆或锚索因与围岩局部接触产生的点载荷作用而造成围岩挤压破坏,同时可以有效提高顶板支护的整体性,有利于维护顶板的完整。

(2)由于2333回风巷顶板层间距厚度不同,通过改进顶板锚索的布置方式,使顶板支护结构体形成类似于桁架的斜拉结构,可避免顶板整体垮落。

3 大断面沿空掘巷锚索网支护技术方案

为了保证2333回风巷沿空掘巷的安全,进行了大断面沿空掘巷锚网索支护设计。巷道断面、顶板和两帮的支护参数见图2。

图2 2333回风巷锚索网支护技术

(1)巷道顶板支护参数。顶板采用长2.4 m的16＃槽钢和长5.0 m的W钢带交叉且居中布置,每根槽钢布置3根锚索,且3根锚索垂直顶板布置;W钢带中既安装锚索也安装锚杆,锚索按照2－0布置,锚索靠两头布置,两头各布置1根,与4根锚杆组合,锚索与顶板成80°外扎,锚索规格为ø21.8 mm×6500 mm;W钢带中的锚杆按6－4布置,锚杆间排距940 mm×800 mm,锚杆规格为ø22 mm×2500 mm;顶锚杆锚固长度不得小于1200 mm,安装深度为2450 mm;金属网为8＃镀锌铁丝机械编制,金属网规格为5800 mm×1000 mm,网孔为50 mm×50 mm。

(2)巷道两帮支护参数。巷道高帮(煤柱侧帮)采用1根长2.8 m W钢带搭接1根长1 m W钢带布置,每排布置5根锚杆;低帮(实体煤侧帮)W钢带长2.8 m,每排布置4根锚杆;两侧巷道帮顶和帮底处各有1根锚杆为外扎15°布置,锚杆规格为ø22 mm×2500 mm;另外,高帮(煤柱侧帮)布置1排水平T梁组合锚索,低帮不布置;高帮一排锚索距底板距离为1.5 m;高帮水平锚索由长2.6 m的T型梁搭接连接,巷帮锚索规格为ø21.8 mm×4300 mm。

4 锚索网支护数值模拟分析

4.1 数值模拟模型的构建

以2333回风巷为对象进行锚索网支护参数合理选择数值模拟计算。

模型两侧限制水平方向移动,模型底边限制水平方向和垂直方向移动,模型上表面为应力边界。由于2333工作面标高－370～－440 m,因此模型顶面施加10 MPa载荷用以模拟上覆岩体的自重, 2333回风巷开采模型采用莫尔－库仑(Mohr－Coulomb)准则,计算采用的煤岩层物理力学性质参数以工作面综合钻孔岩性柱状为依据。

模型尺寸500 m×230 m(宽×高),边界煤柱宽度均为100 m。模型包括2个煤层,分别为3＃煤层和4＃煤层,工作面上覆4＃煤层与本工作面的3＃煤层的层间距取值10 m。2333工作面回风巷左侧为2323采空区,煤柱宽度为15 m,其上为2324采空区,采空区边缘与2333工作面回风巷平齐。2323工作面和2324工作面模拟开挖完毕后进行2333回风巷的开挖,2333回风巷巷道断面为5.2 m×3.4 m。开挖后即进行锚网索联合支护,模拟中的支护参数按照现场实际支护参数进行支护。

4.2 模拟结果分析

由于2323工作面和2324工作面的回采改变了原岩应力分布,在工作面周边一定范围处形成应力集中区。2333巷道开挖后,在巷道顶底板及两帮一定范围处,由于应力叠加形成应力集中区,煤柱侧帮垂直应力峰值为29.4 MPa,峰值区距巷道边缘约3.4 m,实体煤侧帮应力峰值为22 MPa,峰值距巷道边缘约3.5 m。

在2333回风巷实体煤侧肩窝和底角处出现部分拉伸破坏,但范围较小,而煤柱侧帮拉伸破坏范围较大,巷道顶板和底板无拉伸破坏,说明锚网索联合支护方案支护效果明显。

由于受到2323工作面和2324工作面回采影响,2333回风巷顶板最大下沉值为104 mm,底板最大底鼓量为289 mm,实体侧帮最大位移值为302 mm,煤柱侧帮最大位移为297 mm。

5 巷道煤柱侧帮加强支护

通过数值模拟分析得知,巷道顶底板变形破坏范围不大,而煤柱侧帮变形范围大,且应力集中程度高,因此需要针对巷道煤柱侧帮进行加强支护,计划采用注浆锚杆实施全长锚固或者采用常规锚杆和常规锚索配合喷注浆加固,以提高煤柱的承载能力。

为了增加2333回风巷围岩稳定,保持2333回风巷断面面积不变,减小巷道变形,并保证2333工作面的安全开采,实施了深浅孔分级注浆及喷浆工艺对2333煤柱侧帮进行加固。深、浅孔分级注浆设计平面图见图3。

图3 深、浅孔分级注浆设计平面图

(1)巷道掘进后对煤柱侧帮采用ø22 mm× 2500 mm中空注浆锚杆按常规锚杆锚固方式进行支护,注浆锚杆间排距800 mm×800 mm,钻孔为ø32 mm,每孔1卷Z2360树脂锚固剂。

(2)喷浆料水泥、黄砂、石子按1∶2∶2的重量配比,水灰比0.45。凝剂用量为水泥重量的5%,水泥采用32.5＃矿碴水泥,喷厚100 mm。

(3)深、浅注浆孔间排距均为1300 mm× 3200 mm,竖直方向布置3个注浆孔,深、浅孔交错布置,均采用2－1三花形布置,浅孔孔深1.5 m,深孔孔深2.5 m,深、浅孔孔径均为42 mm;浅孔注浆管规格为ø26.9 mm×ø12.8 mm× 1000 mm(外径×内径×长度),注浆压力1～2 MPa,注浆稳压时间3～5 min;深孔注浆管规格ø26.9 mm×ø12.8 mm×2000 mm,注浆压力2～3 MPa,注浆稳压时间3～5 min;深、浅孔的注浆液为单液水泥浆,水灰比为1∶1,水泥采用32.5＃矿碴水泥。

6 工程实践检测

为了检验2333回风巷锚网索联合支护及煤柱侧帮深浅孔注浆加固的支护效果,对2333回风巷掘进阶段巷道顶底板及两帮实施了监测,并获得了巷道顶底板及两帮的移近量。监测结果如图4所示。

图4 顶底板与两帮移近速率

图4显示,采用锚网索联合支护及煤柱侧帮深浅孔分级注浆方法对巷道围岩加固后1～3 d巷道顶底板及两帮移近速率较大,巷道顶底板移近速率达到了59 mm/d,巷道两帮移近速率达到了80 mm/d,7 d后巷道顶底板及两帮的移近速率区于平缓。巷道没有出现明显的变形和破坏,矿压显现较缓和。说明锚网索联合支护及煤柱侧帮深浅孔分级注浆加固技术的实施有效控制了2333回风巷的变形。

7 结论

(1)针对复杂条件大断面沿空掘巷巷道支护难题进行了锚索网组合支护设计。

(2)采用UEDC二维数值模拟软件对2333回风巷的支护参数进行了数值模拟分析,选用的支护参数合理,可满足巷道支护需求,支护效果良好。

(3)针对2333回风巷巷道煤柱侧帮变形大、应力集中的特点,采用锚网索加固技术有效控制了2333回风巷的变形,保证了2333回风巷的安全使用。

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(责任编辑 张毅玲)

Research on control technology for surrounding rocks of gob-side entry driving in complex conditions

Yu Hongqing1,Zhu Chunwei1,Wan Zhihong1,Chen Lei2
(1.Zhongmacun Coal Mine,Henan Jiaozuo Coal Energy Co.,Ltd.,Jiaozuo,Henan 454171,China; 2.Key Laboratory of Safe and Effective Coal Mining,Ministry of Education,Anhui University of Science and Technology,Huainan,Anhui 232001,China)

Aimed at the technical problems of roadway surrounding rock control existing in gob-side entry driving engineering with complex conditions in No.2333 working face of Zhongmacun Mine,the anchor net supporting scheme was designed,which was simulated and verified by using numerical simulation software UDEC 2D.The results indicated that the supporting scheme could decrease the deformation of roadway,but the lateral wall of roadway coal pillar deformed seriously,so deep-shallow hole grouting and gunite techniques were carried out to strengthen the lateral wall of roadway coal pillar.The engineering practices showed that the combined application of anchor net supporting and grouting and gunite techniques controlled the roadway deformation effectively.

close distance coal seams,gob-side entry driving,anchor net supporting,surrounding rock control,numerical simulation

TD323

A

俞宏庆(1965－),男,河南博爱人,1990年7月毕业于焦作矿业学院矿井建设专业,高级工程师,现任中马村矿矿长。