沿空掘巷

沿空掘巷窄煤柱宽度设计文学宽研究员煤炭科学研究总院联系电话：136815694251.沿空掘巷窄煤柱技术概述沿空掘巷是我国煤矿回采巷道布置和维护的一种技术，即在上区段工作面回采稳定以后，沿上区段采空区边缘留窄煤柱掘进本区段工作面回采巷道。回采巷道围岩的稳定性主要取决于围岩强度、应力状况及支护与围岩的相互作用关系。在沿空掘巷围岩强度、支护与围岩的相互作用关系一定的情况下，应力状况是决定其围岩稳定性的主要因素；因此，只有充分掌握沿空掘巷围岩应力情况，才能更好地确定窄煤柱合理宽度，以保证巷道围岩稳定。柏建彪等通过数值计算分析确定合理的窄煤柱宽度为：软煤4~5m，中硬煤3~4m；华心祝等建立孤岛工作面沿空掘巷基本顶的力学模型，并运用数值计算得出孤岛工作面沿空掘巷应力集中系数是普通工作面沿空掘巷的1.5倍；陆士良等在分析研究200余条巷道实例的基础上，得出护巷煤柱宽度与巷道围岩变形的普遍关系表达式；张东升等创造性地提出以矸石为骨料预筑人造帮置换窄煤柱的二步骤沿空掘巷新技术；本设计主要根据上区段采区侧向支承应力分布规律，确定出沿空掘巷窄煤柱宽度。1.2.沿空掘巷煤柱宽度的确定原则煤柱宽度选取是否合理也将关系到巷道是否能够保持稳定性的主要因素之一,合理的煤柱宽度应满足以下原则:(1)锚杆可施工和保证锚杆锚固效果在采用锚杆支护时,煤柱宽度至少应保证锚杆与围岩体形成稳定的承载结构体,保证锚杆锚固端位于力学性质较好的煤层中,使锚杆充分发挥其作用。(2)巷道处于低应力环境当上区段工作面在回采过程中,在采空侧煤体中将形成高低不等的支承应力分布区。当巷道开掘在位于应力相对较低的区域时,对巷道及其煤柱的稳定极为有利,因此,在实际条件允许的情况下,为避免高支承压力的影响,应尽量在应力降低区开挖巷道。(3)提高煤炭回收率减少煤柱损失,最大程度地提高煤炭的回收率。(4)煤柱内部有稳定的区域3.沿空掘进巷道布置沿空掘进巷道为3104工作面轨道巷，如图1。3104轨道巷位于三一采区回风巷北，西面紧邻3102回采工作面，东面为3104胶带巷，该工作面呈南北布置；所采煤层为山西组中下部3#煤层，平均埋深400m，平均厚度6m，煤层倾角一般小于10；3104工作面轨道巷总长1482m，开口位置在3102回风巷、三一采区胶带巷向里366m位置处，在900m位置处有直径约70m的陷落柱。为优化采区巷道布置，提高采出率，3104轨道巷推进至该陷落柱处，采用沿空掘巷。4.煤层顶板岩性及力学参数3#煤层顶板岩性及力学参数详见表1。表1各岩层力学参数5.沿空掘进巷道窄煤柱宽度的确定5.1采空区侧向支承应力分布规律工作面回采时上覆岩层尤其是基本顶的断裂、回转和滑移加剧，造成的动压载荷主要由工作面前方(沿空巷道实体煤帮)煤体、采空区煤矸石和窄煤柱承担，即所谓的“压力拱”，见图2。拱的一个支撑点在工作面前方煤体内，形成前拱脚B，而另一个支撑点在采空区己垮落的矸石或采空区的充填体上，形成后拱脚A。。S2L1S1ACB由于工作面前方煤体B和采空区煤矸石A具有较大的承载能力，窄煤柱的承载能力较小，所以上覆岩层断裂、回转和滑移形成的“压力拱”是决定窄煤柱稳定的关键因素；随着上覆岩层的逐渐稳定，在残余应力的影响下，窄煤柱煤体变形渐趋稳定。根据理论计算和实测:采空区侧向支承压力分为应力降低区、应力升高区和原岩应力区，当巷道位于应力降低区时，窄煤柱沿空掘巷围岩应力状况得到很大改善，巷道变形量减小，围岩稳定性较好，所以应将巷道布置在应力降低区。3102工作面回采后侧向支承压力分布规律如图3。由图3可知：上区段工作面回采后，1~3m范围内，垂直应力由1.2MPa急剧增大至8.6MPa；3~6m垂直应力增幅不大，远小于1~3m段增幅，且应力值小于原岩应力；6~11m垂直应力由9.2MPa急剧增加到15.8MPa，达到垂直应力峰值，应力集中系数为1.7左右；11~22m垂直应力由应力峰值下降至10.6MPa；22~35m垂直应力缓慢下降并趋于稳定；35m以外区域进入原岩应力区。因此，距上区段采空区0~7m是应力降低区，7~35m是应力增高区，35m以外处于原岩应力区。沿空掘巷应布置在应力降低区或原岩应力区，而布置在原岩应力区段煤柱浪费较大，因此沿空掘巷应布置在距上区段采空区0~7m范围。5.2.位移场分布与煤柱宽度的关系沿空掘巷围岩水平位移峰值和煤柱宽度的关系，如图8所示。分析可知：沿空掘巷均会使煤柱向采空区侧和巷道内产生位移，且引起的煤柱向巷道内的位移普遍大于向采空区侧位移。(1)向采空区侧水平位移煤柱宽度为3~5m时，煤柱向采空区侧水平位移峰值由22mm增大到30mm，呈线性增长趋势；煤柱宽度为5~7m时，向采空区侧水平位移急剧下降，大于7m后下降趋势放缓，煤柱宽度大于5m后向采空区侧水平位移呈指数型下降趋势，下降幅度逐渐放缓。(2)向巷道方向水平位移煤柱宽度由3m增大到10m时煤柱向巷道侧水平位移峰值可分为3个阶段：3~4m范围，煤柱向巷道内水平位移急剧增加，由33.6mm增大到50.8mm，增长幅度大；4~7m范围，水平位移峰值由50.8mm增大到68.5mm，呈线性增长，增长幅度较上一范围明显放缓；7~10m范围，增长幅度又变大。综合以上分析，从煤柱内水平位移场分析，考虑合理煤柱宽度为5~7m。5.3.巷道围岩变形与煤柱宽度的关系窄煤柱宽度与巷道围岩变形关系如图9所示。由图9，煤柱宽度对巷道围岩变形的影响如下：(1)顶板下沉巷道顶板下沉量随煤柱宽度增大而不断变化，煤柱宽度为3~4m时，顶板下沉量随着煤柱宽度的增大而增大，但下沉量较小，从104.6mm增加到136.8mm；煤柱宽度为5~6m时，顶板下沉量随着煤柱宽度的增大而急速增加，顶板下沉量从145.6mm突增至185.8mm，增长幅度为27.6%；煤柱宽度为7~10m时，顶板下沉量随着煤柱宽度的增加先是增加后减小，但变化不大，只从194.3mm增加至220.6mm后减小至199.0mm，顶板变形基本稳定。(2)实体煤帮移近实体煤帮移近量随煤柱宽度增大而不断变化。煤柱宽度为3~5m时，实体煤帮移近量随着煤柱宽度的增大而缓慢增大，但移近量较小，从84.1mm增加到87.1mm；煤柱宽度为6m时，实体煤帮移近量随着煤柱宽度的增大而急速增加，顶板下沉量从5m时的87.1mm突增至115.1mm，增长幅度为32.1%；煤柱宽度为7~10m时，顶板下沉量随着煤柱宽度的增加而减小，但变化不大，从114.7mm减小至111.5mm，实体煤帮变形基本稳定。因此，不同窄煤柱宽度对沿空掘巷的顶板下沉和实体煤帮的影响很大，对底鼓的影响相对较小。从巷道围岩变形分析，考虑合理煤柱宽度为5~6m。5.4.窄煤柱宽度的计算3104工作面沿空掘巷窄煤柱两侧分别是3102工作面采空区和3104轨道巷。根据极限平衡理论，窄煤柱合理宽度计算如式(1)，具体如图2所示。式中：B为煤柱宽度，m；X1为工作面开采后在采空侧煤体中产生的塑性区宽度，m，其值按式(2)计算；X3为锚杆有效长度，取1.2m；X2为考虑煤层厚度较大而增加的煤柱稳定系数，按(X1+X3)(30%~50%)计算。(1)式中：m为煤层采厚，取6.0m；A为侧压系数，A=μ/(1-μ)，泊松比μ=0.17，则A=0.21；φ0为煤层界面的内摩擦角，20°；C0为煤层界面的黏结力，1.2MPa；K为应力集中系数，取1.7；γ为岩层平均容重，25kN/m3(计算时应换算为国际单位0.025)；H为巷道埋深，400m；pZ为锚杆支护对煤帮提供的支护阻力，0.25MPa。根据以上条件进行估算，得到X1=2.54m，X2=1.21~1.87m，由此可以得出B=4.86~5.61m。5.5.窄煤柱的合理宽度确定综合窄煤柱宽度的设计原则、理论计算和数值分析，窄煤柱宽度为5~6m时，不但煤柱内存在弹性稳定区，零位移区域相对较大，巷道围岩变形量也较小，同时根据最小煤炭损失原则。为了使锚杆的锚固段能够安设在稳定的煤体中，最终确定煤柱宽度为5.0m。6.沿空掘进窄煤柱巷道矿压显现规律3104轨道巷沿空掘巷掘巷期间布置6个测点，其中宽煤柱段3个测点、窄煤柱段3个测点，对现场矿压观测数据进行系统整理，得到煤柱段巷道顶底板和两帮围岩变形曲线，具体如图10所示。由图10分析可知，巷道矿压显现有如下规律：(1)围岩变形速度在掘进变形期间，宽煤柱段巷道顶底板变形平均速度明显大于窄煤柱段巷道，两帮平均变形速度相当，这说明窄煤柱布置时巷道处于应力降低区，利于巷道稳定。在掘进稳定期，宽煤柱段顶底板平均移近量稍大于窄煤柱巷道，但是两帮平均移近量远小于窄煤柱段，说明窄煤柱受到塑性破坏，承载能力降低，两帮持续变形，并且窄煤柱沿空掘巷顶板主要靠实体煤支承。(2)围岩稳定过程巷道掘进后围岩稳定过程是一个动态的过程直至平衡状态。掘进后的巷道围岩变形速度并不是一直减小的，而是随着时间逐渐波动，但是波动幅度逐渐减小、直至稳定。与宽煤柱段比较，窄煤柱沿空掘巷波动幅度较小，稳定过程更快。(3)巷道掘进稳定期巷道围岩日平均变形量小于2mm/d即可认为巷道进入稳定期。宽煤柱段围岩稳定期最小20d，最大30d；窄煤柱段围岩稳定期最小10d，最大21d。因此窄煤柱沿空掘巷围岩掘进稳定所需时间短，围岩能更快地稳定。7.沿空掘进巷道的支护技术大同四台矿51215回风巷宽度为3.8ｍ，高度为2.7ｍ，煤层平均厚度2.43m。坚硬顶板条件下留６ｍ小煤柱沿空掘巷优化支护参数，有效控制巷道变形，保证巷道有效使用面积满足工作面生产要求。7.1.顶板支护直径22ｍｍ、长2200ｍｍ高强无纵筋左旋螺纹钢锚杆，间排距850×800（ｍｍ），每排５根锚杆。采用树脂药卷加长锚固，配合钢筋梯子梁和菱形金属网支护。锚索为直径21.8ｍｍ、长6000ｍｍ的钢绞线，间排距为1600×1600（ｍｍ），按２－３－２布置。7.2.两帮支护直径22ｍｍ、长2200ｍｍ高强无纵筋左旋螺纹钢锚杆，间排距为700×800（ｍｍ），每排４根锚杆，树脂药卷加长锚固。配合钢筋梯子梁和菱形金属网支护。巷道支护断面如图４所示。7.3.支护效果观测(1)掘进期间巷道掘进１～4d内围岩运动剧烈，5～7ｄ后，巷道围岩运动速率逐渐减小并趋于稳定，直到受本工作面回采影响之前。巷道两帮最大变形速率为12ｍｍ／ｄ，两帮最大移近量达到37ｍｍ，其中实体煤帮移近量为15ｍｍ，占巷道两帮最大移近量的40.5％；沿空煤帮移近量为22ｍｍ，占巷道两帮最大移近量的相对移近量的59.5％。顶板最大变形速率为9ｍｍ／ｄ。巷道顶底最大移近量达到23ｍｍ，其中顶板下沉量为8ｍｍ，底鼓量为15ｍｍ。巷道顶板整体离层量最大为4ｍｍ，变化不明显，无异常变形出现，如图５所示。(2)回采期间工作面支承压力超前影响范围距工作面煤壁约为45ｍ，其中24ｍ以内为支承压力影响增高区。在支承压力影响增高区内，两帮变形量较为严重，沿空煤帮最大移近量达到185ｍｍ，占巷道两帮最大移近量的相对移近量的63.7％。巷道顶底最大移近量达到250ｍｍ。其中顶板下沉量为65ｍｍ，底鼓量为185ｍｍ，如图６所示。(3)支护效果分析由于顶板围岩强度较煤体强度大很多，使得顶板下沉量小，反而以底鼓现象较为明显。但由于巷道两帮及顶板均采用高强度螺纹钢锚杆加钢筋梯子梁并配合金属网进行支护，使得巷道断面形成整体受力，总体变形在可控范围之内，巷道有效使用面积符合标准满足工作面生产，如图７所示。8.采空区侧向支承应力分布规律及窄煤柱宽度计算实例(1)潞安漳村矿采空区侧向支承应力分布规律为获得2202面倾向支承压力分布特征,在运输巷两侧煤帮安设了多个钻孔应力计,为实测倾向支承压力在回采期间的变化情况。共布置5个测站,一个测站安装8个钻孔应力计,间距为12m,对现场监测数据整理如图5-4所示。由图5-4可知,2202面回采后沿工作面倾斜方向,支承压力在一定范围内整体呈现增大的趋势,然后减小最终并趋于稳定。巷帮侧O-7m内为应力降低区,应力集中系数范围由0.26上升到0.98;巷帮侧7-15m内为为应力升高区,应力集