留窄煤柱沿空掘巷快速掘進(jìn)技術(shù)

挖掘道路是沿采空區(qū)邊緣挖掘道路。上下段之間沒有煤柱，留下3.5m寬的擋土，堵塞水流，堵塞采空區(qū)有害氣體的絕緣煤柱。沿空掘巷通過不留或只留很窄的煤柱,降低了煤炭資源損失,減少了區(qū)段平巷之間的聯(lián)絡(luò)巷,特別是減少了巷道維護(hù)工程量,甚至基本上不需要維修。國內(nèi)外對(duì)于淺部開采、架棚支護(hù)、薄及中厚煤層巷道的研究表明,留窄煤柱沿空掘巷不僅掘巷期間圍巖變形強(qiáng)烈,在巷道開挖后仍持續(xù)變形,無論掘進(jìn)期間還是工作面采動(dòng)影響期間,巷道圍巖變形量要比完全沿空掘巷大一倍以上;巷道變形主要源于窄煤柱,窄煤柱不僅對(duì)巷道頂板起不到支撐作用,反而使巷道實(shí)際跨度和懸頂距增加,對(duì)巷道維護(hù)極不利;窄煤柱大多已經(jīng)壓裂,甚至坍塌,造成采空區(qū)有害氣體滲漏。目前,隨著開采深度的增加、綜合機(jī)械化采煤方法的廣泛應(yīng)用和高強(qiáng)度錨桿支護(hù)技術(shù)的普及,留窄煤柱沿空掘巷在我國很多礦區(qū)已成功應(yīng)用,開展對(duì)窄煤柱護(hù)巷穩(wěn)定性分析具有重要意義。1沿空留下狹窄的挖掘線穩(wěn)定理論1.1窄煤柱沿空掘巷技術(shù)留窄煤柱沿空掘巷實(shí)際上就是沿著工作面采空區(qū)邊緣留窄煤柱(1~6m)掘進(jìn)巷道。其圍巖控制的中心思想基于“巷道布置在采空區(qū)側(cè)的低應(yīng)力區(qū),同時(shí)窄煤柱有一定的自承能力”。窄煤柱沿空掘巷技術(shù)的關(guān)鍵是煤柱寬度的合理確定。必須找到一個(gè)合理的寬度,使其既能保證巷道支護(hù)體載荷小,又能使巷道圍巖完整,從而使煤炭損失最小化。但是根據(jù)極限平衡理論可知,當(dāng)煤柱過窄時(shí),由于煤柱兩側(cè)破碎區(qū)的存在,煤柱內(nèi)部將全部處于破碎區(qū)和塑性區(qū),從而失去穩(wěn)定性和承載能力。因此,煤柱中部一定要有一定尺寸的穩(wěn)定核區(qū),從而保證窄煤柱的穩(wěn)定支撐。1.2上跨槽區(qū)b煤柱管錨桿最通過理論數(shù)學(xué)公式對(duì)窄煤柱寬度進(jìn)行計(jì)算,可以初步確定最小合理窄煤柱寬度。根據(jù)極限平衡理論研究可知,合理的煤柱最小寬度式中:B為合理的煤柱最小寬度,m;b1為上區(qū)段工作面開采在下區(qū)段沿空掘巷窄煤柱中產(chǎn)生的破碎區(qū)寬度,m;b2為巷道窄煤柱幫錨桿有效長(zhǎng)度,m;b3為考慮煤層厚度而增加的煤柱穩(wěn)定性系數(shù),b3=0.2(b1+b2);m為上下區(qū)段平巷高度,m;A為測(cè)壓系數(shù),A=uf06d/(1-uf06d);uf06d為泊松比,uf06d=0.33;uf0660為煤體的內(nèi)摩擦角,(°);C0為煤體的黏聚力,MPa;k為應(yīng)力集中系數(shù),k=3.0;uf067為巖層平均容重,kN/m3;H為巷道埋藏深度,m;Px為對(duì)煤幫的支護(hù)阻力,kN。通過理論計(jì)算出來的窄煤柱寬度,可以用于檢驗(yàn)校核數(shù)值模擬的結(jié)果?？紤]到李村礦6305軌道巷實(shí)際地質(zhì)條件和現(xiàn)場(chǎng)支護(hù)情況,通過式(1)進(jìn)行理論計(jì)算,得知理論合理的煤柱最小寬度B為4.7m左右。2數(shù)值模擬分析2.1巷道、采空區(qū)設(shè)置李村礦主采6號(hào)煤層賦存于太原組下段中部,煤層厚度為6m,厚度變化不大,頂板為泥巖與細(xì)粒砂巖,底板為砂質(zhì)泥巖與細(xì)粒砂巖。其中6305軌道巷位于三一采區(qū)回風(fēng)巷北,西面緊鄰6303回采工作面,東面為6305輸送帶巷,該工作面呈南北布置。為了優(yōu)化采區(qū)巷道布置,提高煤炭采出率,6305軌道巷推進(jìn)至一半左右時(shí),采用沿空掘巷留窄煤柱護(hù)巷進(jìn)行工業(yè)性試驗(yàn),試驗(yàn)設(shè)計(jì)巷道布置如圖1所示。在6303工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力作用下,窄煤柱段會(huì)發(fā)生裂隙發(fā)育與破碎。根據(jù)其賦存狀態(tài),采用有限元數(shù)值計(jì)算程序FLAC3D進(jìn)行數(shù)值模擬計(jì)算,通過計(jì)算結(jié)果分析窄煤柱的穩(wěn)定性,從而進(jìn)一步確定合理的窄煤柱寬度。2.2數(shù)值模擬結(jié)果為了分析6303工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力對(duì)6305軌道巷變形的影響,確定合理的窄煤柱尺寸,在此采用大型有限差分元軟件FLAC3D進(jìn)行數(shù)值模擬。計(jì)算模型的范圍為160m×80m×46m(長(zhǎng)×寬×高),共分為110400個(gè)單元,118017個(gè)節(jié)點(diǎn)。該模型側(cè)面限制水平移動(dòng),底部固定,模型上表面為應(yīng)力邊界,施加9.75MPa的載荷,以模擬上覆巖體的自重邊界;水平方向的側(cè)應(yīng)力系數(shù)取值1.2,載荷大小為11.7MPa,材料符合Mohr-Coulomb模型。建立的模型如圖2所示,巖石材料力學(xué)參數(shù)如表1所列。6305軌道巷窄煤柱數(shù)值模擬采用的巷道為4.0m×3.1m(寬×高),其基本支護(hù)參數(shù)如圖3所示。錨桿預(yù)緊力對(duì)控制圍巖變形起重要作用,是錨桿支護(hù)中的關(guān)鍵因素。只有采用高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù),才能實(shí)現(xiàn)真正的主動(dòng)支護(hù),充分發(fā)揮錨桿支護(hù)的作用。在不考慮圍巖自重應(yīng)力條件下,分別對(duì)錨桿預(yù)緊力為10、20、30、40kN下圍巖的變形情況進(jìn)行分析比較,結(jié)果如圖4所示。從圖4可以看出,預(yù)緊力為30kN時(shí),能有效地控制圍巖變形,因此錨桿預(yù)緊力采用30kN。頂幫錨桿均采用uf066=20mm、L=2400mm的左旋螺紋鋼錨桿。根據(jù)地質(zhì)條件,錨桿布置采用554(窄煤柱幫錨桿數(shù)、頂板錨桿數(shù)和實(shí)體煤幫錨桿數(shù)),頂錨桿和幫錨桿排距均為800mm,頂錨桿間距為900mm,窄煤柱幫錨桿間距為700mm,實(shí)體煤幫錨桿間距為800mm。頂幫采用2根uf066=17.8mm、L=7300mm的錨索,錨索間距為1600mm,排距為2400mm。在FLAC3D中進(jìn)行錨索支護(hù)的命令是installcablesupport,在運(yùn)行該命令之前,采用rest命令到各個(gè)開挖時(shí)期觀察歷史記錄項(xiàng)。該模型在三期開挖時(shí)發(fā)生垮塌,因此在二期開挖狀態(tài)進(jìn)行錨索加固支護(hù)。經(jīng)過支護(hù)處理,運(yùn)行程序發(fā)現(xiàn)開挖邊坡已經(jīng)穩(wěn)定,不再發(fā)生垮塌現(xiàn)象。2.3在智能設(shè)備上的變形影響窄煤柱穩(wěn)定性的因素有煤層力學(xué)參數(shù)、煤柱寬度及錨桿支護(hù)強(qiáng)度等,考慮基本頂弧形三角結(jié)構(gòu)形成后掘巷,窄煤柱在弧形三角結(jié)構(gòu)給定變形作用下發(fā)生變形和破壞。結(jié)合李村煤礦地質(zhì)條件,在給定支護(hù)條件和圍巖力學(xué)參數(shù)條件下,只考慮煤柱寬度的影響,在此計(jì)算了8種留設(shè)窄煤柱方案,如表2所列。2.3.1flac3分析合理確定合理的窄煤柱寬度,使其與地面垂直應(yīng)力分布自為了確定合理的窄煤柱寬度,首先分析掘進(jìn)期間不同寬度窄煤柱條件下,窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力場(chǎng)的分布情況(取巷道周圍10m內(nèi)圍巖應(yīng)力場(chǎng)為研究對(duì)象)。通過FLAC3D軟件數(shù)值模擬,可以得到掘進(jìn)期間窄煤柱寬度方向的垂直應(yīng)力分布情況,匯總分析數(shù)據(jù)如圖5所示。從圖5可以看出:(1)隨著窄煤柱寬度的增大,窄煤柱垂直應(yīng)力峰值不斷增大;(2)煤柱寬度從3m增大到10m,窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布由近似三角形向梯形過渡,窄煤柱寬度為5~6m時(shí),窄煤柱內(nèi)存在穩(wěn)定區(qū)域;(3)窄煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力峰值位置基本不變,大約在距采空區(qū)1~2m位置。2.3.2窄煤柱水平位移場(chǎng)分析為了確定合理的窄煤柱寬度,對(duì)掘進(jìn)期間不同窄煤柱條件下,窄煤柱內(nèi)水平位移場(chǎng)分布情況進(jìn)行研究(同樣取巷道周圍10m內(nèi)圍巖水平位移場(chǎng)為研究對(duì)象)。通過FLAC3D軟件數(shù)值模擬,可以得到掘進(jìn)期間窄煤柱水平位移場(chǎng)數(shù)據(jù)分布情況,匯總分析數(shù)據(jù)如圖6所示。從圖6可以看出:(1)當(dāng)窄煤柱寬度較小時(shí)(3~5m),向采空區(qū)側(cè)的水平位移隨煤柱寬度增大而增大,窄煤柱寬度大于5m后,煤柱向采空區(qū)側(cè)的位移隨煤柱寬度增大而減小;(2)向巷道方向,窄煤柱寬度從3m增加到4m時(shí),煤柱向巷道方向位移急劇增加,大于4m后增長(zhǎng)放緩;(3)當(dāng)窄煤柱寬度為3~4m時(shí),煤柱中部急劇變化,基本沒有穩(wěn)定部位,當(dāng)窄煤柱寬度為5~6m時(shí),中部位移穩(wěn)定并且較小,煤柱寬度大于6m后,雖然中部存在穩(wěn)定部位,但是不如5~6m時(shí)穩(wěn)定度高。2.3.3窄煤柱寬度與煤柱變形規(guī)律的關(guān)系從不同寬度窄煤柱的應(yīng)力場(chǎng)與位移場(chǎng)分布特征來看,煤柱寬度影響巷道圍巖應(yīng)力狀態(tài)與圍巖位移場(chǎng)分布。煤柱對(duì)巷道圍巖變形的作用隨煤柱寬度的變化而變化。為近一步確定合理的窄煤柱寬度,對(duì)巷道圍巖變形與煤柱寬度的關(guān)系進(jìn)行研究,其結(jié)果如表2所列。把表2數(shù)據(jù)轉(zhuǎn)化成如圖7所示的圖形,可以看出,沿空掘巷煤柱寬度與巷道變形規(guī)律的關(guān)系為:(1)窄煤柱寬度為3~5m時(shí),窄煤柱內(nèi)存在穩(wěn)定區(qū)域且水平位移較小;(2)窄煤柱寬度為6m時(shí),窄煤柱沿空掘巷巷道表面位移急劇增大;(3)窄煤柱寬度為7~10m時(shí),窄煤柱幫移近量和頂板下沉量均比較大,但基本穩(wěn)定。因此,綜合考慮各因素的影響,確定合理的窄煤柱寬度為3~5m。3巷道圍巖變形特征分析在6303工作面采空區(qū)上覆巖層穩(wěn)定后,對(duì)6305軌道巷進(jìn)行定期監(jiān)測(cè),從而確定留設(shè)寬度為5m的窄煤柱護(hù)巷模擬方案的合理性。在寬煤柱和窄煤柱處各設(shè)置3個(gè)測(cè)站監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù),監(jiān)測(cè)2個(gè)月內(nèi)巷道頂?shù)装搴蛢蓭偷囊平?結(jié)果如圖8、9所示。分析圖8、9可知,在掘進(jìn)期間,寬煤柱處掘進(jìn)影響期最大45d,最小10d,窄煤柱處掘進(jìn)影響期最大25d,最小20d?？梢娋蜻M(jìn)影響期比較短,圍巖變形能在短時(shí)間內(nèi)趨于穩(wěn)定。巷道穩(wěn)定過程中,寬煤柱處兩幫最大移近速度為30mm/d,最小為-5mm/d;窄煤柱處兩幫最大移近速度為20mm/d,最小為0mm/d?？芍獙捗褐巸蓭妥冃嗡俣鹊牟▌?dòng)幅度明顯大于窄煤柱處。對(duì)于圍巖變形量,寬煤柱處兩幫最大移近量為90mm,最小為48mm,頂?shù)装遄畲笠平繛?6mm,最小為17mm;窄煤柱處兩幫最大移近量為138mm,最小為68mm,頂?shù)装遄畲笠平繛?6mm,最小為26mm?？梢妵鷰r變形情況比較小,支護(hù)效果理想。4運(yùn)輸平巷與4003工作面之間的窄煤柱寬度窄煤柱是沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性分析的一個(gè)重要組成部分,其穩(wěn)定性對(duì)沿空掘巷的穩(wěn)定性有著重大的影響,采用錨桿支護(hù)時(shí),窄煤柱寬度應(yīng)該滿足以下2個(gè)原則:(1)巷道處于應(yīng)力降低區(qū)。根據(jù)前面所分析的煤柱留設(shè)原則,應(yīng)使巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。所以6303運(yùn)輸平巷與6303工作面之間留設(shè)的煤柱寬度應(yīng)當(dāng)小于6m。(2)窄煤柱內(nèi)部要有穩(wěn)定的區(qū)域。應(yīng)將錨桿錨固在破碎區(qū)外的穩(wěn)定煤體中,當(dāng)留設(shè)3m煤柱時(shí),煤柱破碎,巷道移近量較大,并且垂直應(yīng)力峰值大于4~5m煤柱時(shí)的垂直應(yīng)力峰值。由分析可知,窄煤柱寬度為3~5m時(shí),窄煤柱內(nèi)垂