楊朝霞,趙明霞
(1.陽(yáng)泉煤業(yè)集團(tuán)二礦,山西 陽(yáng)泉 045000;2.山西工程技術(shù)學(xué)院,山西 陽(yáng)泉 045000)
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孤島工作面小煤柱掘巷圍巖綜合控制技術(shù)研究
楊朝霞1,趙明霞2
(1.陽(yáng)泉煤業(yè)集團(tuán)二礦,山西 陽(yáng)泉 045000;2.山西工程技術(shù)學(xué)院,山西 陽(yáng)泉 045000)
針對(duì)陽(yáng)煤二礦埋深大、煤柱護(hù)巷效果差、支護(hù)成本高及維護(hù)難度大的特點(diǎn),基于孤島工作面80509回風(fēng)巷圍巖工程環(huán)境特征,分析巷道變形破壞機(jī)制,綜合采用理論分析、數(shù)值模擬及工程實(shí)踐,確定了合理煤柱尺寸為5.5 m,并提出了該類巷道的控制對(duì)策。
孤島工作面;小煤柱掘巷;綜合控制技術(shù)
80509工作面屬于孤島工作面,80509回風(fēng)巷沿80508采空側(cè)布置,相鄰內(nèi)錯(cuò)巷與回風(fēng)巷煤柱寬度16 m~26 m,巷道所在水平為470水平,地面標(biāo)高1 066 m~1 123 m,工作面標(biāo)高為520 m~565 m,巷道埋深約600 m,巷道斷面為矩形,寬度4.0 m,高度2.8 m,巷道沿15號(hào)煤層底板掘進(jìn)。15#煤層傾角平均為5°,賦存穩(wěn)定。煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜,普遍含夾石2層,距頂板0.3 m左右的八寸石,厚約0.1 m;距底板2.4 m的驢石,厚約0.1 m,煤層總厚6.32 m,煤層結(jié)構(gòu)為0.3(0.25)3.48(0.1)2.4 m。
2.1 巷道變形破壞內(nèi)因
1) 綜合應(yīng)力場(chǎng)高。巷道埋深600 m,垂直應(yīng)力在15 MPa,原巖應(yīng)力水平高,加上水平采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力集中的影響及本工作面的采動(dòng)應(yīng)力影響,造成巷道所處的圍巖綜合應(yīng)力水平高,對(duì)一般的綜放工作面而言,煤層開(kāi)采引起的采動(dòng)應(yīng)力是原巖應(yīng)力的2倍~5倍,在采動(dòng)劇烈影響期間,綜合應(yīng)力值水平遠(yuǎn)高于巷道圍巖強(qiáng)度。
2) 煤層的力學(xué)性質(zhì)差。煤巖體強(qiáng)度與圍巖應(yīng)力比差距大是巷道產(chǎn)生較大變形的主要因素之一,煤及底板泥巖強(qiáng)度過(guò)低,是造成巷道兩幫和底鼓的根本影響因素。
3) 煤層完整性差,受裂隙、夾矸等的影響,煤體裂隙發(fā)育。
2.2 巷道變形破壞外因
1) 頂板支護(hù)結(jié)構(gòu)不合理
頂板賦存有3.8 m厚軟弱煤體,原支護(hù)方案主要采用間排距為800 mm錨索,不能有效約束松散的頂煤,使其形成整體。受劇烈采動(dòng)影響范圍內(nèi),每排5根錨索一般有3根被拉斷,造成控制范圍內(nèi)的頂煤漏空,錨索幾乎全部失效,巷道發(fā)生大變形和破壞。
2) 頂幫支護(hù)不協(xié)調(diào)
巷道頂板采用全錨索支護(hù)與兩幫采用圓鋼錨桿支護(hù)不匹配,圓鋼錨桿屈服強(qiáng)度為235 MPa,桿體承載力過(guò)低,且巷道支護(hù)初期圓鋼錨桿不能施加較高的預(yù)緊力,無(wú)法有效控制兩幫變形,且造成頂板和兩幫支護(hù)強(qiáng)度與剛度的不協(xié)調(diào),兩幫成為支護(hù)的薄弱部位。
3) 錨桿與錨索的錨固方式不合理
錨桿和錨索在軟弱松散的煤巖體中錨固性能較差,錨固長(zhǎng)度過(guò)短無(wú)法提供足夠的錨固力,錨桿與錨索的錨固力要與其承載力相匹配。原支護(hù)方案中錨桿、錨索錨固長(zhǎng)度均為1.0 m,錨索錨固長(zhǎng)度不合理,造成錨索錨固低,無(wú)法發(fā)揮錨索強(qiáng)支護(hù)作用。
沿采空區(qū)掘進(jìn)巷道合理煤柱尺寸應(yīng)是在煤柱不出現(xiàn)裂隙、不向采空區(qū)漏風(fēng)、不誘發(fā)自燃、有一定的承載能力并能滿足回采需要的最小煤柱尺寸。
3.1 理論研究[1-3]
依據(jù)極限平衡理論可知,合理的最小煤柱寬度見(jiàn)式(1)。
B=x1+x2+x3
(1)
式中,x1為因上區(qū)段工作面開(kāi)采而在下區(qū)段沿空掘巷窄煤柱中產(chǎn)生的破碎區(qū),計(jì)算公式見(jiàn)式(2);x2為窄煤柱一幫錨桿有效長(zhǎng)度;x3為考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定性系數(shù),按0.2(x1+x2)計(jì)算。
(2)
式中:m為煤層采厚,m;A為側(cè)壓系數(shù);φ0為煤層界面的內(nèi)摩擦角,(°);C0為煤層界面的黏聚力,N;k為應(yīng)力集中系數(shù);γ為巖層平均容重,N;H為巷道埋深,m;Px為對(duì)煤幫的支護(hù)阻力,kg/m3。因上區(qū)段采空區(qū)側(cè)采用錨桿支護(hù)。
根據(jù)經(jīng)過(guò)計(jì)算初步計(jì)算,可得到孤島工作面80509回風(fēng)巷沿空掘巷的理論上合理的煤柱寬度為5.31 m。
3.2 數(shù)值模擬分析
利用UDEC3.0數(shù)值模擬軟件分析80507工作面開(kāi)采后采空區(qū)側(cè)向的圍巖應(yīng)力分布狀況,建模時(shí)在巖層內(nèi)的巷道頂板層位設(shè)置了監(jiān)測(cè)線,巷道頂板層位應(yīng)力分布狀況。工作面采完后,側(cè)向垂直應(yīng)力的集中系數(shù)為2.58;側(cè)向水平應(yīng)力的集中系數(shù)為1.63。應(yīng)力峰值位置在煤體內(nèi)13 m左右,且工作面采后在采空區(qū)煤體邊緣形成了減壓區(qū)。
數(shù)值計(jì)算結(jié)果表明,80509回風(fēng)巷道煤柱寬度在4 m~6 m是較為合適的。結(jié)合工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn)與理論計(jì)算,最終確定煤柱寬度為5.5 m。
4.1 控制對(duì)策
1) 高性能錨桿與短錨索支護(hù)技術(shù)
高性能成套錨桿材料包括高性能桿體、高強(qiáng)度托板及與錨桿配套的一體化安裝的扭矩螺母、減摩墊片等。
2) 預(yù)拉力鋼鉸線桁架技術(shù)
針對(duì)沿空掘巷的圍巖支護(hù)點(diǎn),采用鋼絞線預(yù)應(yīng)力桁架技術(shù),桁架與錨索配合使用。
3) 注漿加固技術(shù)
由于小煤柱承載能力較低,采空區(qū)側(cè)向采動(dòng)壓力過(guò)大時(shí),容易造成整個(gè)煤柱處于塑形變形區(qū),大幅降低了煤柱的抗變形能力,對(duì)于孤島工作面小煤柱護(hù)巷,要發(fā)揮錨桿、錨索的主動(dòng)支護(hù)作用。
4.2 控制方案
1) 錨桿支護(hù)方案
頂板采用等強(qiáng)無(wú)縱筋左旋螺紋鋼錨桿,規(guī)格為Φ20 mm×2 400 mm;單一錨桿排為6根,帶錨索為4根。錨桿間排距為0.7 m×0.8 m。錨索排距為2.4 m,每3排錨桿中間布置1排2根錨索,用18#槽鋼連接,錨索為Φ17.8 mm×7 300 mm的鋼鉸線。鋼鉸線桁架的排距為2.4 m,每3排錨桿布置1套桁架,鋼鉸線桁架與錨索排等間距布置,鋼鉸線規(guī)格為Φ17.8 mm×7 300 mm,桁架中角錨索的鉆孔深度為4.0 m,布置角度均為30°。桁架錨索用M型鋼帶與桁架連接器連接。煤幫錨桿單一錨桿排為4根,帶桁架錨索為2根,間排距0.8 m×0.8 m;兩幫錨索采用Φ17.8 mm×6 500 mm的鋼鉸線,上頂角錨索鉆孔深度為4.0 m,下底角的鉆孔深度為3.0 m,布置角度均為30°,錨索初始張拉不低于250 kN,錨桿預(yù)緊扭矩不低于300 Nm。
2) 注漿加固方案
兩幫每隔2排錨桿打1個(gè)注漿孔,注漿孔深為2.0 m,兩孔間距1.0 m,靠幫底錨桿以10°左右方向向下打,幫頂錨桿30°向上打,注漿排距1 600 mm。頂板注漿孔間排距2.4 m×2.4 m,注漿孔深為2.0 m。注漿材料選用松散煤(巖)加固劑1#,由雙組分樹(shù)脂與催化劑構(gòu)成,使用中由樹(shù)脂與催化劑以體積比1∶1混合生成。注漿壓力為1.0 MPa~1.5 MPa,一般不超過(guò)2.0 MPa,預(yù)計(jì)每個(gè)注漿孔的注漿量為30 kg/孔。
為了分析沿空巷道的變形規(guī)律,在綜放面沿空巷道內(nèi)布置了監(jiān)測(cè)測(cè)點(diǎn),礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果表明,隨著回采工作面的推進(jìn),沿空掘巷超前影響范圍約為85 m。在回采工作面位置,即回采工作面端頭的位置,沿空巷道的變形量最大,其中,頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大約為0.5 m,兩幫移近量最大值為1.0 m,在距離回采工作面約25 m處,兩幫累計(jì)移近量約為頂?shù)装謇塾?jì)移近量的2倍。
1) 巷道變形破壞是內(nèi)因和外因共同作用的結(jié)果。
2) 數(shù)值模擬分析了采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力分布規(guī)律和不同留設(shè)煤柱寬度下巷道頂板的變形規(guī)律,結(jié)合理論計(jì)算和工程實(shí)踐,確定了80509沿空掘巷的窄煤柱尺寸為5.5 m。針對(duì)小煤柱護(hù)巷特點(diǎn),提出了采用錨桿支護(hù)與注漿加固綜合控制方案。
3) 井下高應(yīng)力孤島綜放面小煤柱沿空掘巷試驗(yàn)表明,采用文中設(shè)計(jì)方案后,頂?shù)装逑鄬?duì)移近量最大0.5 m,兩幫移近量最大1.0 m,滿足了工作面回采需要,提高了采區(qū)回采率,取得顯著經(jīng)濟(jì)效益和技術(shù)效益。
[1] 劉小峰.小煤柱動(dòng)壓掘進(jìn)巷道控制技術(shù)研究[J].煤礦開(kāi)采,2011,16(1):64-66.
[2] 李潞斌,何杰.孤島工作面護(hù)巷煤柱寬度及支護(hù)技術(shù)研究[J].煤礦開(kāi)采, 2013,18(3):66-68.
[3] 何杰,王中奎,李光營(yíng).復(fù)雜地質(zhì)條件下大斷面切眼支護(hù)技術(shù)[J].煤礦開(kāi)采,2012,17(4):60-62,72.
Study on surrounding rock comprehensive control technology of small coal pillar tunneling in isolated island working face
YANG Zhaoxia1, ZHAO Mingxia2
(1.Second Coal Mine, Yangquan Coal Group, Yangquan Shanxi 045000, China;2.Shanxi Instuite of Technology, Yangquan Shanxi 045000, China)
In view of the features of Yangquan coal mine with buried depth, poor coal pillar protecting roadway, high support cost and difficult maintenance, and based on engineering environment characteristics of isolated working face 80509 return air roadway surrounding rock, this paper analyzes roadway deformation and failure mechanism, and uses theoretical analysis, numerical simulation and engineering practice to determine the reasonable size of coal pillar is 5.5 m, and puts forward the control countermeasure of the tunnel.
isolated island working face; small coal pillar mining roadway; comprehensive control technology
2016-07-29
楊朝霞,男,1979年出生,2012年畢業(yè)于大同大學(xué),本科學(xué)歷,采煤工程師,從事礦山壓力和巷道支護(hù)工作。
煤礦工程
10.16525/j.cnki.cn14-1109/tq.2016.05.29
TD263
A
1004-7050(2016)05-0095-03