田城伙
(西山煤電(集團)有限責任公司,山西 太原 030000)
在西山井田,很多礦井都面臨著近距離煤層開采的問題,其中,西銘礦主采2、3、8和9號煤層,8和9號煤層平均間距僅有1.8 m,屬于極近距離煤層,開采時上、下相互影響較大,造成了下煤層回采巷道的支護管理困難。合理的選擇回采巷道的布置方式和支護參數(shù),有力于控制巷道圍巖變形,保障工作面安全生產(chǎn)[1]。本文以西銘礦49405工作面實際地質(zhì)條件為工程背景,對工作面回采巷道及其支護方案進行分析研究,為工作面安全高效生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。
49405工作面位于南四采區(qū),主采9號煤層,其上部為8號煤層采空區(qū),工作面煤層厚度為2.0~3.5m,平均2.75 m,屬于中厚煤層,煤層傾角為1°~11°,平均6°,為近水平煤層,工作面煤層結(jié)構(gòu)簡單,厚度穩(wěn)定。工作面距離上覆采空區(qū)1.2~4.9m,平均2.8m,層間巖層為細粒砂巖,強度較大,承載能力較好。
圖 1 煤層綜合柱狀圖
49405工作面走向長度約1810 m,傾斜長度為153 m,工作面兩側(cè)布置回風巷和運輸巷,巷道均為梯形斷面,上寬3.1 m,下寬4.2 m,高3.2 m,凈斷面積11.68 m2。工作面煤層直接頂為層間巖層,基本頂為原8號煤層上覆關(guān)鍵層,巖性為石灰?guī)r,平均厚度為7.82m,在8號煤層開采后已受到一定破壞,工作面煤層直接底為0.95m厚的細粒砂巖,基本底為2.21 m厚的中粒砂巖。其煤層附近綜合柱狀圖如圖1所示。
上煤層開采后,圍巖應力重新分布,對煤層底板造成一定破壞,如圖2所示。
圖 2 煤層底板破壞模型
由圖2所示,工作面底板破壞的過程可由塑性區(qū)的形成和發(fā)展過程解釋。在上煤層開采后,支承壓力重新分布,在煤壁附近形成應力增高區(qū)(Ⅰ區(qū)),當?shù)装逯С袎毫Υ笥趲r體極限強度時,底板發(fā)生塑性變形,在水平方向上,巖層膨脹變形導致過渡區(qū)(Ⅱ區(qū))巖體受壓變形,并將應力傳遞至被動區(qū)(Ⅲ區(qū)),由于過渡區(qū)和被動區(qū)在采空區(qū)一側(cè),巖體變形后向采空區(qū)內(nèi)膨脹,形成工作面底鼓變形現(xiàn)象[2]。
根據(jù)滑移現(xiàn)場理論,支承壓力作用下煤層底板破壞最大深度為:
式中:
φd-底板巖層內(nèi)摩擦角,°;
xa-煤體的塑性區(qū)寬度,m,其表達式為:
式中:
m-8號煤層厚度,m;
H-煤層埋深,m;
n-支承壓力集中系數(shù);
Cm-煤層內(nèi)聚力,MPa;
φm-煤層內(nèi)摩擦角,°;
γ-上覆巖層平均容重,MN/m3;
K1-最大應力集中系數(shù)。
根據(jù)礦井實測數(shù)據(jù),支承壓力峰值位置在距離煤壁約10m處,因此可取K1為2,根據(jù)地質(zhì)資料,取φ為30°,m為4.2m,H為350m,n為3.0,Cm為3.2MPa,φm為25°,γ為0.025MN/m3,將數(shù)據(jù)代入式(1)、(2),可得8號煤層底板破壞深度為3.14m,大于層間巖層平均厚度2.8m。因此,下煤層回采巷道布置時,必須考慮上煤層殘留煤柱應力集中的影響。
對于近距離煤層,根據(jù)上、下煤層回采巷道空間關(guān)系,可分為內(nèi)錯式、外錯式和重疊式三種布置方式,三種方式各有優(yōu)劣,應結(jié)合實際情況,進行合理選擇。
(1)內(nèi)錯式布置:將下煤層巷道布置在上煤層工作面內(nèi)側(cè),下煤層區(qū)段煤柱長度增加,導致工作面長度降低,造成一定的資源浪費,但是,將巷道布置在上煤層殘留煤柱應力降低區(qū)內(nèi),圍巖相對穩(wěn)定,巷道掘進效率提高,能夠保障工作面的正常接替;
(2)外錯式布置:將下煤層巷道布置在上煤層工作面外側(cè),殘留區(qū)段煤柱下方,下煤層區(qū)段煤柱長度減少,工作面長度有所增加,可提高煤炭資源的回收率,但是,將巷道布置在區(qū)段煤柱下,圍巖應力相對較高,巷道掘進較慢,支護管理困難;
(3)重疊式布置:將下煤層布置在上煤層回采巷道正下方,上、下煤層工作面長度相同,煤炭資源損失較少,但下煤層回采巷道施工困難,維護管理工作量大。
綜合以上分析,49405工作面回風巷道和運輸巷道均采用內(nèi)錯式布置。
通過上面的分析可知,上煤層開采后,應力重新分布,在采空區(qū)殘留煤柱附近,形成應力集中區(qū)域,其中,靠近煤柱邊緣處形成應力峰值,且應力值向采空區(qū)方向迅速降低,趨于穩(wěn)定。
采用內(nèi)錯式布置就是要將下煤層巷道布置在殘留煤柱應力降低區(qū)內(nèi),如圖3所示。
要確定下煤層巷道的合理位置,就是要得到應力峰值位置距離煤柱邊緣的距離。根據(jù)上圖所示,上煤層殘留區(qū)段煤柱與下煤層回采巷道間的水平距離表達式應為:式中:
Ln-回采巷道內(nèi)錯距離,m;
φ-應力傳播影響角,可取50°;
h1-下煤層巷道頂板厚度,取2.35 m;
h2-下煤層回采巷道斷面高度,取3.2 m。
將數(shù)據(jù)代入式(3),可得回采巷道內(nèi)錯距離應大于6.6 m。實際生產(chǎn)中,可取內(nèi)錯距為8.0 m,以保障巷道圍巖的穩(wěn)定。
圖 3 下煤層巷道布置示意圖
針對回采巷道的支護方式主要有錨桿、錨索、金屬網(wǎng)以及工字鋼棚等。錨桿支護的主要作用是將巷道下部松軟巖層懸吊在上部堅硬穩(wěn)定巖層內(nèi),防止破碎巖層的破碎垮落,增強頂板整體強度,提高其承載能力;鋼帶和金屬網(wǎng)的作用較為接近,都是防止頂板破碎巖層掉落,使巷道圍巖形成整體結(jié)構(gòu),有效擴散錨桿預應力,保證巷道支護效果;錨索是將巖層內(nèi)的弱面擠壓,提高頂板巖層整體強度,進一步發(fā)揮深部穩(wěn)定巖層的承載能力。
對于近距離煤層,下煤層回采巷道受采動影響,圍巖較為破碎,支護管理困難,采用單一的支護形式很難達到效果,因此,確定巷道合理位置后,選擇合理的支護方案也十分重要[3]。對于西銘礦49405工作面,層間頂板厚度為1.2~4.9 m,平均僅有2.8 m,層間厚度較小,錨索支護效果不佳。因此,綜合考慮,選擇錨網(wǎng)加工字鋼棚聯(lián)合支護方式,通過錨桿和金屬網(wǎng)加固頂板,使其整體強度增加,通過工字鋼棚進一步加固,防止頂板的整體垮落。
由于煤層間距較小,上、下煤層開采相互影響較大,為使錨桿兩端形成連續(xù)、均勻的擠壓加固拱,增強其承載能力,因此,可以按照加固拱理論計算錨桿支護參數(shù)。
(1)錨桿長度的確定
按照加固拱理論,錨桿長度可表示為:
式中:
Lg-錨桿長度,m;
N-圍巖穩(wěn)定影響系數(shù),可取1.2;
W-巷道寬度,取3.65m。
將數(shù)據(jù)代入式(4),可得錨桿長度至少應為1.758m,因此,確定錨桿長度為1.8m。
(2)錨桿直徑的確定
錨桿的直徑與長度滿足以下關(guān)系:
式中:
D-錨桿直徑,m。
將數(shù)據(jù)代入式(5),可得錨桿直徑至少應為0.016 m,考慮巷道圍巖較為破碎,為增強錨桿承載能力,確定錨桿直徑為22 mm。
(3)錨桿間排距的確定
錨桿實施加預應力后,在巖層中以一定角度β形成應力作用區(qū),錨桿間排距可表示為:
式中:
a-錨桿間排距,m;
L1-錨桿外露長度,取0.15m;
β-應力區(qū)影響角,取40°。
將數(shù)據(jù)代入,可得錨桿間排距最大應為1.35 m。
考慮一定安全系數(shù),取頂錨桿間排距為0.8×0.8m,每排布置4根,中間錨桿垂直頂板布置,兩側(cè)錨桿分別向兩幫傾斜15°布置;幫錨桿間排距取1.0×1.0m,上部錨桿距離頂板0.6 m,底部錨桿距離底板0.6 m,每幫每排布置3根,均水平布置。
(4)其他支護參數(shù)
頂錨桿采用加長錨固,錨固劑采用1支K2355和1支Z2355,幫錨桿錨固劑采用1支Z2355樹脂錨固劑;采用方形托盤,托盤規(guī)格為120×120×8mm,金屬網(wǎng)采用8#鐵絲網(wǎng),網(wǎng)片規(guī)格為1.2×2.5m;工字鋼棚采用11號工字鋼,梁長3.2m,腿長2.8m,棚距1.0 m。
巷道支護斷面圖如圖4所示。
根據(jù)西銘礦49405工作面實際地質(zhì)資料,分析回采巷道合理布置位置及控制方式,得到以下結(jié)論:
(1)利用滑移線場理論,計算上覆8號煤層采空區(qū)底板破壞最大深度為3.14 m,大于層間巖層平均厚度;
(2)分析三種巷道布置方式的優(yōu)缺點,結(jié)合工作面實際,確定采用內(nèi)錯布置,合理錯距應為8.0m;
(3)根據(jù)加固拱理論,確定巷道支護參數(shù),在實際生產(chǎn)中取得了良好效果,為安全生產(chǎn)奠定基礎(chǔ)。
圖 4 巷道支護斷面圖(單位:mm)