尹英文 王曉菡 馬麗妲
(山東鼎安檢測技術(shù)有限公司,山東 濟南 250032)
隨著開采地質(zhì)條件越來越復雜,深部煤層開采巷道支護愈加困難。在深部應力環(huán)境下,巷道受掘進與回采過程兩次動壓影響,圍巖結(jié)構(gòu)破壞嚴重,甚至出現(xiàn)冒頂片幫的情況,嚴重影響礦井安全生產(chǎn)。通過留設(shè)小煤柱,巷道在受到側(cè)向支撐壓力影響的塑性煤體中掘進,需要對小煤柱寬度和支護技術(shù)進行研究。王樓煤礦對深部綜采工作面留設(shè)小煤柱沿空掘巷進行研究,提出了合理的支護技術(shù)。
王樓煤礦七采區(qū)3煤層的7306工作面,煤層厚度2.7~3.2m,平均3.0m,傾角3°~8°。直接頂為泥巖,平均厚度6m;基本頂為細、中砂巖,平均厚度40m;直接底泥巖為主,局部粉砂質(zhì),平均厚度4.3m;基本底為粉、細砂巖,平均厚度38m。埋深約1000~1200mm,工作面寬度為140m,推進長度約為1300m,走向長壁后退式采煤方法,綜合機械化采煤工藝,全部垮落法管理頂板。巷道沿煤層底板掘進,斷面為梯形,寬4.9m,高3.7m。
根據(jù)關(guān)鍵層理論,頂板中堅硬的巖層能夠在破斷后形成梁結(jié)構(gòu),梁結(jié)構(gòu)會影響采場的壓力顯現(xiàn)。梁結(jié)構(gòu)破斷位置沿實體煤深入煤體內(nèi)部,下部煤體對梁結(jié)構(gòu)進行支撐,此時,沿空巷道所受外力來源是工作面?zhèn)认蚧剞D(zhuǎn)下沉的梁結(jié)構(gòu)巖體。
在力學分析模型中,沿空巷道基本頂看做關(guān)鍵層,破斷后的弧形三角板結(jié)構(gòu)層面沿破斷線回轉(zhuǎn)下沉;基本頂上的巖層自重力作為載荷,通過基本頂向下部傳遞,影響沿空巷道圍巖及煤柱的穩(wěn)定性。
根據(jù)薄板理論可知,比作薄板的懸露頂板隨綜采工作面推采不斷增大,薄板彎矩也逐漸增大,在彎矩超過薄板極限強度后斷裂。圖1沿空巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)圖,基本頂巖層在工作面?zhèn)认蛏系膶嶓w煤內(nèi)部上方斷裂,實體煤上部的A塊段、弧形三角塊B塊段和采空區(qū)上部分C塊段組成了梁結(jié)構(gòu)。梁結(jié)構(gòu)穩(wěn)定時,頂板載荷可以將較大應力傳遞到實體煤側(cè);梁結(jié)構(gòu)破壞后,上部巖層對下部巷道與煤柱組成的支撐體產(chǎn)生較大影響,巷道會出現(xiàn)頂板下沉、底鼓、兩幫移近等情況,煤柱塑性破壞,因此,巷道與小煤柱的穩(wěn)定性受B塊段的巨大影響。
圖1 沿空掘進巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)示意圖
根據(jù)塊段B對巷道和小煤柱的穩(wěn)定性進行力學參數(shù)分析,參數(shù)主要有:推進方向長度L1,側(cè)向破斷跨度L2和巖體厚度h(基本頂最大厚度),計算模型見圖1。
塊段B的L1為工作面的周期來壓步距,受到基本頂?shù)母鱾€參數(shù)影響,數(shù)據(jù)可以通過現(xiàn)場觀測或者公式(1)計算。
式中:
h-基本頂厚度,取最大厚度58m;
R-基本頂巖層抗壓強度,4.5MPa;
q-單位面積承受的上部荷載,25.5MN/m2。根據(jù)7306工作面數(shù)據(jù)計算得出L1=14.06m。
根據(jù)薄板屈服線分析法,塊段B頂板破斷后側(cè)向跨度L2由公式(2)計算。
式中:
S-工作面長度,140m。
將L1和S的數(shù)據(jù)帶入公式(2),計算得出L2=15.78m。
隨著深部工作面開采,上覆巖層不斷產(chǎn)生新的塊段A,在長邊的破斷線與塊段B連通后,受到塊段A的m力矩和塊段B的m1力矩影響,加上下部支撐煤體強度不夠,在超前壓力和重新分布的不平衡應力影響下,沿空掘進巷道變形較大,出現(xiàn)了頂板下沉、煤幫變形破壞,巷道應加強支護。
王樓煤礦七采區(qū)埋深超過1000m,由圖2可以看出極限平衡區(qū)寬度隨著采深呈現(xiàn)對數(shù),極限平衡區(qū)寬度擬合公式為:
圖2 極限平衡區(qū)寬度曲線圖
根據(jù)王樓煤礦地質(zhì)條件,小煤柱的寬度L根據(jù)公式(4)計算。
式中:
x1-巷道側(cè)距離極限強度位置,m;
x2-采空區(qū)側(cè)距離極限強度位置,m;
lm-最小錨固長度,m。
根據(jù)圖2及公式(3)相結(jié)合的方式,確定x1=1.75m,x2=1.95m,再根據(jù)王樓煤礦資料,巷道最小錨固長度為lm=0.8m,則小煤柱寬度L=4.5m。
(1)支護方案
7306工作面沿空掘進巷道支護示意圖,見圖3。
圖3 沿空掘進巷道支護布置圖
頂板采用Ф20×2600mm高強預應力錨桿支護,間排距850mm×850mm,每排布置6根錨桿。同時采用Ф21.6×8000mm錨索進行輔助支護,間排距1700mm×1700mm,每排布置3根錨索。
煤幫采用Ф20×2400mm高強預應力錨桿支護,矮幫間排距900mm×850mm,高幫間排距1100mm×850mm,每排布置4根錨桿,其中頂部錨桿與水平方向呈30°向上傾斜,底板錨桿與水平方向呈15°向下傾斜。
頂板采用Ф6mm的鋼筋焊接成的金屬網(wǎng), 網(wǎng)孔100mm×100mm;錨 桿 托盤150mm×150mm×10mm的托盤配合鋼帶護板,錨索采用300mm×300mm×16mm的托盤。
(2)支護效果分析
由圖4(1)中圍巖變形量情況可知,距離巷道掘進工作面25m范圍內(nèi),巷道圍巖變形量較大,實體煤幫移近量約為22mm,煤柱幫移近量約為55mm,頂板下沉量約為35mm。在距離掘進巷道工作面200m時,巷道圍巖基本處于穩(wěn)定狀態(tài),實體煤幫移近量最大約為50mm,煤柱幫移近量最大約為85mm,頂板下沉量最大約為70mm。
由圖4(2)錨桿受力情況可知,巷道開挖的前5d,錨桿受力增加較快;5~20d范圍,錨桿受力增加緩慢;20d以后錨桿受力基本上保持穩(wěn)定,煤柱幫錨桿受力最大約為80kN,頂板錨桿受力最大約為90kN,實體煤幫錨桿受力最大約為135kN。
根據(jù)測點圍巖變形量情況分析,巷道掘進200m后,圍巖基本趨于穩(wěn)定,兩幫移近量最大約為120mm,頂板下沉最大值約為70mm,巷道圍巖變形控制在合理范圍內(nèi),支護效果良好。
圖4 支護效果觀測曲線圖
根據(jù)測點錨桿受力情況,在巷道掘進前5d,由于破壞了原始平衡應力,應力重新分布的過程中錨桿受力增長較快;隨著掘進距離的增加,應力分布區(qū)域趨于平衡,錨桿受力也隨著基本穩(wěn)定。錨桿受力最大約為135kN,沒有超出極限應力范圍,圍巖松動變形區(qū)域得到有效控制,錨桿支護方案合適。
根據(jù)深部煤層圍巖變形的特點,王樓煤礦7306工作面在沿空掘巷過程中提出針對性的支護方案,通過對頂板下沉、兩幫移近以及錨桿受力的觀測,分析得出支護效果良好。
(1)通過分析上覆破斷塊段形成力學模型,運用薄板理論計算,得出7306工作面沿空掘巷留設(shè)小煤柱寬度為4.5m。
(2)根據(jù)圍巖位移量的觀測發(fā)現(xiàn),巷道掘進200m后,圍巖基本趨于穩(wěn)定;根據(jù)錨桿受力狀況發(fā)現(xiàn),巷道掘進的前5d,應力增長較快。
(3)深部煤層開采實施沿空掘巷,通過合理的支護方案,有利于巷道圍巖保持穩(wěn)定性,同時留設(shè)小煤柱能夠隔離采空區(qū),防止漏風發(fā)火,還能減少煤炭資源的損失,有利于礦井的安全生產(chǎn)。