楊 陶
(霍州煤電集團(tuán)呂梁山煤電有限公司 木瓜煤礦,山西 方山 033100)
木瓜煤礦開采的10號煤層為復(fù)雜結(jié)構(gòu)煤層,煤層厚度2.3~3.4 m,平均2.95 m,傾角4~8°,平均6°,煤層中部夾三層炭質(zhì)泥巖(0.3~0.7 m),煤巖類型為半亮型焦煤。目前,10-102工作面正處于準(zhǔn)備階段,蓋山厚度227~424 m,地面標(biāo)高1 225~1 335 m,工作面標(biāo)高927~988 m。煤層頂?shù)装鍘r性見表1。10-102工作面位于一采區(qū)準(zhǔn)備巷道左翼,上部為9-104、9-106采空區(qū)。該工作面以東為實(shí)體煤;以南為南區(qū)實(shí)體煤,緊鄰一采區(qū)邊界;以西緊鄰10-106采空區(qū)。10-102工作面與上部9號煤層采空區(qū)間距為1~8 m,平均4.5 m。近距離煤層下行開采時(shí),下位煤層巷道掘進(jìn)過程中礦壓顯現(xiàn)劇烈、圍巖變形量大,巷道支護(hù)起來更加困難,并且工作面切眼斷面較大,掘進(jìn)和支護(hù)過程中均面臨更大的困難,給工作面的正常采掘造成極大影響,本文以木瓜煤礦10-102工作面開切眼為工程背景,展開相關(guān)研究。
表1 10號煤頂?shù)装鍘r性特征
近距離煤層下行開采時(shí),下位煤層回采時(shí)上層煤已采空,下位煤層的回采巷道圍巖受上位煤層開采的影響,完整性和自穩(wěn)能力大大降低,下位煤層工作面回采巷道上部為上層煤的采空區(qū)或者遺留煤柱,根據(jù)以往的研究表明[1-2],巷道位于煤柱下方時(shí),常常由于劇烈的礦壓顯現(xiàn)導(dǎo)致巷道支護(hù)困難;當(dāng)巷道位于采空區(qū)下方時(shí),由于層間巖層厚度太小,導(dǎo)致傳統(tǒng)的錨桿錨索支護(hù)效果極差,仍然存在支護(hù)的難題。近距離條件下巷道的合理位置對于巷道的圍巖穩(wěn)定性非常關(guān)鍵,為確定10-102工作面切眼與9號煤層采空區(qū)遺留煤柱的合理錯(cuò)距,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,根據(jù)木瓜煤礦10號煤層詳細(xì)的地質(zhì)條件1∶1建立數(shù)值模型,模型尺寸為:高×寬×長=60 m×125 m×1 m,模型采用摩爾-庫倫彈塑性單元,工作面埋深取350 m,模型上部設(shè)置均布向下荷載為8.75 MPa,數(shù)值模型及邊界條件如圖1所示。分別模擬9號煤層回采后10-102切眼布置在煤柱下及與煤柱錯(cuò)距分別為0 m、4 m、8 m時(shí),切眼圍巖的塑性破壞及位移情況,模擬結(jié)果如圖2和表2所示。
圖1 三維數(shù)值模型示意
圖2 圍巖塑性區(qū)分布
表2 不同錯(cuò)距條件下圍巖變形量
根據(jù)圖2及表2可知,工作面切眼位于煤柱正下方時(shí),兩幫圍巖塑性破壞范圍與采空區(qū)下煤巖體聯(lián)通,頂?shù)装搴蛢蓭偷奈灰屏繛樽畲?;切眼與煤柱錯(cuò)距為0 m時(shí),底板塑性破壞深度與切眼處于煤柱下方相比明顯減小,右?guī)退苄云茐姆秶c切眼位于煤柱下方相比也相對減小,圍巖的位移同樣明顯減??;開切眼離煤柱邊緣4 m時(shí),塑性區(qū)范圍相對較小,并且圍巖的位移達(dá)到最小,說明此時(shí)的開切眼受煤柱的影響較?。婚_切眼距離煤柱邊緣為8 m時(shí),巷道底板塑性破壞范圍明顯增大,并且圍巖的變形量也開始增加,說明越靠近采空區(qū)中部切眼圍巖破碎越嚴(yán)重。綜合上述分析,選擇將開切眼布置在錯(cuò)開煤柱4 m的采空區(qū)下方。
10-102工作面切眼斷面為:寬×高=7.0 m×3.0 m,由于斷面尺寸較大,并且圍巖破碎嚴(yán)重,采用一次成巷的方式導(dǎo)致頂板支護(hù)困難,工作效率較低,因此設(shè)計(jì)采用二次成巷的方式[3],通過數(shù)值模擬分析以下四種掘巷方式的優(yōu)劣:方案一,先掘?qū)挕粮?3.5 m×3.0 m,后擴(kuò)刷3.5 m形成切眼;方案二,先掘?qū)挕粮?4.5 m×3.0 m,后擴(kuò)刷2.5 m形成切眼;方案三,先掘?qū)挕粮?5.5 m×3.0 m,后擴(kuò)刷1.5 m形成切眼;方案四,掘巷斷面寬×高=7.0 m×3.0 m,一次形成切眼。統(tǒng)計(jì)不同成巷方式條件下,切眼頂板的下沉量,整理后得到如圖3所示結(jié)果。
圖3 切眼不同成巷方式頂板下沉量
由圖3可知,開切眼一次成巷時(shí),頂板下沉量最大;開切眼時(shí)掘進(jìn)寬度為3.5 m時(shí),雖然掘巷時(shí)頂板下沉量較小,但是擴(kuò)刷時(shí)對頂板擾動(dòng)程度較大,最終引起的頂板下沉量也較大;掘進(jìn)寬度為5.5 m時(shí),掘巷時(shí)引起頂板下沉量較大;先掘4.5 m后擴(kuò)刷2.5 m時(shí),擴(kuò)刷對切眼頂板的擾動(dòng)破壞較小,成巷后頂板的下沉量最小。因此根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果,開切眼應(yīng)該采用先掘4.5 m再擴(kuò)刷成巷的方式。
根據(jù)以上數(shù)值模擬結(jié)果, 10-102工作面切眼與9號煤層遺留煤柱錯(cuò)距為4 m,切眼斷面經(jīng)過兩次施工后形成,一次掘巷斷面為寬×高=4.5 m×3.0 m,后擴(kuò)刷2.5 m形成切眼。由于切眼頂板厚度較小,頂板支護(hù)選用水力膨脹錨桿[4]。
一次掘進(jìn)時(shí)導(dǎo)硐斷面寬為4.5 m,頂板支護(hù)采用D28 mm×2 400 mm的水力膨脹錨桿,間排距均為700 mm,錨桿通過D14 mm鋼筋梯子梁聯(lián)結(jié),錨桿距離兩幫150 mm,最邊緣的錨桿向外側(cè)傾斜20°安裝。在錨桿之間布設(shè)一個(gè)工字鋼,通過兩個(gè)單體柱進(jìn)行支撐。不刷幫側(cè)采用D22 mm×2 400 mm的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿支護(hù),間排距均為700 mm,配合鋼筋梯子梁及菱形網(wǎng)護(hù)幫,錨固劑采用CK2335和K2360各一支,靠近頂板的錨桿仰角20°安裝,其余垂直煤壁施工。擴(kuò)刷幫采用D20 mm×2 000 mm的玻璃鋼錨桿進(jìn)行支護(hù),間排距為700 mm×800 mm,通過雙抗塑料網(wǎng)進(jìn)行護(hù)幫,靠近頂板的錨桿仰角20°安裝,其余垂直煤壁安裝。一次掘巷支護(hù)示意如圖4所示。
圖4 一次掘進(jìn)時(shí)巷道支護(hù)(mm)
二次擴(kuò)刷的斷面寬度為2.5 m,頂板采用D28 mm×2 400 mm的水力膨脹錨桿,間排距為700 mm×700 mm,錨桿通過D14 mm鋼筋梯子梁聯(lián)結(jié),菱形金屬網(wǎng)采用網(wǎng)孔為50 mm×50 mm護(hù)頂,錨桿距離煤幫200 mm,靠近切眼煤壁的錨桿向外側(cè)傾斜20°安裝。每排錨桿間設(shè)置一個(gè)單體液壓支柱進(jìn)行支撐,支柱距離煤壁2 000 mm。擴(kuò)刷后的煤壁采用D22 mm×2 400 mm的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿支護(hù),間排距為700 mm×700 mm,配合鋼筋梯子梁及菱形網(wǎng)護(hù)幫,錨固劑采用CK2335和K2360各一支,靠近頂板的錨桿仰角20°安裝,其余垂直煤壁施工。擴(kuò)刷后最終形成的切眼支護(hù)方案如圖5所示。
圖5 切眼最終支護(hù)方案示意(mm)
為考察10-102工作面切眼布置位置、成巷方式及支護(hù)方式的應(yīng)用效果,切眼斷面形成后布置三個(gè)測站,測站間距離為50 m,監(jiān)測切眼頂?shù)装搴蛢蓭偷南鄬σ平?,整理后得到如圖6所示的結(jié)果。由圖可知,對切眼圍巖位移監(jiān)測的30 d內(nèi),頂?shù)装逑鄬σ平孔畲笾灯骄s為89 mm,兩幫相對移近量最大值平均約為95 mm,圍巖的變形速率逐漸減小,成巷30 d后變形速度基本為零。由此可見切眼布置位置及支護(hù)技術(shù)有效地控制了切眼頂?shù)装寮皟蓭偷淖冃危〉昧肆己玫膽?yīng)用效果。
圖6 10-102工作面切眼圍巖位移規(guī)律
根據(jù)木瓜煤礦10-102工作面具體的地質(zhì)條件,通過數(shù)值模擬確定了工作面切眼與9號煤層遺留煤柱的合理錯(cuò)距為4.0 m,掘巷方式為二次成巷:導(dǎo)硐斷面寬×高=4.5 m×3.0 m,后擴(kuò)刷2.5 m形成切眼,并設(shè)計(jì)采用水力膨脹錨桿對切眼頂板進(jìn)行支護(hù),現(xiàn)場應(yīng)用及監(jiān)測結(jié)果表明,對切眼圍巖位移監(jiān)測的30 d內(nèi),頂?shù)装逑鄬σ平孔畲笾灯骄s為89 mm,兩幫相對移近量最大值平均約為95 mm,切眼圍巖變形有效控制在合理的范圍內(nèi),取得很好的支護(hù)效果。