王建軍
(山西省呂梁市煤礦通風與瓦斯防治中心山西呂梁033000)
由于生產接續(xù)調整,煤礦產生大量孤島工作面,在準備回采的工作面或回采巷道周圍均為采空區(qū),因此出現了應力的高度集中[1]。孤島工作面的礦山壓力顯現明顯強烈,超長工作面回采巷道圍巖變形量大、控制困難,常會發(fā)生嚴重底鼓、冒頂、片幫等事故,威脅煤礦的安全[2]。針對孤島工作面回采控制問題,專家學者進行了廣泛研究,主要集中在覆巖結構、煤柱留設和沖擊地壓控制等方面[3-4]。由于采出空間大、覆巖運移復雜、控制效果差等,目前超長孤島工作面回采巷道控制成為研究難點和熱點。
本文以山西前灣煤礦2119-2 工作面回風巷道為研究對象,針對工作面埋深較大(397.2 m~479.8 m)、超長布置(278 m)、留設煤柱大小不同(3 m~20 m)等特征,采用理論分析、數值模擬和現場實測方法研究回采巷道在擾動下的圍巖變形特征、應力分布規(guī)律,提出超長孤島工作面巷道卸壓原理和工藝參數,實現了回采巷道安全經濟支護,具有重要意義。
改善回采巷道高應力環(huán)境,要在巷道靠近采空區(qū)一側的護巷煤柱中掘卸壓巷道,將原來的一個較大的煤柱分成兩個小煤柱,使得采空區(qū)的支承壓力主要由靠近采空區(qū)的承載煤柱承擔,而靠近巷道的煤柱承擔較小的壓力,實際上使巷道處于應力降低區(qū)內。同時承載煤柱在高應力作用下產生的大量變形也可被卸壓巷道的空間所吸收,從而使巷道受到保護而不致產生大量變形。巷道周圍的應力演化如圖1所示。
圖1 卸壓巷布置及應力演化
卸壓巷能否取得預期的理想效果,關鍵在于合理選取三個基本參數:即卸壓巷的寬度d,支撐煤柱的寬度Lu,及讓壓煤柱的寬度Lu。卸壓巷道應具有足夠的空間吸收支撐煤柱的變形量,支撐煤柱應保持一定的穩(wěn)定程度,讓壓煤柱基本處于塑性狀態(tài)。實踐證明,卸壓巷可將被保護巷道的圍巖變形量吸收70%~90%,從而將被保護巷道的圍巖收斂量限制在允許范圍內,并將煤柱護巷時的煤損減少1/2~3/4,對于易底鼓的煤層巷道更為有效。
①卸壓巷寬度的選取[5]
式中:S-下順槽的掘進面積,S=15.75 m2;
W-無卸壓巷時預計的巷道斷面收縮率,根據以前的觀測確定為50%左右;
M-卸壓巷高度,根據綜掘機的高度及其工作的舒適度,確定為2.7 m。
計算得最小寬度d為1.46 m,為施工方便取卸壓巷道的寬度為3 m。
②讓壓煤柱的選取
式中:Lp-加載帶的寬度
b-下順槽的寬度,取為4.5 m;
γ-上覆巖層容重,為25 kN/m3;
H-巷道埋深,為450 m。
式中:R-讓壓煤柱的極限抗壓強度,為10 MPa。
工作面超前支承壓力增高系數k=3,使kP=Q即可得到極限讓壓煤柱寬度Lu=10.748 m,讓壓煤柱的寬度取為11 m。
③支承煤柱的選取
式中:K-煤柱受載系數,取為1.2;φ-巖層移動角,為75°。
代入數據計算得Lu=8.543 m,取整為9 m。
由此可得2119-2 孤島綜放面卸壓巷道的布置如圖2所示。
圖2 卸壓巷道布置示意圖
前灣煤礦2119-2 孤島工作面位于21 采區(qū)下部,相鄰2119-1、2119-3綜放工作面均已回采。工作面長度278 m,推進長度1 589 m。煤層平均厚度8.45 m,平均傾角為7°,為特厚煤層,采用綜采放頂煤回采,一采一放,割煤高度3.0 m,放煤高度5.0 m,采放比1:1.67。
采用FLAC3.0軟件建立超長孤島工作面采場模型(圖3),遵守摩爾-庫倫模型準則[5],煤巖層的力學參數如表1 所示。模擬巷道斷面為梯形,高度為3.5 m,頂寬度4 m、底寬度5 m,區(qū)段煤柱寬度20 m。頂板采用φ22×2 450 mm 型單向左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿、8.0 m 錨索加強支護;兩幫采用φ20×1 800 mm 向左旋無縱筋螺紋鋼樹脂錨桿、金屬網進行聯合支護。
圖3 模擬模型
表1 塊體力學參數
在數值模型中,選取巷道兩幫各10 m、頂部煤層和直接底的區(qū)間圍巖為分析對象,圖4 為回采期間的圍巖垂直應力分布圖。
圖4 圍巖垂直應力分布圖
由圖4 可知,回采期間巷道圍巖應力較掘進期間有明顯增加,煤柱的垂直應力達到5 MPa以上,最大垂直應力達到17 MPa,集中應力系數1.5??芍锏绹鷰r垂直應力和煤柱的垂直應力受采動影響急劇增大。
圖5為數值模型中巷道在掘進期間和回采期間的圍巖垂直應力分布。由圖3 可知,巷道上幫煤體中的垂直應力峰值在距離巷道上幫表面10 m處,掘進期間的應力集中系數為2,回采期間的應力集中系數為2.5。煤柱在掘進期間的應力集中系數為1.2,回采期間的應力集中系數為1.5,應力峰值在煤柱中部位置,且應力呈對稱分布。
圖5 掘進期間和回采期間巷道垂直應力分布
根據圖4、圖5回采期間巷道的圍巖應力分布特征可知,巷道兩幫距離巷道表面3 m~4 m以內的區(qū)域為塑性區(qū)和破碎區(qū),巷道頂板中的塑性區(qū)和破碎區(qū)范圍較大。
圖6為20 m煤柱維護巷道回采期間的圍巖位移矢量圖。由圖6 可以看出,頂板下沉量達到580 mm,底鼓量為260 mm,頂底板的相對移近量為540 mm。上幫向巷道的移近量達到270 mm以上,下幫向巷道的移近量達到250 mm以上,兩幫的相對移近量為535 mm。
圖6 回采期間巷道圍巖位移矢量圖
對圍巖位移矢量方向分析,位移發(fā)生區(qū)域主要集中在圍巖塑性區(qū)和破碎區(qū)內,兩幫煤體在水平方向和垂直方向上均產生位移,巷道頂部的煤體發(fā)生離層,其位移值較大。
根據卸壓巷道的位置和相關參數進行數值模擬,得到有、無卸壓巷的巷道頂底、兩幫移近量值如表2所示,以及無卸壓、有卸壓巷道的應力分布見圖7和圖8。
表2 巷道表面圍巖位移對比表
圖7 無卸壓巷下采場應力分布圖
圖8 有卸壓巷采場應力分布圖
從表2可以看出,布置卸壓措施后,巷道的頂板下沉量減少了32.3%,底鼓量減少了41.3%,上幫移近量減少了33.3%,下幫移近量減少了29.7%。圖7、圖8中巷道周圍的最大應力由25 MPa減小到10 MPa,而承壓煤柱上的壓力急劇增加,達到了27 MPa。卸壓巷的布置起到了明顯的改善應力環(huán)境效果,回風巷道周圍應力向承載煤柱轉移,其表面位移量顯著減少。
在2119-2 工作面布置卸壓巷段和未布置卸壓巷段進行工業(yè)性試驗,布置觀測站進行巷道表面位移量觀測(如表3所示);采用KSE-Ⅱ-1型鉆孔應力計進行圍巖應力分布實測,其中沿工作面推進方向在煤柱中布置5條測線,煤柱中的每條測線布置7個測點。監(jiān)測結果如圖9、圖10所示。
圖9 未開卸壓巷段應力分布(煤柱側)
圖10 開卸壓巷段(即讓壓煤柱)應力分布
根據圖9和圖10實測數據,布置卸壓巷后,回風巷道周圍的最大應力由原先的23.7 MPa減小到8.7 MPa,而承載煤柱上的壓力達到了23.7 MPa;應力峰值點由距巷幫煤壁5 m轉移至6 m~7 m承載煤柱處,降低了孤島工作面巷道處應力峰值和高應力范圍。
表3 實測巷道表面位移
從表3 可知,卸壓巷道的設置,使2119-2 孤島綜放面回風巷道的表面位移量明顯減少。頂板下沉量、底鼓量、側幫移近值分別減少至827 mm、398 mm、346 mm,變形整體可控??筛鶕眯枰贾描旒苠^索和注漿錨索等實現超長孤島工作面巷道的協同控制。
(1)孤島工作面長度增加,頂板破斷塊度加長,頂板垮落活動劇烈,使得工作面礦壓顯現劇烈。
(2)打設卸壓巷道后支承壓力向承載煤柱轉移,卸壓巷道通過吸收煤巖變形釋放了集聚能量,使得回采巷道處于應力降低區(qū),改善了應力環(huán)境。
(3)得到卸壓巷道布置工藝和參數,研究結果在現場超長孤島工作面巷道進行了應用,巷道移進量小,圍巖變形得到了有效的控制。