趙正軍

(煤炭工業(yè)太原設(shè)計研究院集團(tuán)有限公司,太原 030001)

我國現(xiàn)有煤礦開采活動中,極近距離煤層開采占有很大一部分比例。在極近距離下進(jìn)行下煤層開采活動時,上煤層的采動影響尤為突出,如上煤層的開采導(dǎo)致上部煤層底板發(fā)生破壞,故對于下煤層開采時的支護(hù)要求更高。上煤層開采后采空區(qū)遺留煤柱底部附近產(chǎn)生應(yīng)力集中現(xiàn)象,故下煤層開采時要合理確定回采巷道的位置。目前,國內(nèi)學(xué)者在極近距離煤層回采巷道合理位置確定及支護(hù)技術(shù)方面已取得一系列研究成果。孟浩[1]為確定近距離煤層群下行開采下位煤層巷道的合理位置,采用數(shù)值模擬、理論分析、底摩擦試驗(yàn)及現(xiàn)場測試的方法,對殘留煤柱下底板應(yīng)力分布規(guī)律和巷道圍巖變形破壞特征進(jìn)行分析,確定了回采巷道的合理位置,較好地控制了圍巖變形。孟慶妮[2]以平煤六礦戊9-10-22310工作面為研究對象,對近距離煤層采空區(qū)下工作面巷道支護(hù)主要影響因素進(jìn)行研究,并提出采用桁架錨索+錨網(wǎng)的支護(hù)方法。谷攀等[3]針對極近距離煤層采空區(qū)遺留煤柱造成巷道大變形的問題,運(yùn)用理論計算和力學(xué)分析，研究了新旺煤礦3101工作面回采巷道頂板破壞特征與破壞機(jī)理,提出采用錨網(wǎng)索+錨注+釋壓聯(lián)合支護(hù)的方案。本文以嵐縣葛鋪煤礦4號煤層開采為工程背景,針對采空區(qū)下極近距離煤層回采巷道支護(hù)技術(shù)的難題,運(yùn)用理論分析和數(shù)值模擬等方法,確定回采巷道的合理位置并設(shè)計具體支護(hù)方案,保證礦井正常采掘,為葛鋪煤礦4號煤層安全高效開采提供可靠技術(shù)支撐,實(shí)現(xiàn)礦井可持續(xù)發(fā)展。

1 工程概況

嵐縣葛鋪煤礦現(xiàn)開采一采區(qū)4-1號煤層,4-1號煤層開采至今僅剩余2個正規(guī)開采工作面,下一步將開采4號煤層。4號煤層煤厚0.40～3.43 m,平均2.31 m。4號煤層與上部4-1號煤層間距0.70～8.75 m,平均3.88 m,4-1號煤層與4號煤層均屬于極近距離煤層。因受4-1號煤層的回采影響,造成采空區(qū)的圍巖應(yīng)力重新分布,在采空區(qū)遺留煤巖柱內(nèi)產(chǎn)生應(yīng)力集中,對4號煤層開采巷道布置和位置確定將有非常大的影響。根據(jù)表1所示的工程數(shù)據(jù)可知,本礦井4-1號煤層與4號煤層的最大層間距為8.75 m,最小層間距僅為0.7 m。受4-1號煤層的回采影響,4號煤層及頂板巖層破壞嚴(yán)重,因此對布置在采空區(qū)下的4號煤層開采巷道支護(hù)方式及支護(hù)強(qiáng)度提出了更高的要求。

基于以上分析,必須對本礦井4號煤層回采巷道的布置方式與支護(hù)參數(shù)進(jìn)行研究,結(jié)合礦井工程地質(zhì)條件進(jìn)一步確定更加安全、經(jīng)濟(jì)的巷道布置及支護(hù)方式,做到科學(xué)、合理、安全有效支護(hù),為礦井安全生產(chǎn)提供技術(shù)支撐。

表1 4-1和4號煤層的工程數(shù)據(jù)Table 1 Characteristics of No.4-1 and No.4 coal seam

2 4號煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性分析

2.1 回采巷道位置的布置

下煤層回采巷道位置宜選擇在上煤層采空區(qū)遺留煤柱形成的應(yīng)力增高區(qū)影響范圍外,即應(yīng)布置在應(yīng)力降低區(qū),以減少巷道維護(hù)[4-5]。研究表明,4-1號煤層采空區(qū)遺留煤柱形成的應(yīng)力增高區(qū)在煤柱中心下方,影響過渡區(qū)在距煤柱中心水平距離10～20 m附近,應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)為更遠(yuǎn)的采空區(qū)內(nèi)。因此,4號煤層回采巷道的位置應(yīng)布置在距4-1號煤層采空區(qū)所遺留煤柱中心水平距離10 m之外的應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)內(nèi)。

2.2 下部煤層巷道破壞特征

前述分析表明,下部4號煤層開采巷道布置在上部4-1號煤層采空區(qū)遺留煤柱水平距離10 m外的應(yīng)力穩(wěn)定區(qū)內(nèi),可避開采空區(qū)遺留煤柱應(yīng)力集中的影響。實(shí)際上,4號煤層距4-1號煤層的最大距離為8.75 m,最小僅為0.7 m,巷道圍巖受到破壞,圍巖結(jié)構(gòu)失穩(wěn)[2-4]。通過對下部煤層巷道因上部煤層開采而產(chǎn)生的受力及變形進(jìn)行數(shù)值模擬,分析采空區(qū)下回采巷道的變形破壞特征,得出結(jié)果如圖1所示。

圖1 采空區(qū)下極近距離煤層巷道變形破壞特征Fig.1 Deformation and failure of coal roadways in ultra-close coal seam under goaf

從圖1中計算機(jī)數(shù)值模擬的結(jié)果看,受上部煤層工作面回采影響,下部極近距離煤層巷道頂板的破壞主要為拉伸、剪切破壞。拉伸破壞主要出現(xiàn)在頂板中部區(qū)域,剪切破壞主要出現(xiàn)在巷道頂板的端部。下部煤層巷道頂板出現(xiàn)明顯下沉,巷道頂板的位移主要是由拉伸破壞引起的豎向位移,同時巷道頂板還出現(xiàn)了剪切破壞,故頂板在水平方向還出現(xiàn)了橫向位移。

3 支護(hù)方案設(shè)計

3.1 4號煤層回采巷道支護(hù)方式的確定

結(jié)合表2的礦井工程地質(zhì)物理力學(xué)測試數(shù)據(jù)和圖2、圖3的數(shù)值模擬結(jié)果可知,4-1號煤層底板巖層的水平應(yīng)力隨深度增加而增大。在距離煤柱中心水平距離10 m，深度10 m處,底板的水平拉應(yīng)力為5 MPa左右,大于底板砂質(zhì)泥巖的最大抗拉強(qiáng)度2.20 MPa和細(xì)粒砂巖的平均抗拉強(qiáng)度3.77 MPa,故深度在10 m范圍內(nèi)的底板巖層發(fā)生了不同程度的破壞?？梢娫?-1號煤層開采以后,4號煤層頂板已完全發(fā)生拉伸破壞,其頂板結(jié)構(gòu)類型為散體結(jié)構(gòu)或碎裂結(jié)構(gòu)。

表2 4-1號煤層底板物理力學(xué)性質(zhì)Table 2 Physical and mechanical properties of No.4-1coal seam floor

圖2 采空區(qū)遺留煤柱下方底板豎向應(yīng)力集中系數(shù)等值線分布Fig.2 Contour distribution of floor vertical stress concentration rate below remaining coal pillars in goaf

圖3 4-1號煤層底板不同深度處的水平應(yīng)力曲線Fig.3 Horizontal stress curves at different depths of No.4-1 coal seam floor

回采巷道的支護(hù)方式一般有架鋼棚支護(hù)、錨網(wǎng)帶支護(hù)、錨網(wǎng)帶索支護(hù)、錨網(wǎng)帶索(梁)支護(hù)、錨注支護(hù)或聯(lián)合支護(hù)等方式。由于極近距離煤層間隔小,部分區(qū)域間隔層厚度小于1 m,導(dǎo)致錨桿支護(hù)無法穩(wěn)定錨固,限制了錨桿的使用。因此,需根據(jù)4號煤層開采巷道頂板條件來確定科學(xué)合理的支護(hù)方式。參照國內(nèi)其他礦區(qū)極近距離煤層巷道支護(hù)實(shí)踐[5-7],結(jié)合本礦巷道地質(zhì)力學(xué)評估結(jié)果,設(shè)計4號煤層回采巷道的支護(hù)方式為:1)對于松散結(jié)構(gòu)頂板,以架鋼棚支護(hù)為主,以錨網(wǎng)帶索(梁)支護(hù)為輔;2)對于碎裂結(jié)構(gòu)頂板,以錨網(wǎng)帶索(梁)支護(hù)為主,若遇地質(zhì)特殊段,輔以架棚支護(hù)或其他支護(hù)。

3.2 回采巷道支護(hù)參數(shù)的確定

3.2.1工作面回采巷道錨桿支護(hù)參數(shù)設(shè)計

根據(jù)現(xiàn)場調(diào)查和巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)測試評估結(jié)果,確定4號煤層回采巷道圍巖屬于第Ⅴ類的極不穩(wěn)定圍巖。采用動態(tài)設(shè)計方法,確定巷道支護(hù)的初始錨桿主要支護(hù)參數(shù)為:平均外徑22 mm,長度1.5～2.2 m,預(yù)緊力為錨桿屈服力的30%～60%,間排距0.6～1.0 m,全長錨固。錨桿的選擇方法如下。

1)錨桿材質(zhì)。由于普通圓鋼錨桿存在桿體剛度低、強(qiáng)度低和螺紋部分直徑比桿體小、承載能力低等缺陷,其用量越來越少。本礦4號煤層回采巷道圍巖屬極不穩(wěn)定圍巖,初步確定支護(hù)錨桿選用MG500型高強(qiáng)度左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,其力學(xué)性能見表3。

表3 MG500型錨桿螺紋鋼的力學(xué)性能Table 3 Mechanical properties of MG500 bolt screw steel

2)錨桿直徑。當(dāng)錨桿對巷道圍巖形成穩(wěn)固的支護(hù)時,就可以有效控制巷道的頂板變形。已有研究成果表明,在相同情況下,錨桿桿體直徑越大，支護(hù)阻力會越大,且支護(hù)系統(tǒng)剛度也越大,支護(hù)效果會更好。同時,錨桿桿體直徑與鉆孔直徑要做到合理匹配。實(shí)踐表明,錨桿桿體直徑小于鉆孔直徑6～8 mm時匹配效果會更好。目前常用的錨桿直徑規(guī)格為16、18、20、22和25 mm,鉆孔孔徑為28～32 mm。在保證支護(hù)有效的前提下,為節(jié)約資源、減少樹脂和鋼材的用量,設(shè)計錨桿直徑為22 mm,鉆孔孔徑選擇28 mm。

3)錨桿長度。錨桿長度是影響巷道整個支護(hù)系統(tǒng)強(qiáng)度和剛度的重要因素之一。當(dāng)回采巷道頂板裂隙發(fā)育較深時,錨桿的長度選擇應(yīng)起到加大圍巖強(qiáng)化圈厚度的效果,提高頂板加固系統(tǒng)整體穩(wěn)定性。因此,設(shè)計巷道兩幫錨桿長度為2.2 m,有效長度2.0m。頂板錨桿長度根據(jù)4號煤層與上部4-1號煤層實(shí)際間距來選擇確定。當(dāng)實(shí)際間距大于2.2 m時,頂板錨桿長度為2.2 m;當(dāng)實(shí)際間距大于1.5 m小于2.2 m時,頂板錨桿長度小于煤層間距;當(dāng)實(shí)際間距小于1.5 m時,不再使用錨桿支護(hù),改為架鋼棚支護(hù)。煤層間距為1.5～2.2 m時的順槽支護(hù)布置如圖4所示。

圖4 煤層間距為1.5～2.2 m的順槽支護(hù)布置圖Fig.4 Layout of gateway support (seam spacing between 1.5 and 2.2 m)

3.2.2回采巷道錨索支護(hù)參數(shù)設(shè)計

根據(jù)4號煤層的開采地質(zhì)條件,確定選用的錨索材質(zhì)類型為1×7股鋼絞線錨索。錨索長度的確定方法如下:錨索主要起懸吊作用,錨索固定于上部穩(wěn)定的巖層中,減少重力對錨固區(qū)下沉運(yùn)動的影響,提高錨固區(qū)壓縮拱的穩(wěn)定性。根據(jù)懸吊理論,當(dāng)巷道頂板有堅硬穩(wěn)定巖層時,錨索在穩(wěn)定巖層中至少有1.5 m的錨固長度;當(dāng)巷道頂板為軟弱破碎巖層時,錨索長度要使其在自然平衡拱內(nèi)有足夠的錨固長度。

因巷道圍巖為不穩(wěn)定的泥巖和砂質(zhì)泥巖,且受采動壓力影響,此處采用自穩(wěn)平衡拱來確定錨索長度,公式如下:

LMS≥h+L1+L2.

(1)

式中:LMS為錨索長度,m;h為極限自穩(wěn)平衡拱高度,m;L1為錨索錨固段長度,一般為1.5～1.8 m;L2為錨索外露長度,一般為0.15～0.25 m。

極限自穩(wěn)平衡拱高度按下式計算:

(2)

式中:b0為順槽掘進(jìn)寬度,膠帶和軌道順槽分別取4.5 m和4.0 m;h0為順槽掘進(jìn)高度,取3.15 m;σt為頂板抗拉強(qiáng)度,取3.0 MPa;φ為頂板內(nèi)摩擦角,取32.77°；p0為順槽頂板壓力,取20 MPa。

據(jù)此,計算得膠帶和軌道順槽極限平衡拱高度分別為3.26 m和2.90 m。按膠帶順槽計算錨索長度,則要求:

LMS≥H+L1+L2=3.26+1.5+0.15=4.91

根據(jù)礦井應(yīng)用錨索的現(xiàn)狀,考慮到選用錨索長度最短為4.9 m,可根據(jù)層間距加長,最長取7.3 m。同時，考慮到錨索應(yīng)在4號煤層頂板中至少留有0.2 m不錨固段效果較好,因此當(dāng)4號與4-1號煤層間距超過5.1 m時,才可使用錨索支護(hù)。煤層間距大于5.1 m時的順槽支護(hù)布置如圖5所示。

圖5 煤層間距大于5.1 m的順槽支護(hù)布置圖Fig.5 Layout of gateway support (seam spacing larger than 5.1 m)

4 結(jié)論

以嵐縣礦區(qū)生產(chǎn)礦井4號煤層巷道圍巖工程地質(zhì)條件為背景,采用動態(tài)設(shè)計法,綜合運(yùn)用現(xiàn)場調(diào)研、工程類比、理論計算、數(shù)值模擬等方法,對嵐縣礦區(qū)極近距離采空區(qū)下回采工作面巷道支護(hù)技術(shù)進(jìn)行分析研究,得出主要結(jié)論如下。

1)下部4號煤層回采巷道宜布置在距上部4-1號煤層采空區(qū)遺留煤柱中心線至少10 m外的采空區(qū)下方。其支護(hù)方式為:a.當(dāng)煤層間距較大時,可主要采用錨網(wǎng)帶(梁)支護(hù)方式或錨網(wǎng)帶索(梁)支護(hù)方式。b.根據(jù)煤層實(shí)際間距不同,應(yīng)分區(qū)選取支護(hù)方式。當(dāng)煤層實(shí)際間距層小于1.5 m時宜采用架鋼棚支護(hù)；當(dāng)煤層實(shí)際間距在1.5～5.1 m時可選用錨網(wǎng)帶(梁)支護(hù)方式；當(dāng)煤層實(shí)際間距大于5.1 m時選用錨網(wǎng)帶索(梁)支護(hù)；在復(fù)雜的過渡區(qū)也可選用架鋼棚和錨網(wǎng)帶索聯(lián)合支護(hù)的方式。

2)根據(jù)巷道圍巖穩(wěn)定性和巷道錨桿支護(hù)設(shè)計規(guī)范,確定4號煤層回采巷道初始設(shè)計支護(hù)參數(shù)為:錨桿材質(zhì)選用MG500型高強(qiáng)度左旋無縱肋螺紋鋼錨桿,桿體直徑22 mm,桿體長度1.5～2.2 m,間排距0.6～1.0 m;當(dāng)煤層間距大于5.1 m時選用錨網(wǎng)帶索(梁)支護(hù)方式,錨索最短4.9 m,最長不超過7.3 m。

3)在遇頂板破碎或斷層等地質(zhì)構(gòu)造段時,應(yīng)根據(jù)實(shí)際情況將錨桿間排距做相應(yīng)調(diào)整,適當(dāng)加大支護(hù)密度,根據(jù)現(xiàn)場情況制定可行的支護(hù)方案。