王艷斌
(西山晉邦德煤業(yè)有限公司,山西 呂梁 033000)
我國能源儲量豐富,但賦存情況不均,大致呈現(xiàn)出多煤、少油、貧氣的格局,煤炭資源在我國一次性能源消耗的占比一直處于領(lǐng)先地位,隨著開采年限的不斷增大,煤層開采逐步面臨地質(zhì)條件復(fù)雜的問題。近距離煤層開采時,由于上下煤層距離較近,使得上煤層開采會影響下煤層巷道的穩(wěn)定性[1-2],所以如何解決近距離下煤層巷道圍巖失穩(wěn)成為了重要的研究課題[3-4]。
近距離上煤層開采后,使得巷道的圍巖應(yīng)力重新分布,上煤層巷道的區(qū)段煤柱會形成應(yīng)力集中區(qū),在進行下煤層開采時,下煤層巷道受到上部煤層巷道底板應(yīng)力集中的影響出現(xiàn)一定的變形,承載壓力是一種自上而下的力,隨著傳遞的距離逐步增大,支撐壓力逐步降低至原巖應(yīng)力水平,所以為了降低下煤層巷道變形需要將下煤層巷道設(shè)置在上煤層巷道底板承載應(yīng)力擴散區(qū)域以外,當(dāng)煤層距離一定時,支護可以有效削減承載應(yīng)力的傳遞性,所以選定合適的支護方案對近距離下煤層巷道穩(wěn)定性十分重要。
在近距離煤層支護時,如果巷道頂板有部分軟弱巖石,此時利用錨桿將軟弱巖石與堅硬巖層進行聯(lián)系,此時的錨桿起到懸吊作用,見圖1-1。當(dāng)巷道的頂板出現(xiàn)分層時,錨桿支護不僅可以提升頂板巖層間的摩擦力,降低頂板離層現(xiàn)象,同時能夠提供巖層足夠的抗剪強度,避免出現(xiàn)剪切破壞,如圖1-2 所示。同時在易破碎區(qū)為防止破碎面積進一步增大,通過預(yù)應(yīng)力錨桿支護可以形成錐形壓應(yīng)力區(qū),當(dāng)支護錨桿的間排距很小時,此時的壓應(yīng)力區(qū)會形成一個組合拱,此時圍巖的強度會有大幅度的提升。
圖1 錨桿支護作用示意圖
在進行近距離煤層巷道支護時需要遵循以下原則:
1)及時主動原則,通過及時進行支護降低圍巖發(fā)生變形的幾率,使圍巖達到受力均衡狀態(tài)。
2)可縮性支護,要根據(jù)實際圍巖情況選定合適的支護方案及支護參數(shù),使得整個支護系統(tǒng)具備一定的可縮性。
3)擴散及預(yù)應(yīng)力施加原則,錨桿的支護主要是依賴預(yù)先施加的預(yù)應(yīng)力,所以在進行預(yù)應(yīng)力施加時要充分分析圍巖特性,選定合適的預(yù)應(yīng)力使其錨固區(qū)與圍巖較好地聯(lián)合,形成整體承壓結(jié)構(gòu)。
4)增大工作阻力原則,施加具有高阻力的支護體系,保證回采空間,避免巷道變形過大造成作業(yè)困難的問題。
晉邦德礦位于位于呂梁市離石區(qū)西屬巴鎮(zhèn),井田面積13.85km2,主要開采3 號、4 號煤層,生產(chǎn)能力120 萬t/年,3 號煤層的平均厚度為4.9 m,4 號煤層平均厚度為2.6 m,兩煤層間的距離為6 m,屬于近距離煤層,在實際生產(chǎn)過程中選定下行式開采,上煤層巷道預(yù)留20 m 護巷煤柱,2 號煤層巷道選定錨桿錨索+金屬網(wǎng)的聯(lián)合支護方案,但由于巷道的應(yīng)力屬于非對稱分布,所以造成巷道兩幫的移近量較大,幫部的變形嚴重。幫部錨桿受到不同程度的破壞,嚴重影響下煤層巷道的開采。
為了降低下煤層巷道變形程度,提升下煤巷道穩(wěn)定性,對4 號煤層巷道支護方案進行優(yōu)化設(shè)計,首先進行巷道錨桿長度的計算,錨桿長度計算公式如下:
式中:L0為錨桿長度,m;L1為錨桿墊板及螺母厚度,m;L2為錨桿有效長度,m;L3為錨桿錨固長度,m。根據(jù)地質(zhì)資料可知巷道的半寬為2 m,上部幫部破碎區(qū)的寬度為2.4 m,巖石的普式硬度系數(shù)為2.5,所以上部巷道錨桿的有效長度為(2.4 m+2 m)/2.5=1.76 m,下部巷道幫部破碎區(qū)的寬度為2.9 m,巖石的普式硬度系數(shù)為2.5,所以上部巷道錨桿的有效長度計算可得:(2.9 m+2 m)/2.5=1.96 m,L1根據(jù)實際情況一般選定0.1 m,錨固長度一般為0.3 m,所以上部下部煤層巷道頂板錨桿長度均選定為2.4 m。同樣的對底板錨桿進行計算,計算得出上下煤層巷道底板錨桿長度分別為3.4 m 和3.8 m,將幫錨桿的長度分別選定為2.9 m 和3.4 m。
對錨桿的間排距進行計算,計算公式一般為:
式中:a 為間排距,m;L0為錨桿長度,m。所以根據(jù)計算可知上部煤層巷道頂板間排距為1 200 mm×1 200mm,底板及幫部錨桿間排距根據(jù)實際工程情況確定,分別為830 mm×830 mm,900 mm×900 mm。下部煤層巷道頂板間排距為1 200 mm×1 200 mm,底板及幫部錨桿間排距根據(jù)實際工程情況確定,分別為850 mm×850 mm,1 000 mm×1 000 mm。
根據(jù)實際工程情況和國家生產(chǎn)型號的種類,最終確定錨桿直徑為200 mm。
對上煤層巷道及下煤層巷道進行支護方案設(shè)計,上部煤層巷道頂板錨桿選用Φ20 mm×2 400 mm左旋樹脂錨桿,頂板每排布置4 根,間排距選定為1 200 mm×1 200 mm,每支錨桿選定2 支Z2360 中樹脂錨固劑,配置150 mm×150 mm×8 mm的高強度托盤,靠近兩幫的錨桿向內(nèi)側(cè)偏移20°,頂板的錨索選定為Φ18×7 000的鋼絞線,沿巷道中心對稱布置,共三根,間排距選定為1 400 mm×2 100 mm。
巷道底板錨桿選用Φ20mm×3400mm 左旋樹脂錨桿,底板每排布置5根,間排距選定為830 mm×830 mm,每支錨桿選定2 支Z2360 中樹脂錨固劑,配置150 mm×150 mm×8 mm的高強度托盤,同時配置高強度墊圈,采用金屬網(wǎng)進行鋪平拉緊。巷道幫錨桿選用Φ20×2 900 mm 左旋樹脂錨桿,兩幫每排布置5 根,間排距選定為900 mm×900 mm,每支錨桿選定2支Z2360 中樹脂錨固劑,配置150mm×150mm×8 mm的高強度托盤,靠近頂?shù)装宓腻^桿向內(nèi)側(cè)偏移20°。
下煤層巷道支護優(yōu)化方式類似,這里就不贅述,上部下部煤層巷道支護優(yōu)化示意圖如圖2 所示。
圖2 巷道支護圖(單位:mm)
對巷道優(yōu)化支護效果進行分析,選定上下煤層順槽部位進行表面位移監(jiān)測,不影響正常施工任務(wù)的前提下對巷道頂板及兩幫距離運輸巷巷10 m、30 m和50 m的位置依次布置3 個監(jiān)測點,用于監(jiān)測頂?shù)装寮皟蓭偷奈灰谱冃危敯灞O(jiān)測結(jié)果如下頁圖3 所示。
在支護初期,上部煤層的頂板下沉速度很快,下沉速度的平均值為0.72 m/d,在第50 天時,此時的頂板變形速度明顯下降,在第72 天時頂板的下沉量達到最大值52 mm,相比上煤層,下煤層下沉速度的平均值為0.78 m/d,在第58 天時,此時的頂板變形速度明顯下降,在第77 天時頂板的下沉量達到最大值60 mm,頂板的變形均在可接受范圍內(nèi)。
底板及兩幫監(jiān)測結(jié)果如下頁圖4 所示。
圖4 巷道圍巖位移變形曲線
在支護初期,上部煤層的底板的變形速度較快,變形速度的平均值為0.53 m/d,在第65 天時,此時的底板變形速度明顯下降,在76 天時頂板的下沉量達到最大值38mm。下煤層底鼓速度的平均值為0.92 m/d,在第77 天時底板變形量的最大值47 mm,頂板的變形均在可接受范圍內(nèi)。兩幫的變形量同樣可控,所以根據(jù)以上分析可以看出經(jīng)過支護優(yōu)化后,巷道變形量得到了明顯的控制,巷道穩(wěn)定性增加。
1)通過理論分析,對錨桿支護機理進行了研究,并給出了近距離煤層巷道支護時需要遵循的原則。
2)利用理論計算,得到了近距離煤層上部、下部巷道支護方案,為礦山巷道支護提供了一定的參考。并現(xiàn)場驗證該支護方案的可行性,發(fā)現(xiàn)經(jīng)過支護優(yōu)化后巷道變形量得到了明顯的控制,巷道穩(wěn)定性增加。