馬巖意
(山西三元煤業(yè)股份有限公司,山西 長治 046000)
三元煤業(yè)3#煤層平均埋深376.5 m,煤層厚度為6.36~7.50 m,平均厚度7.20 m;煤層傾角1°~10°,平均傾角5.5°;煤層結(jié)構(gòu)簡單,賦存穩(wěn)定,厚度變化較小,為全區(qū)穩(wěn)定可采煤層。煤層直接頂為細(xì)粒砂巖,平均厚度8.65 m;基本頂為中粒砂巖,平均厚度4.09 m;直接底為砂質(zhì)泥巖,平均厚度1.0 m;基本底為細(xì)粒砂巖,平均厚度2.98 m。4306 工作面為3#煤層四采區(qū)第二個回采工作面,南為4308 工作面采空區(qū),北為4302 工作面(設(shè)計),東為四采區(qū)大巷,西為井田邊界,工作面布置如圖1。
圖1 巷道布置平面圖
三元煤業(yè)以往區(qū)段煤柱留設(shè)寬度為20~35 m,致使大量寶貴煤炭資源滯留井下,降低了工作面回采率。為此,礦方?jīng)Q定采用留窄煤柱沿空掘巷技術(shù)掘進(jìn)4306 運輸順槽,窄煤柱寬度是影響沿空巷道施工效果和穩(wěn)定性的關(guān)鍵因素[1-3],故有必要對煤柱合理寬度進(jìn)行研究。4306 運輸順槽沿3#煤層底板掘進(jìn),設(shè)計全長1 322.7 m,巷道斷面采用矩形,斷面尺寸為5300 mm×3150 mm(寬×高)。
沿空巷道護(hù)巷煤柱在左右兩側(cè)工作面采動影響下,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力和彈塑性分區(qū)呈對稱性分布,煤柱兩側(cè)邊緣分布有一定范圍的破碎區(qū),向內(nèi)為塑性區(qū),中間部位為彈性核區(qū)[4]。當(dāng)煤柱寬度過小時,煤柱內(nèi)部無彈性核區(qū),整個煤柱均發(fā)生塑性變形,極易受采動影響而發(fā)生失穩(wěn)破壞。隨著煤柱寬度的增大,煤柱內(nèi)部彈性核區(qū)范圍增大,煤柱承載能力和穩(wěn)定性增強(qiáng)[5]。然而寬煤柱雖有利于維護(hù)沿空巷道穩(wěn)定,卻造成大量寶貴煤炭資源滯留井下,造成資源浪費,降低工作面回采率[6]。
煤柱寬度過小導(dǎo)致應(yīng)力集中,煤柱整體發(fā)生塑性變形而喪失承載能力;煤柱寬度過大造成大量煤炭資源浪費,降低工作面回采率[3-5]。因此,沿空巷道護(hù)巷煤柱的寬度應(yīng)大于極限平衡條件下區(qū)段煤柱的寬度。根據(jù)圍巖極限平衡理論建立煤柱最佳寬度計算模型如圖2,煤柱最佳寬度B為[2,6]:
圖2 煤柱最佳寬度計算模型
式中:x1為采空區(qū)側(cè)煤柱塑性區(qū)寬度,m;x3為錨桿有效長度,取2.0 m;x2為安全系數(shù),取0.15(x1+x3);m為上區(qū)段工作面巷高,取3.15 m;A為側(cè)壓系數(shù),取0.33;φ為煤體內(nèi)摩擦角,取30°;H為巷道埋深,取煤層平均埋深376.5 m;k為應(yīng)力集中系數(shù),取0.61;C0為煤體粘聚力,取0.24 MPa;CC為覆巖粘聚力,取3.36 MPa;γ為上覆巖層容重,38.83 t/m3;P0為上區(qū)段工作面支架阻力,此處取0。根據(jù)式(2)可解得煤柱采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)寬度x1=3.21;繼而根據(jù)式(1)可解得煤柱最佳寬度B=6 m。
為驗證理論計算所得煤柱最佳寬度為6 m 的合理性,基于4306 工作面工程地質(zhì)條件,采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立三維數(shù)值計算模型,分別對寬度為2 m、4 m、6 m、8 m 和10 m 時,煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布規(guī)律進(jìn)行分析。所建數(shù)值計算模型尺寸為150 m×110 m×50 m(長×寬×高),計算采用摩爾—庫倫準(zhǔn)則,模型左右邊界限制水平方向位移,模型下部邊界限制垂直方向位移,模型上部邊界施加6.5 MPa 的均布載荷以等效上覆巖層重力。模型邊界條件如圖3,數(shù)值模型中煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。
圖3 數(shù)值計算模型邊界條件
表1 煤巖層物理力學(xué)參數(shù)
不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區(qū)分布如圖4。由圖4 可知,不同煤柱寬度時,4306 運輸順槽在沿空掘進(jìn)過程中圍巖破壞形式均以剪切破壞為主,且巷道頂?shù)装迤茐姆秶笥趦蓭?。?dāng)煤柱寬度為2 m和4 m 時,整個煤柱均發(fā)生塑性變形破壞,此時煤柱已喪失承載能力。當(dāng)煤柱寬度增大至6 m 時,煤柱內(nèi)部開始出現(xiàn)約3 m 寬的彈性核區(qū),說明此時煤柱已經(jīng)具備承受巷道掘進(jìn)所產(chǎn)生的超前支撐壓力的能力。當(dāng)煤柱寬度繼續(xù)增大至8 m 和10 m 時,煤柱內(nèi)部彈性核區(qū)寬度分別增大至5 m 和7.5 m,即當(dāng)煤柱寬度大于6 m 時,煤柱內(nèi)部彈性核區(qū)寬度隨煤柱寬度增加而增大,煤柱承載能力進(jìn)一步提高。綜合考慮煤柱穩(wěn)定性、工作面煤炭回采率和隔離采空區(qū)等因素,確定煤柱寬度為6 m 時最佳。
圖4 不同煤柱寬度下巷道塑性區(qū)分布云圖
基于4308 工作面回采巷道支護(hù)參數(shù)和沿空巷道非對稱變形特征,提出采用“錨網(wǎng)索”支護(hù)方案對4306 運輸順槽進(jìn)行支護(hù),支護(hù)參數(shù)如下:
頂板支護(hù):頂板錨桿為Ф20 mm×2200 mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×1000 mm,每排布置7 根,其中兩肩窩錨桿與水平方向呈75°布置,中間5 根錨桿垂直于頂板布置,每根錨桿使用型號為MSK2335 和MSZ2360 樹脂錨固劑各1 支,錨固力不小于127 kN,預(yù)緊力矩不小于300 N·m。頂板金屬網(wǎng)采用10#鐵絲編制礦用金屬經(jīng)緯網(wǎng),尺寸為5600 mm×1150 mm(長×寬),網(wǎng)孔尺寸50 mm×50 mm。錨索采用Ф18.9 mm×6300 mm 的1×7 股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,間排距為2400 mm×1000 mm,每排布置3 根,每根錨索使用1 支MSK2335 和2 支MSZ2360 樹脂錨固劑,錨固力不低于200 kN。
巷幫支護(hù):煤柱幫采用Ф20 mm×2000 mm 左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,實體煤幫采用Ф20 mm×2000 mm 玻璃鋼錨桿,間排距為700 mm×1000 mm,每排布置5 根,其中上下兩端錨桿與水平方向呈20°布置,中間3 根錨桿垂直于頂板布置,每根錨桿使用1 支MSZ2360 樹脂錨固劑。兩幫金屬網(wǎng)采用10#鐵絲編制礦用金屬經(jīng)緯網(wǎng),尺寸為2800 mm×1150 mm(長×寬),網(wǎng)孔尺寸50 mm×50 mm。
為掌握4306 運輸順槽留6 m 寬煤柱進(jìn)行沿空掘巷期間的巷道圍巖變形情況,在4306 運輸順槽內(nèi)距掘進(jìn)迎頭50 m 和100 m 處分別設(shè)置巷道表面變形測站,采用“十字測點法”對巷道掘進(jìn)期間表面變形量進(jìn)行實時觀測[4],觀測結(jié)果如圖5。
圖5 巷道圍巖表面變形量
由圖5 可知,1#和2#測站所觀測到的巷道表面位移量變化趨勢基本相同,在為期60 d 的觀測時期內(nèi),巷道表面位移隨觀測時間呈現(xiàn)出先快速增大,后趨于穩(wěn)定的變化趨勢。在0~30 d 時,巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平吭鲩L速率較大,表明此階段內(nèi)巷道圍巖應(yīng)力因掘巷擾動而喪失原有應(yīng)力平衡狀態(tài),應(yīng)力釋放速度較快而導(dǎo)致巷道圍巖發(fā)生變形。在30 d 以后,巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平吭鲩L速率顯著降低,且逐漸趨于零,表明此時巷道圍巖應(yīng)力釋放逐漸減緩,新的應(yīng)力平衡狀態(tài)基本形成,巷道表面變形趨于穩(wěn)定。此外,巷道頂?shù)装逡平亢蛢蓭鸵平孔畲笾捣謩e為113.25 mm 和150.02 mm,表明4306 運輸順槽留設(shè)6 m 寬煤柱進(jìn)行沿空掘巷施工,并采用“錨網(wǎng)索”支護(hù)后,巷道變形控制效果良好,為巷道順利施工和工作面安全回采提供了保障。
基于4306 工作面工程地質(zhì)資料,對4306 運輸順槽沿空掘巷護(hù)巷窄煤柱最佳寬度進(jìn)行分析,主要得到以下結(jié)果:
(1)基于對沿空掘巷煤柱彈塑性分區(qū)及應(yīng)力分布特征的分析,采用極限平衡理論計算出4306運輸順槽護(hù)巷窄煤柱最佳寬度為6 m。
(2)采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件,對比分析了不同煤柱寬度下巷道塑性區(qū)分布特征,指出煤柱寬度小于6 m 時,煤柱整個發(fā)生塑性變形,承載能力較低;煤柱寬度自6 m 開始,煤柱內(nèi)彈性核區(qū)寬度隨煤柱寬度增加而增大,綜合考慮煤柱穩(wěn)定性和工作面回采率,確定窄煤柱最佳寬度為6 m。
(3)4306 運輸順槽采用留6 m 寬窄煤柱進(jìn)行沿空掘巷并進(jìn)行“錨網(wǎng)索”支護(hù)后,現(xiàn)場巷道表面位移觀測結(jié)果表明:巷道頂?shù)装搴蛢蓭拖鄬σ平孔畲笾捣謩e為113.25 mm 和150.02 mm,巷道圍巖變形得到有效控制。