唐耀偉
(晉能控股煤業(yè)集團四臺礦,山西 大同 037016)
煤峪口礦目前主要開采3#煤層,煤層平均厚度為15 m。 8202 工作面采用綜采放頂煤開采工藝,與其相鄰的8203 工作面采空區(qū)之間留設38 m 的寬煤柱。8202 工作面的回采長度為1 500 m,預計一條煤柱約損失煤炭1.30 Mt;而且在回采時,受上覆采空區(qū)和寬煤柱的影響,回風巷會出現(xiàn)劇烈的礦壓顯現(xiàn)[1-3],巷道受壓變形后在回風巷和工作面交叉處僅留下一個窄口,嚴重影響綜采工作面的通風安全。 為解決寬煤柱支護壓力大、煤炭資源損失嚴重的現(xiàn)象,擬采用留小煤柱沿空掘巷技術來降低綜采工作面寬煤柱的集中應力。
合理的煤柱寬度是決定留設煤柱穩(wěn)定性和沿空掘巷順利完成的關鍵因素。 為確保巷道的應力在較低的范圍內,考慮到煤柱圍巖變形情況、煤柱寬度以及煤柱隔絕氣體等要求,根據(jù)極限平衡理論[4-5],煤柱最佳寬度為:
式中:x1為采空區(qū)影響下塑性區(qū)的寬度,m;x1為煤柱幫錨桿的有效長度,取2.0 m;為安全系數(shù),?。?.15-0.35)(x1+x2);為上個工作面回采巷道的高度,取4.4 m;A為側壓系數(shù),取0.26;k為應力集中系數(shù),取0.28;γ為上覆巖層容重,28 t/m3;H為巷道埋深,取223.61 m;φ為內摩擦角,取30°;C_C為頂板巖層巖體黏聚力,取3.32 MPa;C_0 為煤體黏聚力,取0.86 MPa;P_0 為上一工作面支架阻力,取0。
代入后得到x1=1.99,計算出小煤柱的最佳寬度B=4.59~5.39 m,因此小煤柱寬度取6 m。
采用留設6 m 小煤柱沿空掘巷支護,由于煤柱的尺寸小,巷道的應力環(huán)境復雜,在掘進過程中,經受多次動壓,巷道底板出現(xiàn)底鼓,底鼓量達500 mm。 沿煤層底板掘進,巷道高度為4.5 m,局部地區(qū)的巷道高度可達5 m 以上,這樣給兩幫支護帶來很大的困難,在開采壓力作用下,巷道兩幫出現(xiàn)嚴重變形,整體變形量較大。 煤層頂部煤體強度較低,巖層松軟,容易破碎,穩(wěn)定性較差。 另外,在經過高瓦斯含量區(qū)域時,巷道兩幫的成型差,錨固力難以滿足要求。
8202 工作面存在寬度不一致的煤柱和采空區(qū),選用ABAQUS 數(shù)值模擬軟件對遺留煤柱的垂直應力進行模擬,根據(jù)煤柱的應力狀態(tài),可分為采空區(qū)影響段 (距工作面切眼100~300 m、560~630 m、700~780 m、790~860 m)、煤柱不影響段(距工作面切眼320~520 m、900 m 以上)和煤柱影響段(距工作面切眼300~320 m、520~560 m、630~700 m、780~790 m、860~900 m)。
根據(jù)高強度錨桿支護強度理論、 錨固平衡理論以及錨索懸吊補強理論[6-7],根據(jù)錨桿、錨索聯(lián)合支護原則,按照動態(tài)系統(tǒng)設計方法,結合巷道支護、現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)以及巷道圍巖力學特性確定錨桿、錨索的支護密度及長度,擬定設計如下支護方案:
巷道頂板支護設計。 采用錨桿主支護與組合錨索輔助支護,具體方案為:每排布置6 根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿的直徑為22 mm,長度為2 500 mm,每根錨桿之間的間距為900 mm,排距為1 800 mm。兩腮布置肩角錨索,排距為1 800 mm,采用直徑為21.8 mm,長度為5 300 mm 的鋼絞線,間距為900 mm,排距為2 700 mm。 在每兩排錨桿之間交叉布置一排組合錨索,每排錨索采用6.3 m 和8.3 m 兩種型號進行交替布置,由5 根錨索組成,間排距為2 400 mm×2 700 mm。在距工作面開切眼前50 m 和后20 m 的范圍內,將組合錨索的排間距減小,間排距為1 800 mm×1 800 mm。
巷道兩幫支護設計。 采煤幫采用錨桿主支護與組合錨索輔助支護,錨桿直徑為22 mm,長度為3 000 mm,排距為900 mm,間距為900 mm。在距巷道頂板400 mm,與水平方向向上呈10°夾角處,打一根錨桿,與水平方向向下呈20°夾角處,打一根錨桿,中間兩根錨桿替換成錨索,錨索直徑為21.8 mm,長度為5 300 mm,排距為1 800 mm,與巷幫垂直。 在距巷道底部2 950 mm 處,布置一排直徑為21.8 mm 的錨索,錨索長度為5 300 mm,間距為900 mm,搭配網(wǎng)格菱形金屬網(wǎng),規(guī)格為50 mm×50 mm。 煤柱幫采用錨桿主支護與組合錨索輔助支護,在距巷道頂板400 mm,與水平方向向上呈10°夾角處,打一根錨桿,距巷道底板700 mm 處,與水平方向向下呈20°夾角處,打一根錨桿,中間交替打兩根直徑為17.8 mm 的錨索,錨索長度為4 300 mm,排距為1 800 mm,與巷幫垂直,搭配網(wǎng)格菱形金屬網(wǎng),規(guī)格為50 mm×50 mm,如圖1 所示。
圖1 采空區(qū)影響段支護
巷道頂板支護設計。 兩腮采用肩角錨索進行支護,錨索直徑為21.8 mm,長度為6 500 mm[8]。
巷道兩幫支護設計。 在采煤幫側距巷道底部2 950 mm 處,布置一排直徑為21.8 mm 的錨索,錨索長度為6 300 mm。 在煤柱幫距巷道頂板400 mm 處,布置一根直徑為17.8 mm 的錨索,錨索長度為4 500 mm,在距巷道底板700 mm 處,布置一根直徑為17.8 mm 的錨索,長度為4 500 mm。
除上述布置外,其余布置采用和采空區(qū)影響段同樣支護方案。
為了檢驗巷道支護的安全可靠性,對錨桿錨索受力情況進行監(jiān)測,根據(jù)現(xiàn)場情況布設礦壓觀測站3 個,分別設在8202 工作面沿空掘進330 m、600 m 和970 m 處。
1 號觀測站的錨桿受力曲線如圖2 所示。巷道頂板錨桿受力平均值為82.7 kN,巷道左幫錨桿受力平均值為110.1 kN,右?guī)湾^桿受力平均值為148.7 kN,頂板的錨索最終受力值為227.8 kN。在巷道開挖的初期,煤柱幫錨桿受力比較大,頂板錨桿的受力相對較小,隨著掘進長度的增加,兩幫錨桿受力逐漸增大,頂板錨桿的受力增幅變小,巷幫穩(wěn)定的周期較長[9-10]。
圖2 1 號觀測站錨桿受力曲線
2 號觀測站的錨桿受力曲線如圖3 所示。巷道兩幫的錨桿受力明顯大于巷道頂板的錨桿受力,巷道頂板錨桿受力平均值為69.6 kN,巷道左幫錨桿受力平均值為95 kN,右?guī)湾^桿受力平均值為134.8 kN,頂板的錨索最終受力值為243.6 kN,錨桿的最終受力逐漸減小,且錨桿受力變化趨勢與巷道的變形大體相同,巷道穩(wěn)定的周期變短。
圖3 2 號觀測站錨桿受力曲線
3 號觀測站的錨桿受力曲線如圖4 所示。在巷道開挖初期,錨桿和錨索在短時間內達到穩(wěn)定,變化過程比較短,巷道頂板錨桿受力平均值為61 kN,巷道左幫錨桿受力平均值為101 kN,右?guī)湾^桿受力平均值為150 kN,頂板的錨索最終受力值為218 kN,右?guī)偷腻^索最終受力值為247 kN,沿空掘巷巷道的變形得到很好地控制。
圖4 3 號觀測站受力曲線
綜合監(jiān)測數(shù)據(jù)可以看出,隨著掘進距離的增加,巷道變形量減小,穩(wěn)定周期明顯縮短,錨桿索受力減小,支護結構能較好地控制巷道的變形。
在工作面回采期間監(jiān)測巷道圍巖變形量,監(jiān)測曲線如圖5 所示。 在距工作面45 m 時,巷道慢慢出現(xiàn)變形,在距工作面20 m 時,巷道變形加劇。回采期間,小煤柱受支承壓力和三角塊回轉的影響,容易被壓碎,出現(xiàn)輕微變形并逐漸向巷道內移動,沿空幫的圍巖變形量為220 mm。整體來看,巷道兩幫的移近量大于頂?shù)装宓囊平浚l(fā)生變形的時間幾乎沒有差異。
圖5 巷道圍巖變形量監(jiān)測曲線
1)煤峪口礦小煤柱沿空掘巷支護困難,主要原因為煤柱尺寸小、巷道應力復雜、圍巖條件差、巷幫穩(wěn)定性差;擬采用以錨桿錨索為主支護、組合錨索為輔助支護方案。
2)采用礦壓實時監(jiān)測表明,巷道兩幫的圍巖變形量大于巷道頂?shù)装宓淖冃瘟?,離工作面越遠巷道的穩(wěn)定性越好;在沿空掘巷支護后,巷道圍巖的變形效果得到改善,支護效果較好。