姜志剛
(開灤(集團(tuán)) 有限責(zé)任公司,河北 唐山 063000)
隨著煤炭資源開采不斷向深部轉(zhuǎn)移,巷道兩側(cè)的支撐壓力峰值也不斷向煤巖體內(nèi)深部發(fā)展。深部厚煤層中煤巖體內(nèi)塑性區(qū)發(fā)育,給回采巷道的布設(shè)帶來了一定的困難。常規(guī)方法為在無擾動(dòng)區(qū)內(nèi)布置巷道,留設(shè)大煤柱,這種方法造成了大量的煤炭損失。小煤柱或無煤柱沿空掘巷技術(shù)逐漸成為關(guān)注的焦點(diǎn)。
在沿空巷道實(shí)踐中,護(hù)巷煤柱留設(shè)的尺寸是沿空巷道技術(shù)成敗的關(guān)鍵,國內(nèi)研究學(xué)者對(duì)此進(jìn)行了大量研究[1-5]。蘇超[6]基于極限平衡理論確定了沿空掘巷護(hù)巷煤柱寬度的合理取值區(qū)間,并結(jié)合數(shù)值模擬進(jìn)行了優(yōu)化;王志強(qiáng)[7-8]采用理論和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法研究了錯(cuò)層位外措式沿空掘巷機(jī)理及相鄰巷道的立體化聯(lián)合支護(hù)技術(shù);李生鑫[9]通過理論分析和數(shù)值模擬,研究了煤柱的合理寬度,確定煤柱寬度為8 m;邢海天[10]采用脹鎖式對(duì)穿錨索加固沿空掘巷留設(shè)煤柱,闡述了沿空掘巷留設(shè)煤柱的雙向加固機(jī)理。
綜上可見,沿空巷道護(hù)巷煤柱合理寬度取值尚未形成統(tǒng)一認(rèn)識(shí)。鑒于此,本文依據(jù)開灤集團(tuán)范各莊礦7 號(hào)煤地質(zhì)采礦條件,采用UDEC 離散元數(shù)值模擬程序,對(duì)留設(shè)不同寬度煤柱沿空巷道圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行分析,確定合理的護(hù)巷煤柱寬度,并以工程應(yīng)用效果進(jìn)行驗(yàn)證。
本次以范各莊礦7 號(hào)煤層2375 工作面回采巷道為研究對(duì)象。模擬范圍內(nèi)煤層平均埋深450 m,煤層厚度平均為4.1 m。巷道斷面為矩形,尺寸為4 m×2.8 m,沿著煤層底部掘進(jìn),頂上留有一層較厚煤層作為頂板,巷道頂?shù)装褰Y(jié)構(gòu)及巖性見表1。
表1 巷道頂?shù)装褰Y(jié)構(gòu)及巖性Table 1 Structure and lithology of roadway roof and floor
上區(qū)段工作面開挖完后形成采空區(qū),沿空掘巷受到采空區(qū)側(cè)向支承壓力與本工作面的超前采動(dòng)支承壓力的疊加作用,其圍巖以及煤柱裂隙發(fā)育、破碎,采用數(shù)值計(jì)算軟件UDEC4.0 模擬分析沿空掘巷圍巖及煤柱的穩(wěn)定性。
基于范各莊礦7 號(hào)煤層的鉆孔資料建立500 m(寬) ×230 m(高) 的模型。模型頂部施加等效于上覆巖層自重的均布載荷5.5 MPa(上覆巖層容重25 kN/m)3,模型兩邊水平約束,底部固定約束,留設(shè)巷道煤柱寬度分別為1、2、3、4、5、6、8、10、15、20、30、50 m。巖體和節(jié)理均采用Mohr-Coulomb 模型,塊體模型如圖1 所示。
圖1 數(shù)值模擬力學(xué)模型Fig.1 Mechanical models of numerical simulation
煤柱寬度為5 m 時(shí)的巷道圍巖變形及塑性區(qū)分布特征,如圖2 所示。由圖分析可知,沿空掘巷留設(shè)保護(hù)煤柱寬度為5 m 時(shí),巷道頂?shù)装遄畲笞冃瘟考s為300 mm;巷道兩幫(煤體、煤柱) 最大變形量約為150 mm;巷道圍巖最大塑性區(qū)范圍約為8 m,其中煤柱已全部發(fā)生塑性變形,巷道開挖完成后仍保留有較好斷面率,保障了生產(chǎn)需求。
圖2 煤柱寬為5 m時(shí)巷道圍巖變形及塑性區(qū)分布Fig.2 Deformation and plastic zone distribution of roadway surrounding rock with 5 m of coal pillar width
不同煤柱寬度條件下巷道圍巖變形情況,如圖3 所示。由圖分析可知:①隨著留設(shè)煤柱加寬,煤柱壓縮量、巷道兩幫及頂?shù)装宓南鄬?duì)移近量逐漸減小,這由于煤柱加寬,其自身抗變形能力增加,進(jìn)而可控制巷道頂板小結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定;②煤柱寬度超過5 m,煤柱壓縮量、巷道兩幫及頂?shù)装宓南鄬?duì)移近量變化規(guī)律均趨于穩(wěn)定。
圖3 不同煤柱寬度條件下巷道圍巖變形量Fig.3 Deformation of roadway surrounding rock under different coal pillar widths
不同煤柱寬度條件下巷道圍巖內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律,如圖4 所示。由圖分析可知:①煤柱寬度增加,煤柱、頂板和底板中最大應(yīng)力值逐漸增大并趨于穩(wěn)定,這是由于煤柱寬度的增加導(dǎo)致應(yīng)力峰值向煤柱側(cè)轉(zhuǎn)移的結(jié)果;②煤柱寬度超過8 m,煤柱寬度增加,煤柱內(nèi)的最大應(yīng)力值變化幅度較小,保持在21 MPa 左右;而底板中最大應(yīng)力值不斷增加至約20 MPa,可能由于巷道處于側(cè)向支承壓力高峰區(qū)內(nèi),導(dǎo)致巷道圍巖受力增加,對(duì)圍巖控制不利。可見,該工況條件下沿空掘巷護(hù)巷煤柱的寬度不應(yīng)當(dāng)超過8 m。
圖4 不同煤柱寬度時(shí)巷道圍巖應(yīng)力分布Fig.4 Stress distribution of roadway surrounding rock with different coal pillar widths
綜上可知,結(jié)合巷道圍巖變形和應(yīng)力分布變化規(guī)律范各莊礦2375 工作面回采巷道合理的煤柱寬度范圍應(yīng)為5 ~8 m。
范各莊礦2375 工作面運(yùn)輸巷實(shí)際設(shè)計(jì)沿空掘巷護(hù)巷煤柱寬度為5.5 m。采取了合理支護(hù)措施,具體方案如下。
(1) 頂板采用φ20 mm×2 400 mm 等強(qiáng)無縱筋左旋螺紋鋼錨桿、金屬網(wǎng)和鋼帶進(jìn)行聯(lián)合支護(hù);采用φ17.8 mm×7 300 mm 小孔徑錨索和預(yù)應(yīng)力鋼鉸線桁架進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。錨桿間排距為700 mm×800 mm,錨索排距為2.4 m,即每3 排錨桿中間布置1 排,每排2 根,每根錨索分別距煤幫1.0 m,垂直頂板布置;鋼鉸線桁架的排距為2.4 m,每3排錨桿布置1 套桁架,分別占用相應(yīng)的錨桿位置,但鋼鉸線桁架與錨索排等間距布置,部分地段頂板實(shí)施注漿加固。
兩幫采用φ20 mm×2 400 mm 高強(qiáng)度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿、鋼帶和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù),采用φ17.8 mm×6 500 mm 預(yù)應(yīng)力鋼鉸線桁架進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),對(duì)全地段窄煤柱幫和部分地段實(shí)煤體幫實(shí)施注漿加固。錨桿間排距為800 mm×800 mm、鋼鉸線桁架排距為1.6 m,如圖5 所示。
圖5 斷面支護(hù)設(shè)計(jì)Fig.5 Section support design
2375 工作面運(yùn)輸巷掘進(jìn)期間和回采期間,監(jiān)測了巷道的表面位移,結(jié)果如圖6 所示。由圖分析得出:①隨掘進(jìn)面向前推進(jìn),圍巖變形逐漸增大,掘進(jìn)面推進(jìn)200 m 后,圍巖變形速度開始減小;②隨回采面向前推進(jìn),沿空巷道超前影響范圍約為60 m。
圖6 掘進(jìn)及回采期間巷道圍巖應(yīng)力及變形規(guī)律Fig.6 Stress and deformation lawof roadway surrounding rock during excavation and mining
綜上所述,當(dāng)沿空掘巷護(hù)巷煤柱寬度為5.5 m時(shí),在掘進(jìn)與回采期間頂?shù)装謇塾?jì)最大移近量約為1 500 mm,兩幫累計(jì)最大移近量約為1 800 mm,掘巷斷面能夠保持原斷面的66%以上,滿足安全生產(chǎn)使用要求。
(1) 分析巷道圍巖變形和應(yīng)力情況,煤柱寬度小于8 m 時(shí),煤柱尺寸大小及強(qiáng)度是影響巷道圍巖穩(wěn)定的主要因素;煤柱寬度超過8 m 時(shí),煤柱上所承受的載荷為影響巷道圍巖穩(wěn)定的主要因素。
(2) 結(jié)合范各莊礦具體條件,數(shù)值模擬得出不同護(hù)巷煤柱寬度下巷道圍巖變形特征及應(yīng)力分布規(guī)律,并最終確定厚煤層沿空掘巷護(hù)巷煤柱的合理寬度范圍為5 ~8 m。
(3) 根據(jù)護(hù)巷煤柱穩(wěn)定性要求,范各莊礦2375 工作面沿空掘巷護(hù)巷煤柱寬度設(shè)計(jì)為5.5 m,巷道變形后斷面仍保持在原斷面的66%以上,滿足了生產(chǎn)和巷道要求。