高 飛

(太原東山李家樓煤業(yè)有限公司, 山西 太原 030400)

我國井工煤礦開采中,相鄰工作面間往往會留設(shè)較寬的護(hù)巷煤柱,這樣勢必造成大量的煤炭資源損失[1-3]. 與此同時,動壓巷道在掘進(jìn)過程中往往會遭受來自本工作面及臨近工作面多重采動應(yīng)力影響,導(dǎo)致巷道變形嚴(yán)重,維護(hù)困難,給工作面安全回采及實現(xiàn)高產(chǎn)高效目標(biāo)帶來了一定困難[4-6]. 李家樓煤礦1206工作面為雙巷掘進(jìn),兩工作面間留設(shè)25 m寬護(hù)巷煤柱,造成可采煤炭資源浪費。同時,1206膠帶順槽除受上一工作面超前采動及滯后采空區(qū)覆巖運動影響外,還會遭受本工作面超前采動影響,導(dǎo)致受采動影響階段巷道圍巖變形破壞嚴(yán)重,復(fù)修頻率高,嚴(yán)重威脅著礦井的安全生產(chǎn)。為此,需要開展護(hù)巷煤柱合理寬度確定及動壓巷道支護(hù)方法研究,以提高礦井采出率與保障動壓巷道的穩(wěn)定,實現(xiàn)礦山安全高效開采。

1 工作面概況

李家樓煤業(yè)1206工作面井下標(biāo)高770～860 m,埋深260～330 m,其南面為1204工作面,北面為1208工作面,東面為井田邊界,西面為軌道下山。1206工作面開采2號煤層,煤層平均厚2.5 m,傾角7°,工作面長187 m,走向長度1 114 m,采用走向長壁綜采一次采全高采煤方法,采高2.8 m,全部垮落法管理頂板,采用綜合機(jī)械化回采工藝回采。煤層頂?shù)装迩闆r見表1.

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

1206膠帶順槽布置在2#煤層中,北側(cè)為1206工作面,南側(cè)為1204回風(fēng)順槽,間距25 m. 巷道長1 558 m,寬4.5 m,高3.0 m,采用錨桿+錨索+鐵絲菱形網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。目前,1204工作面從1 500 m回采至1 100 m,已回采400 m,1 100 m至800 m為保護(hù)煤柱。因此,1206膠帶巷道會受到本工作面及臨近1204工作面的采動影響。

1206膠帶順槽斷面為4.5 m×3 m矩形斷面,頂板采用φ18 mm×2 000 mm螺紋鋼錨桿,頂錨桿間排距為1 000 mm×900 mm,在錨桿支護(hù)的基礎(chǔ)上加打φ17.8 mm×5 500 mm鋼絞線錨索進(jìn)行支護(hù),頂錨索間排距為1 800 mm×1 800 mm;巷道南幫采用φ16 mm×1 600 mm麻花式金屬桿體樹脂錨桿,巷道北幫采用φ20 mm×1 800 mm玻璃鋼錨桿。經(jīng)現(xiàn)場調(diào)研發(fā)現(xiàn),受采動影響階段(1 100～1 500 m)的1206膠帶順槽圍巖變形破壞嚴(yán)重,頂板下沉量為415 mm,底板底鼓量為260 mm,煤柱幫移近量為451 mm,實體煤幫移近量為310 mm,動壓巷道主要以頂板及煤柱幫變形破壞為主。工作面布置及動壓巷道破壞位置見圖1.

圖1 1206工作面布置及1206膠帶巷道破壞位置圖

2 護(hù)巷煤柱合理寬度確定

2.1 煤柱合理寬度理論計算

合理的煤柱寬度是確定沿空巷道位置的關(guān)鍵,既要保證煤炭采出率最大化又要保證巷道圍巖穩(wěn)定性。合理的小煤柱寬度B理論計算式見式(1)[7]：

B=X1+X2+X3

(1)

式中：X1為靠采空區(qū)側(cè)煤體塑性區(qū)寬度,m;X2為巷道側(cè)錨桿有效長度,m,取2.0;X3為煤柱有效承載厚度,m.

(2)

式中：M為采高,m,取2.8;A為側(cè)壓系數(shù),取0.22;C為內(nèi)聚力,MPa,取1.58;φ為內(nèi)摩擦角,(°),取31.7;K為應(yīng)力集中系數(shù),取2.0;H為煤層埋深,m,取300;Pz為對煤幫支護(hù)阻力,MPa,取0.15;γ為巖層平均容重,kN/m3,取26.

計算得,X1=3.90 m,煤柱有效承載厚度X3=0.35(X1+X2),計算得X3=2.07 m,將相關(guān)參數(shù)帶入式(1)計算可知,2號煤層窄煤柱的理論寬度B應(yīng)不小于8.0 m.

2.2 煤柱合理寬度數(shù)值模擬分析

1) 數(shù)值模擬方案。

為進(jìn)一步確定留設(shè)小煤柱的合理寬度,根據(jù)理論計算結(jié)果,分別建立6 m、8 m、10 m、12 m的模擬方案,分析巷道切頂后不同寬度條件下煤柱塑性區(qū)分布、應(yīng)力分布及巷道圍巖變形規(guī)律,具體為在1206工作面開采工作完成后留不同寬度煤柱沿其右邊界掘進(jìn)1208運輸順槽,模型尺寸為長300 m×寬250 m×高150 m,模型底部及四周進(jìn)行位移約束,上部施加載荷等效上覆巖層自重,煤巖體力學(xué)參數(shù)見表2.

表2 煤巖體力學(xué)參數(shù)表

2) 模擬結(jié)果。

a) 不同寬度煤柱塑性區(qū)分析。

不同寬度煤柱時的巷道圍巖塑性區(qū)云圖見圖2. 由圖2可以看出,隨著煤柱寬度的增加,煤柱塑性區(qū)范圍逐漸減小。當(dāng)煤柱寬度為6 m時,煤柱中部出現(xiàn)小范圍的彈性區(qū),但絕大部分仍為塑性區(qū),說明煤柱支撐能力極低;當(dāng)煤柱增至8 m時,煤柱中部出現(xiàn)3～4 m彈性區(qū),彈性區(qū)面積為9.5 m2,占煤柱總面積的39.6%,而塑性區(qū)的面積為14.5 m2,占煤柱總面積的60.4%,說明煤柱有一定支撐能力,但支撐能力較弱;當(dāng)煤柱寬度為10 m時,彈性區(qū)面積為18.75 m2,占煤柱總面積的62.5%. 而塑性區(qū)的面積為11.25 m2,占煤柱總面積的37.5%,彈性區(qū)面積大于50%,說明煤柱有較好的支撐能力;當(dāng)煤柱寬度為12 m時,煤柱彈性區(qū)的面積為23.5 m2,占煤柱總面積的65.3%,而塑性區(qū)的面積為12.5 m2,占煤柱總面積的34.7%,說明煤柱支撐能力較強。綜合分析,煤柱寬度在10 m以上時,彈性區(qū)面積大于50%,已具有一定的穩(wěn)定性,且支撐能力較強,同時能夠有效隔絕采空區(qū)。

圖2 不同寬度煤柱圍巖塑性區(qū)分布圖

b) 不同寬度煤柱垂直應(yīng)力分布。

不同寬度煤柱的圍巖垂直應(yīng)力分布情況見圖3. 由圖3可以看出,隨著煤柱寬度的增大,煤柱上的應(yīng)力峰值逐漸遠(yuǎn)離1208運輸順槽,且呈先增大后減小的趨勢。煤柱寬度為6 m、8 m、10 m與12 m時的應(yīng)力峰值依次為13.2 MPa、15.9 MPa、15.4 MPa和15.0 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)依次為1.66、2.12、2.05和2.0. 1208運輸順槽實體煤一側(cè)的應(yīng)力峰值呈先快速增大后逐漸減小至穩(wěn)定的趨勢,且隨著煤柱寬度的增大,應(yīng)力峰值逐漸減小。煤柱寬度為6 m、8 m、10 m和12 m時的應(yīng)力峰值依次為16.2 MPa、15.8 MPa、15.2 MPa和14.5 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)依次為2.15、2.11、2.03和1.93.

c) 不同寬度煤柱位移分布。

不同煤柱寬度時1208運輸順槽的位移分布情況見圖4,圖5. 可以看出,隨著煤柱寬度的增加,巷道圍巖變形均呈現(xiàn)非對稱性,巷道底板及煤柱幫變形相對較大,頂板及實體煤幫變形相對較小。隨著煤柱寬度的增加,巷道底鼓量與頂板下沉量逐漸減小,當(dāng)煤柱寬度分別為6 m、8 m、10 m和12 m時,巷道底鼓量分別為173 mm、136 mm、113 mm與93 mm;頂板下沉量分別為401 mm、373 mm、293 mm與273 mm. 隨著煤柱寬度的增加,煤柱幫移近量與實體煤幫移近量逐漸減小,當(dāng)煤柱寬度分別為6 m、8 m、10 m和12 m時,煤柱幫移近量分別為423 mm、378 mm、315 mm與299 mm;實體煤幫移近量284 mm、249 mm、218 mm與183 mm.

圖4 不同寬度煤柱巷道垂直位移分布圖

圖5 不同寬度煤柱巷道水平位移分布圖

綜上,根據(jù)不同煤柱寬度下巷道圍巖的塑性區(qū)分布、應(yīng)力分布和圍巖變形規(guī)律,考慮到李家樓煤業(yè)的2號煤層為高瓦斯煤層,過窄的煤柱裂隙發(fā)育漏風(fēng)較大,同時考慮煤炭資源的高效回收,最終確定1208工作面運輸順槽所留煤柱的寬度為10 m,在此基礎(chǔ)上還需要對動壓巷道實施加強支護(hù),以保證工作面巷道的穩(wěn)定。

3 動壓巷道加強支護(hù)方法

3.1 頂板支護(hù)

動壓巷道頂板采用“錨桿+金屬網(wǎng)+W鋼帶+錨索”補強聯(lián)合支護(hù)。頂錨桿采用φ22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,每排布置6根,間排距為800 mm×900 mm,靠近幫的距離250 mm,靠近巷幫的頂板錨桿安設(shè)角度與垂線成15°角(朝向巷外),中部4根錨桿與頂板垂直。W鋼帶采用寬度250 mm、厚度2.75 mm、長度4 300 mm的鋼帶壓網(wǎng)。巷道頂部鋪設(shè)φ2.6 mm勾花菱形鐵絲網(wǎng),網(wǎng)片規(guī)格1 100 mm×10 000 mm,網(wǎng)片搭接長度為100 mm,用16#鐵絲每200 mm綁扎一道。

錨索采用φ21.8 mm×6 500 mm的1×19股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,每排3根錨索,間距1 400 mm,分別距煤柱幫500 mm,距回采幫1 200 mm,排距1 800 mm. 錨索均垂直巷道頂板,錨固長度為2.66 m,錨索預(yù)緊力不低于180 kN. 錨索須采取防破斷彈射措施,防止錨索崩斷傷人及損壞設(shè)備。

3.2 兩幫支護(hù)

兩幫采用“錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁+煤柱幫錨索”補強聯(lián)合支護(hù)。幫錨桿采用φ22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,每排4根錨桿,間排距為850 mm×900 mm. 起錨高度250 mm,靠近頂板的一根幫錨桿距頂板200 mm. 幫上部角錨桿與水平線呈15°(仰角),幫下部角錨桿與水平線呈15°(俯角),中間的2根錨桿與巷幫垂直布置。在安裝錨桿的位置焊接兩道縱筋,縱筋間距100 mm,以便安裝錨桿,鋼帶壓網(wǎng)。巷道幫部鋪設(shè)φ2.6 mm勾花菱形鐵絲網(wǎng),網(wǎng)片規(guī)格1 100 mm×10 000 mm,網(wǎng)片搭接長度為100 mm,用16#鐵絲每200 mm綁扎一道,動壓巷道加強支護(hù)斷面見圖6.

圖6 動壓巷道加強支護(hù)斷面圖

4 現(xiàn)場實踐效果分析

李家樓煤業(yè)1206工作面留設(shè)小煤柱后,可多回收15 m區(qū)段護(hù)巷煤柱,提高礦井采出率,延長了礦井服務(wù)年限,新增產(chǎn)值達(dá)2 395萬元,經(jīng)濟(jì)效益顯著。采用動壓巷道補強支護(hù)方法在現(xiàn)場進(jìn)行實施,加強支護(hù)前后巷道變形監(jiān)測結(jié)果見圖7.

由圖7可以看出,對動壓巷道實施加強支護(hù)后,巷道整體變形得到有效控制,巷道頂板下沉量為168 mm,底鼓量達(dá)236 mm,煤柱幫移近量達(dá)313 mm,實體煤幫移近量達(dá)185 mm. 與實施前相比,動壓巷道頂板下沉量降低35.4%、底鼓量降低43.1%、煤柱幫移近量降低30.4%、實體煤幫移近量降低40.3%.

5 結(jié) 語

1) 通過現(xiàn)場調(diào)查,1206動壓巷道圍巖變形破壞嚴(yán)重,頂板下沉量達(dá)415 mm,底鼓量達(dá)260 mm,煤柱幫移近量達(dá)451 mm,實體煤幫移近量達(dá)310 mm,動壓巷道主要以頂板及煤柱幫變形破壞為主,需對動壓巷道采取加強支護(hù)。

2) 通過數(shù)值模擬分析,當(dāng)煤柱寬度為10 m時,彈性區(qū)面積大于50%,支撐能力較強,能夠有效隔絕采空區(qū),巷道整體變形均在可控范圍內(nèi)。結(jié)合理論分析結(jié)果,確定合理煤柱寬度為10 m,多回收15 m區(qū)段護(hù)巷煤柱,新增產(chǎn)值達(dá)2 395萬元,經(jīng)濟(jì)效益顯著。

3) 提出了動壓巷道頂板采用錨桿+金屬網(wǎng)+W鋼帶+錨索聯(lián)合支護(hù),兩幫采用錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁+煤柱幫錨索聯(lián)合支護(hù)方法。通過現(xiàn)場實踐,動壓巷道頂板下沉量降低35.4%、底鼓量降低43.1%、煤柱幫移近量降低30.4%、實體煤幫移近量降低40.3%,巷道穩(wěn)定性控制效果良好。實踐結(jié)果表明,研究提出的留設(shè)小煤柱與動壓巷道加強支護(hù)方法在現(xiàn)場取得了良好的實踐效果。