王力偉
(山西焦煤汾西礦業(yè)集團(tuán) 兩渡煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 晉中 031300)
汾西礦業(yè)集團(tuán)兩渡煤業(yè)有限責(zé)任公司29(10)01工作面位于二采區(qū),二采區(qū)由西向東布置有:二采回風(fēng)巷、二采膠帶巷、二采軌道巷,三條巷道相互平行。29(10)01工作面位于三條大巷的南部,西側(cè)為軌道巷,東側(cè)為運(yùn)輸巷,南側(cè)為切眼,工作面由東向北方向推進(jìn)。工作面東部為F3斷層,落差最大為50 m,傾角55°,破碎帶厚度2~5 m,平均厚度3 m,29(10)01運(yùn)輸巷全長(zhǎng)約790 m,巷道軸線方向與斷層走向平行,巷道與F3斷層之間留有10~30 m保護(hù)煤柱,工作面及斷層位置如圖1所示。運(yùn)輸巷與二采回風(fēng)巷構(gòu)成回風(fēng)系統(tǒng),在29(10)01運(yùn)輸回風(fēng)聯(lián)巷與二采膠帶巷交叉處為溜煤眼。本工作面蓋層厚度為271~366 m.本工作面開采煤層為石炭系太原組10號(hào)煤,平均厚度為4.6 m.
圖1 工作面位置示意
隨著我國(guó)煤炭資源的持續(xù)開采,埋藏深度較淺、地質(zhì)條件較簡(jiǎn)單的煤炭資源已開采殆盡,開采作業(yè)不得不面臨斷層等地質(zhì)構(gòu)造的影響,斷層的走向、傾向等參數(shù)隨著空間不斷變化,斷層構(gòu)造區(qū)域原巖應(yīng)力分布情況復(fù)雜,圍巖破碎嚴(yán)重、穩(wěn)定性差,近斷層巷道的支護(hù)問(wèn)題異常突出,特別是當(dāng)巷道沿?cái)鄬幼呦蚍较虿贾脮r(shí),巷道受到斷層構(gòu)造的影響程度不斷改變,全巷道采用相同的支護(hù)方案及參數(shù)時(shí),不可避免地造成成本的浪費(fèi)或者圍巖的失穩(wěn),不能滿足巷道支護(hù)的需求,因此為解決沿?cái)鄬幼呦虿贾孟锏赖闹ёo(hù)難題,以兩渡煤業(yè)29(10)01運(yùn)輸巷為例,對(duì)其支護(hù)措施展開研究。
兩渡煤業(yè)29(10)01運(yùn)輸巷為29(10)01工作面回采巷道,設(shè)計(jì)沿10號(hào)煤層頂板掘進(jìn),采用矩形斷面寬×高=5.0 m×3.2 m,參照該礦典型的煤巷支護(hù)設(shè)計(jì)其錨網(wǎng)索布置參數(shù)如下:①頂板支護(hù):錨桿規(guī)格為Φ22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿,間排距800 mm,錨固力不小于120 kN,預(yù)緊力達(dá)到200 kN·m,錨索規(guī)格為Φ17.8 mm×8 500 mm,間、排距均為1 200 mm×1 600 mm;每根錨索均配3支錨固劑,錨固力不小于180 kN,預(yù)應(yīng)力120 kN.②護(hù)幫支護(hù):幫支護(hù)錨桿規(guī)格為Φ22 mm×2 400 mm左旋無(wú)縱螺紋鋼錨桿,W短節(jié)鋼帶規(guī)格450 mm×220 mm×3 mm及托盤規(guī)格110 mm×110 mm×10 mm,使用菱形金屬網(wǎng)Φ4 mm×80 mm×80 mm.錨桿間排距800 mm,在幫部底角處增設(shè)底角錨桿,29(10)01運(yùn)輸巷原支護(hù)設(shè)計(jì)如圖2(a)所示。
圖2 巷道原支護(hù)及數(shù)值模擬方案示意
兩渡煤業(yè)29(10)01運(yùn)輸巷與F3斷層間煤層5~30 m,根據(jù)礦井已有地質(zhì)資料,采用CAD軟件建立斷層構(gòu)造附近的地層模型,然后導(dǎo)入ANSYS軟件中進(jìn)行網(wǎng)格劃分,最后導(dǎo)入FLAC3D讀取后得到數(shù)值模型[1-2],為方便計(jì)算對(duì)模型進(jìn)行適當(dāng)簡(jiǎn)化,模型X軸、Y軸方向分別為煤層的傾斜方向、走向方向,設(shè)計(jì)模型X軸方向長(zhǎng)200 m、Y軸方向?qū)?0 m,模型高度120 m,斷層走向沿Y軸方向,落差50 m,傾角60°,上盤與下盤之間存在厚度3 m的破碎帶,頂?shù)装寮捌扑閹Ь唧w參數(shù)如表1所示。模型頂部未建立的巖層總厚度約480 m,頂部自由邊界施加10.95 MPa的壓應(yīng)力,模型四周邊界施加5.62 MPa初始水平應(yīng)力,所建模型如圖2(b)所示。
表1 工作面頂?shù)装逯饕獛r層力學(xué)參數(shù)
根據(jù)29(10)01運(yùn)輸巷與F3斷層相對(duì)位置分布特征,分別在距離斷層交線5 m、10 m、15 m、20 m、25 m、30 m處進(jìn)行巷道的開挖及支護(hù),據(jù)此分析不同斷層保護(hù)煤柱情況下巷道圍巖穩(wěn)定性,根據(jù)數(shù)值模擬計(jì)算得到原有支護(hù)條件下圍巖塑性區(qū)分布如圖3所示,巷道表面最大位移量見表2.
表2 巷道表面變形量數(shù)值模擬結(jié)果
圖3 圍巖塑性區(qū)分布模擬結(jié)果
根據(jù)圖3所示結(jié)果并結(jié)合表2數(shù)據(jù)分析可得,當(dāng)巷道與斷層間保護(hù)煤柱寬度為5 m、10 m、15 m時(shí),巷道圍巖出現(xiàn)大面積的塑性破壞區(qū),兩幫煤巖體塑性破壞深度達(dá)到4.0~5.0 m,尤其是斷層保護(hù)煤柱一側(cè),煤體塑性破壞范圍一直蔓延至斷層破碎帶,底角煤巖體的剪切破壞深度尤其大,在遠(yuǎn)離斷層側(cè)煤幫未出現(xiàn)此現(xiàn)象,斷層側(cè)煤幫最大水平位移量達(dá)到436~687 mm,而遠(yuǎn)離斷層側(cè)最大水平位移量?jī)H為186~253 mm,底板最大底鼓量也達(dá)到185~443 mm.由此說(shuō)明,當(dāng)斷層保護(hù)煤柱小于15 m條件下,斷層會(huì)對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性造成較大的不利影響,原支護(hù)對(duì)于巷道圍巖變形及塑性破壞的控制效果不明顯。當(dāng)巷道與斷層間保護(hù)煤柱寬度為20 m、25 m、30 m時(shí),巷道兩幫及頂?shù)装鍑鷰r塑性區(qū)分布基本沿巷道中線對(duì)稱,巷道兩幫最大水平位移量差異也很小,圍巖破壞的各項(xiàng)指標(biāo)逐漸降低,表明斷層構(gòu)造對(duì)于巷道圍巖穩(wěn)定的影響顯著減弱,預(yù)計(jì)原支護(hù)設(shè)計(jì)基本能夠滿足圍巖控制要求。
結(jié)合全文數(shù)值模擬研究結(jié)果可知,29(10)01運(yùn)輸巷與F3斷層間保護(hù)煤柱寬度不小于20 m時(shí),原支護(hù)條件下巷道表面變形量較小,圍巖總體穩(wěn)定性良好;29(10)01運(yùn)輸巷與F3斷層間保護(hù)煤柱小于20 m時(shí),斷層構(gòu)造對(duì)于巷道圍巖穩(wěn)定性產(chǎn)生較大影響,原支護(hù)條件下煤柱幫水平位移過(guò)大,同時(shí)導(dǎo)致底板底鼓量和頂板下沉量也較大,需采取適當(dāng)?shù)募庸檀胧?因此,可根據(jù)29(10)01運(yùn)輸巷與F3斷層間距離將其分為4段:I區(qū)段(巷道里程75~190 m)、III區(qū)段(巷道里程310~725 m),與斷層間保護(hù)煤柱寬度不小于20 m,采用前文所述原支護(hù)方案;II區(qū)段(巷道里程190~310 m)、IV區(qū)段(巷道里程725~840 m),與斷層間保護(hù)煤柱寬度小于20 m,為針對(duì)性解決斷層煤柱幫過(guò)度內(nèi)移及底板底鼓變形問(wèn)題,在近斷層幫“邁步交錯(cuò)”布置長(zhǎng)錨索,錨索規(guī)格Φ17.8 mm×6 300 mm,近斷層側(cè)布置兩根規(guī)格Φ22 mm×2 400 mm,間排距800 mm,支護(hù)詳情如圖4所示。
圖4 巷道支護(hù)示意(單位:mm)
為驗(yàn)證29(10)01運(yùn)輸巷II區(qū)段、IV區(qū)段優(yōu)化支護(hù)方案的可行性,采用前文所述數(shù)值模型進(jìn)行模擬計(jì)算,巷道開挖斷面與斷層間煤柱寬度為15 m,在優(yōu)化支護(hù)條件下,巷道圍巖塑性區(qū)分布和位移分布如圖5所示。分析可得,采用優(yōu)化支護(hù)方案條件下,兩幫圍巖塑性破壞區(qū)基本呈對(duì)稱分布,斷層側(cè)煤幫塑性破壞區(qū)延伸現(xiàn)象消除,巷道圍巖總體塑性區(qū)分布范圍和深度明顯減小,斷層側(cè)煤幫最大水平位移248.7 mm,底板最大底鼓量143 mm,回采幫最大水平位移115.5 mm,頂板最大下沉量110.3 mm,巷道圍巖變形量顯著降低,控制效果良好。綜上可知,本文所設(shè)計(jì)的支護(hù)方案具有可行性。
圖5 方案圍巖控制效果模擬結(jié)果
兩渡煤業(yè)29(10)01運(yùn)輸巷道掘巷階段采用前文所述支護(hù)方案,掘巷期間采用“十字交叉法”監(jiān)測(cè)巷道表面圍巖變形量及錨桿載荷[3-4],以巷道里程250 m(II區(qū)段)為例,通過(guò)整理得到巷道表面變形量及錨桿載荷變化曲線如圖6所示。可以看出,巷道支護(hù)完成前40 d,巷道表面變形量及錨桿載荷呈逐漸增大趨勢(shì),支護(hù)完成40 d以后,巷道表面變形量和錨桿載荷基本保持不變,巷道表面煤柱幫變形最為明顯,最大為92 mm,底板底鼓量為86 mm,頂板下沉量82 mm,實(shí)體煤幫最大變形量為73 mm,巷道表面總體變形量很小;頂板錨桿載荷最大為86 kN,實(shí)體煤幫錨桿載荷最大為66 kN,所有錨桿載荷均小于其設(shè)計(jì)錨固強(qiáng)度120 kN,工作面性能良好。綜上可知,本次研究設(shè)計(jì)的支護(hù)方案合理有效。
圖6 掘巷階段綜合礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果
文章以兩渡煤業(yè)29(10)01運(yùn)輸巷道在斷層構(gòu)造影響區(qū)域掘進(jìn)為背景,借助數(shù)值模擬手段進(jìn)行巷道圍巖塑性區(qū)和位移場(chǎng)的研究分析,結(jié)果表明,在礦井傳統(tǒng)煤巷錨網(wǎng)索支護(hù)條件下,與斷層間保護(hù)煤柱為5~15 m時(shí),巷道圍巖塑性破壞區(qū)呈非對(duì)稱分布,變形量較大,斷層對(duì)于巷道圍巖穩(wěn)定性不利影響顯著;與斷層間保護(hù)煤柱為20~30 m時(shí),巷道圍巖塑性破壞區(qū)基本呈對(duì)稱分布,巷道表面變形量整體較小,原設(shè)計(jì)支護(hù)效果較好。為針對(duì)性解決斷層構(gòu)造影響下巷道斷層側(cè)煤幫及底板過(guò)度變形問(wèn)題,在原支護(hù)基礎(chǔ)上,通過(guò)增加幫部錨索和底板錨桿進(jìn)行治理,數(shù)值模擬研究結(jié)果驗(yàn)證了方案可行,實(shí)踐階段礦壓監(jiān)測(cè)表明,29(10)01運(yùn)輸巷道掘巷期間圍巖控制效果較好,此次設(shè)計(jì)的支護(hù)方案及參數(shù)合理有效。