任 侃

(西山煤電集團(tuán)有限公司 馬蘭礦，山西 太原 030200)

?

·專(zhuān)題綜述·

深井綜放工作面沿空掘巷時(shí)空關(guān)系分析

任 侃

(西山煤電集團(tuán)有限公司 馬蘭礦，山西 太原 030200)

某礦Ⅳ1采區(qū)所采7煤為深部開(kāi)采，針對(duì)開(kāi)采后期面臨工作面接續(xù)緊張的問(wèn)題，需要在7432工作面回采期間進(jìn)行7434材料巷的開(kāi)挖，以減少接續(xù)間隔時(shí)間。本文對(duì)沿空掘巷掘進(jìn)與回采的合理時(shí)空關(guān)系進(jìn)行研究。基于理論分析，計(jì)算得到深部采區(qū)基本頂巖梁動(dòng)態(tài)穩(wěn)定時(shí)間為94 d；通過(guò)數(shù)值模擬，得到巷道合理滯后時(shí)間90 d，合理滯后距離240 m；針對(duì)巷道變形規(guī)律進(jìn)行實(shí)測(cè)，結(jié)果表明在現(xiàn)行支護(hù)方案下，巷道合理滯后距離應(yīng)大于250 m，滯后時(shí)間應(yīng)大于75 d. 研究結(jié)果為類(lèi)似深部礦井開(kāi)采后期縮短采掘接續(xù)時(shí)間提供一定的理論指導(dǎo)。

深部采區(qū)；沿空掘巷；時(shí)空關(guān)系；數(shù)值模擬；滯后時(shí)間；滯后距離

沿空掘巷是我國(guó)長(zhǎng)期以來(lái)為維持回采巷道及工作面的穩(wěn)定所采用的一項(xiàng)將巷道與采空區(qū)隔離、保證安全生產(chǎn)、提高煤炭回采率的技術(shù)措施。目前國(guó)內(nèi)學(xué)者針對(duì)沿空掘巷的研究包括：華心祝[1]、杜曉麗[2]等對(duì)工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植家?guī)律、孤島面沿空掘巷礦壓特征進(jìn)行了研究；肖亞寧[3]、侯圣權(quán)[4]、惠功領(lǐng)[5]等采用大型物理模擬試驗(yàn)系統(tǒng)及數(shù)值模擬研究了沿空巷道圍巖破壞演化規(guī)律；王猛[6]、張劍[7]等對(duì)沿空掘巷圍巖變形規(guī)律進(jìn)行了研究；韋四江[8]、閆程方[9]等針對(duì)深部大斷面巷道、軟巖巷道等不同的現(xiàn)場(chǎng)情況提出了相應(yīng)的支護(hù)技術(shù)。當(dāng)?shù)V井進(jìn)入開(kāi)采中后期，隨著資源的逐步枯竭，為保證企業(yè)的噸煤產(chǎn)量，緩解生產(chǎn)接續(xù)緊張，所以確定相鄰工作面沿空掘巷位置和時(shí)間成為開(kāi)采后期巷道礦壓控制設(shè)計(jì)的首要任務(wù)。

鑒于此，本文針對(duì)某礦深部采區(qū)出現(xiàn)的生產(chǎn)接續(xù)緊張，運(yùn)用理論分析、數(shù)值模擬研究相鄰采區(qū)基本頂?shù)倪\(yùn)動(dòng)規(guī)律及沿空巷道在采動(dòng)影響下圍巖的變形規(guī)律，綜合確定相鄰區(qū)段沿空掘巷的合理時(shí)間間隔，并針對(duì)該工況設(shè)計(jì)合理支護(hù)方案。研究結(jié)果為類(lèi)似深部礦井解決接續(xù)緊張、提高煤炭采出率，實(shí)現(xiàn)安全高效生產(chǎn)提供一定的指導(dǎo)。

1 工程概況

某礦IV1采區(qū)所采7煤賦存于-785 ～-1 050 m水平(地面標(biāo)高約+32 m)，屬于典型的深部開(kāi)采。7432綜采面采用走向長(zhǎng)臂布置，單翼仰俯采，煤層厚度3.40～5.00 m，平均厚度4.35 m，煤層傾角18°～23°，平均21°，采深為-678.802～-780.307 m，直接頂為砂質(zhì)泥巖，平均厚度3.30 m，基本頂為中粒砂巖，平均厚度為6.66 m，底板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為3.12 m. 為滿(mǎn)足生產(chǎn)接續(xù)，需要在7432工作面回采期間進(jìn)行7434材料道的開(kāi)挖，為盡可能減少接續(xù)間隔時(shí)間，需要確定追尾施工的最小間隔時(shí)間，施工方案見(jiàn)圖1.

圖1 掘巷方案示意圖

2 回采巷道基本頂巖梁下沉動(dòng)態(tài)方程

2.1 基本頂側(cè)向斷裂跨度L2的確定

相鄰回采工作面煤層采出后，基本頂巖梁與采空區(qū)冒落的碎脹矸石擠壓在一起，形成回采巷未垮落基本頂巖梁在采空區(qū)的支承，該支承可簡(jiǎn)化成鉸支座[10].其力學(xué)結(jié)構(gòu)模型見(jiàn)圖2.

圖2 煤體上方基本頂巖梁力學(xué)結(jié)構(gòu)模型圖

根據(jù)圖2所示的力學(xué)結(jié)構(gòu)模型，最大彎矩發(fā)生在固支邊，利用強(qiáng)度條件[σmax]≤[σt1]，可得到如下方程：

(1)

式中：

b1—基本頂巖梁的寬度，取單位寬度；

h1—基本頂巖梁的高度。

由(1)式利用數(shù)值分析法，可得到回采巷基本頂巖梁破斷距L2為：

(2)

式中：

σt1—基本頂抗拉強(qiáng)度，MPa；

qz—基本頂承受載荷，MPa；

E—彈性模量，Pa；

ε—極限拉應(yīng)變。

根據(jù)文獻(xiàn)[10]及7432綜放面地質(zhì)資料，式(2)中的各項(xiàng)參數(shù)取值：σt1=9.6 MPa，qz=3.55 MPa，E=54×108Pa，ε=9×10-5，h1=18 m，代入計(jì)算得L2=20.5 m.

2.2 沿空掘巷滯后時(shí)間的確定

由翟所業(yè)，吳士良[10]的推導(dǎo)，得到回采巷道基本頂巖梁破斷后達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)所需的時(shí)間計(jì)算公式：

(3)

式中：

η—基本頂巖梁黏性模量，MPa，取16×108；

k—碎脹巖石抗壓強(qiáng)度，kN/m2，取24；

kc—矸石殘余碎脹系數(shù)，取1.025；

qz—基本頂上部載荷，MPa，取3.55；

h—采厚，m，取2.5；

mz—直接頂厚度，m，取4.25.

代入得回采基本頂達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)所需時(shí)間為94 d，即大約在工作面回采3個(gè)月后可進(jìn)行沿空掘巷。

3 沿空掘巷“時(shí)-空”關(guān)系數(shù)值模擬

3.1 數(shù)值模擬方案設(shè)計(jì)

采用FLAC3D模擬軟件建立三維力學(xué)模型，采用Mohr-Coulomb準(zhǔn)則，長(zhǎng)480 m×寬480 m×高208 m，模擬時(shí)煤柱尺寸為7 m，巖石力學(xué)參數(shù)見(jiàn)表1.

表1 巖石物理力學(xué)參數(shù)表

3.2 7434材料道施工模擬結(jié)果分析

當(dāng)工作面推進(jìn)320 m后，開(kāi)始掘進(jìn)7434材料道，速率為10 m/次，當(dāng)追尾掘進(jìn)迎頭滯后7432面 300 m時(shí)開(kāi)始進(jìn)行第一次模擬計(jì)算，模擬記錄掘進(jìn)迎頭滯后工作面300 m、280 m、240 m、220 m、200 m、180 m、150 m、100 m、60 m時(shí)巷道兩幫變形量及垂直應(yīng)力分布情況，見(jiàn)圖3，圖4.

圖3 不同滯后距離巷道變形量曲線圖

從圖3可以看出，掘進(jìn)迎頭滯后工作面距離越近，巷道圍巖破壞越嚴(yán)重，兩幫變形量越大，尤以煤柱幫的變形量最為突出。根據(jù)變形量可將其分成3部分：1) 劇烈變化區(qū)間，滯后距離180～60 m，巷道兩幫的平均變形量為2.15 m，其中實(shí)體煤幫變形量的變化范圍為0.73～0.85 m，煤柱幫變化范圍為1.21～1.65 m. 2) 顯著變化區(qū)間，滯后距離240～180 m，巷道兩幫總變形量在1.4 m以上，巷道平均變形量為1.52 m. 3) 緩慢變化區(qū)間，滯后距離300～240 m，實(shí)體煤幫平均變形量?jī)H為0.52 m，煤柱幫的變形量也降至0.65 m以下，在滯后300 m時(shí)，巷道總變形量?jī)H有0.57 m.

圖4 不同滯后距離巷道兩側(cè)垂直應(yīng)力曲線圖

從圖4可以看出，隨著遠(yuǎn)離工作面，煤柱中應(yīng)力逐漸降低。實(shí)體煤中垂直應(yīng)力峰值變化范圍為50.15～63.2 MPa，當(dāng)滯后工作面20 m時(shí)，煤柱中的垂直應(yīng)力最大，達(dá)到47.7 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為2.45. 考慮到巷道埋深大，應(yīng)力水平高，結(jié)合實(shí)際施工進(jìn)度，7434材料道在追尾掘進(jìn)時(shí)滯后距離不宜小于240 m，滯后時(shí)間不低于90天。

4 巷道變形規(guī)律實(shí)測(cè)

沿空巷道采用矩形斷面設(shè)計(jì)，斷面凈寬5 m，中凈高3.6 m，凈斷面積18 m2. 巷道頂板采用5根MGL/20/2500/610/30型螺紋鋼錨桿，間排距為750 mm×800 mm，壓M型鋼帶，7對(duì)孔，鋼帶長(zhǎng)4.8 m，寬145 mm，預(yù)設(shè)錨固力≥64 kN，同時(shí)采用SKP18/1×7/6200/1500/1720/5型的錨索加強(qiáng)支護(hù)，每排布置2根；巷道兩幫各采用5根MGL/18/2200/540/26型螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm，預(yù)設(shè)錨固力≥30 kN，同時(shí)壓LT3600×60/800/10/480型梯子梁。

由于掘進(jìn)受采動(dòng)壓力過(guò)大，實(shí)際施工針對(duì)7434材料道掘進(jìn)滯后7432面250 m時(shí)停止施工，在滯后350～250 m段設(shè)置11個(gè)表面位移測(cè)站(測(cè)站間隔10 m). 為清晰反映滯后不同距離時(shí)巷道的變形規(guī)律，將各測(cè)站安設(shè)后60天內(nèi)累計(jì)變形量繪制成柱形圖，變形結(jié)果見(jiàn)圖5.

圖5 圍巖60 d累計(jì)變形統(tǒng)計(jì)圖

當(dāng)巷道滯后7432面大于320 m時(shí)(實(shí)際滯后107 d以上)，各測(cè)站兩幫最大位移量為106 mm，頂?shù)装?22 mm；滯后距離在320～290 m時(shí)(實(shí)際滯后98 d以上)，巷道兩幫最大位移量為234 mm，頂?shù)装?77 mm；滯后距離在290～250 m時(shí)(實(shí)際滯后76 d以上)，巷道兩幫最大位移量為354 mm，頂?shù)装?82 mm.

上述監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，在采動(dòng)影響下巷道的實(shí)際變形規(guī)律為頂?shù)装遄冃瘟看笥趦蓭妥冃瘟?，?dāng)滯后距離大于300 m，實(shí)際滯后時(shí)間在98 d以上，巷道變形量得到較好控制，說(shuō)明此時(shí)基本頂?shù)臄嗔?、回轉(zhuǎn)、下沉的整個(gè)運(yùn)動(dòng)過(guò)程已經(jīng)結(jié)束或者基本結(jié)束，內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)已經(jīng)形成且穩(wěn)定，側(cè)向支承應(yīng)力峰值已轉(zhuǎn)移到煤體深部，開(kāi)挖巷道后，使得巷道與煤柱均處在低應(yīng)力區(qū)；而滯后距離在250～290 m，滯后時(shí)間在75～90 d，巷道變形量增幅較大，說(shuō)明此時(shí)間段基本頂?shù)倪\(yùn)動(dòng)過(guò)程正在進(jìn)行，因而會(huì)對(duì)巷道的穩(wěn)定性產(chǎn)生影響。因此，在現(xiàn)有支護(hù)條件下，7434材料道施工滯后距離不宜小于250 m，滯后時(shí)間應(yīng)大于75 d，如若繼續(xù)掘進(jìn)，則需要調(diào)整支護(hù)方案并做好后期二次支護(hù)加固準(zhǔn)備。

5 結(jié) 論

1) 通過(guò)引入基本頂側(cè)向破斷距方程和基本頂?shù)南鲁羷?dòng)態(tài)方程，得到IV1采區(qū)基本頂巖梁回轉(zhuǎn)下沉達(dá)到穩(wěn)定時(shí)所用時(shí)間T=94 d.

2) 模擬表明，掘進(jìn)滯后距離應(yīng)大于240 m，合理滯后時(shí)間應(yīng)大于90 d；結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)，巷道合理滯后距離應(yīng)在250～300 m，得到滯后時(shí)間為75～100 d，當(dāng)接續(xù)緊張時(shí)可適當(dāng)縮短滯后距離，但需調(diào)整支護(hù)方案以保證巷道施工安全。

[1] 華心祝,劉 淑,劉增輝,等.孤島工作面沿空掘巷礦壓特征研究及工程應(yīng)用[J].巖石力學(xué)與工程學(xué)報(bào),2011,30(8):1646-1651.

[2] 杜曉麗,宋宏偉,陳 杰.采礦動(dòng)壓對(duì)附近巷道圍巖應(yīng)力影響的分析[J].三峽大學(xué)學(xué)報(bào)(自然科學(xué)版),2011,33(1):51-54.

[3] 肖亞寧,馬占國(guó),趙國(guó)貞,等.沿空巷道三維錨索支護(hù)圍巖變形規(guī)律研究[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2011,28(2):187-192.

[4] 侯圣權(quán),靖洪文,楊大林.動(dòng)壓沿空雙巷圍巖破壞演化規(guī)律的試驗(yàn)研究[J].巖土工程學(xué)報(bào),2011,33(2):265-268.

[5] 惠功領(lǐng),牛雙建,靖洪文,等.動(dòng)壓沿空巷道圍巖變形演化規(guī)律的物理模擬[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2010,27(1):81-85.

[6] 王 猛,柏建彪,王襄禹,等.迎采動(dòng)面沿空掘巷圍巖變形規(guī)律及控制技術(shù)[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2012,29(2):197-202.

[7] 張 劍.強(qiáng)烈動(dòng)壓影響瓦排巷圍巖控制技術(shù)研究[J].煤炭工程,2013(2):76-79.

[8] 韋四江,勾攀峰,王滿(mǎn)想.深井大斷面動(dòng)壓回采巷道錨網(wǎng)支護(hù)技術(shù)研究[J].地下空間與工程學(xué)報(bào),2011，7(6)：42-43.

[9] 閆程方,林登閣,王道團(tuán).側(cè)采動(dòng)壓軟弱地層巷道支護(hù)技術(shù)[J].煤礦開(kāi)采,2013,18(3):57-59.

[10] 翟所業(yè),吳士良.沿空送巷的理論探討[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2003,20(2):45-46.

Analysis on Space-time Relationship of Gob Side Entry Driving in Deep Well Fully Mechanized Caving Face

REN Kan

The reasonable space-time relationship between roadway driving and mining is studied. Based on the theoretical analysis, the dynamic stability time of the basic roof rock beam is 94 d，the reasonable lagging time is 90 d and the reasonable lagging distance is 240 m. The deformation of the roadway is spontaneously measured, the results show that according to the scheme, the reasonable lagging distance of the roadway should be larger than 250 m and the lagging time should be longer than 75 d. The results provide some theoretical guidance for shortening the excavation time in the later stage of deep mining.

Deep mining area; Gob side entry driving; Space-time relationship; Numerical simulation; Lagging time; Lagging distance

2017-03-08

任 侃(1988—)，男，山西平遙人，2011年畢業(yè)于太原理工大學(xué)，助理工程師，主要從事煤礦采煤技術(shù)工作

(E-mail)413728156@qq.com

TD32

B

1672-0652(2017)05-0053-04