呂風(fēng)
(冀中能源股份有限公司 東龐礦,河北 邢臺(tái) 054201)
為實(shí)現(xiàn)煤炭資源的精采細(xì)采、減少資源浪費(fèi),沿空掘巷技術(shù)被我國(guó)煤礦廣泛采用[1-2]。但是由于其側(cè)向頂板結(jié)構(gòu)和力學(xué)環(huán)境的特殊性,仍存在諸多限制與不足。其中,沿空掘巷合理煤柱寬度的選取及支護(hù)技術(shù)的深入研究,是該技術(shù)成功實(shí)施的難點(diǎn)與關(guān)鍵。
因此,針對(duì)上述難題,諸多學(xué)者對(duì)沿空掘巷窄煤柱及圍巖控制進(jìn)行了大量研究。謝廣祥[3]等建立了適用于綜放開采及煤層存在明顯傾角條件下的煤柱力學(xué)模型,理論計(jì)算了煤柱極限強(qiáng)度發(fā)生位置;馮吉成等[4]通過(guò)數(shù)值模擬分析探究了巷道側(cè)煤柱塑性區(qū)分布以及不同尺寸煤柱采掘影響下巷道圍巖變形規(guī)律;張科學(xué)[5-6]通過(guò)研究獲得了確定沿空掘巷窄煤柱寬度的方法;楊科等[7]就煤柱留設(shè)位置相對(duì)于工作面的方位以及煤柱寬度這兩個(gè)影響因素,對(duì)巷道穩(wěn)定性的影響進(jìn)行了探析;蔣威等[8]研究了厚硬基本頂綜放沿空巷道的覆巖應(yīng)力分布特征及受載變形機(jī)制。
專家學(xué)者針對(duì)沿空掘巷煤柱寬度優(yōu)化及支護(hù)技術(shù)開展了諸多有益研究,本文以上述研究為基礎(chǔ),對(duì)東龐礦21221 工作面煤柱的合理寬度尺寸及軌道巷支護(hù)方案進(jìn)行了研究,并開展現(xiàn)場(chǎng)工業(yè)化試驗(yàn)。
東龐礦21221 工作面井下位置位于-480 水平第十二采區(qū),其地面標(biāo)高為93.0—102 m,工作面標(biāo)高約為-450—-517 m。工作面西北到已回采完畢的21219 工作面,現(xiàn)沿21219 采空區(qū)下側(cè)留設(shè)窄煤柱,并沿2 號(hào)煤層頂板掘進(jìn)21221 軌道巷。2 號(hào)煤是主采煤層,煤層平均厚度和平均傾角分別為4.9 m 和4°,含1 層夾矸,夾矸厚度約為0.8 m,2 號(hào)頂?shù)装鍘r性及其柱狀圖如圖1 所示。
圖1 2 號(hào)煤層頂?shù)装鍘r性及其柱狀圖Fig.1 Roof and floor lithology of No.2 coal seam and its histogram
沿空掘巷窄煤柱應(yīng)布置在采空區(qū)煤體邊緣支承壓力減壓區(qū)內(nèi),避開支承壓力高應(yīng)力區(qū)的影響,以減小巷道變形與提高巷道支護(hù)系統(tǒng)的穩(wěn)定性。當(dāng)基本頂巖梁斷裂并穩(wěn)定后,支承壓力區(qū)分布將以斷裂線為界分為2 個(gè)部分[9],即寬度為S1的“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”和寬度為S2的“外應(yīng)力場(chǎng)”,其中“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”由斷裂巖梁的自重所決定,“外應(yīng)力場(chǎng)”由整個(gè)上覆巖層的重量所決定。根據(jù)“內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)”理論,得到內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)寬度表達(dá)式為:
式中:K0為頂板斷裂線附近已處于塑性狀態(tài)的煤體剛度,Pa;x0為煤壁煤體的平均壓縮量,m;q0為基本頂上覆載荷,MPa;γ 為基本頂巖層平均容重,kN/m3;d為基本頂厚度,m;l為工作面長(zhǎng)度,m;σt為基本頂抗拉強(qiáng)度,MPa。
要保證巷道及煤柱均處在減壓區(qū)域內(nèi),須使得窄煤柱與沿空巷道的寬度相加所得到的結(jié)果小于等于S1,所以有:
將工作面相關(guān)參數(shù)代入得到“內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)”寬度為12.6 m,由于巷道寬度為4.5 m;因此煤柱的寬度應(yīng)小于8.1 m。
煤柱受上工作面回采、沿空巷道掘進(jìn)影響,兩側(cè)將會(huì)存在一段破壞區(qū),為了保護(hù)巷道和煤柱自身的穩(wěn)定性,護(hù)巷煤柱不能太窄,如圖2 所示。煤柱寬度的計(jì)算表達(dá)式為[10]:
圖2 窄煤柱彈塑性區(qū)寬度計(jì)算模型Fig.2 Elastic-plastic zone width calculation model of narrow coal pillar
式中:X1為受上工作面回采影響而產(chǎn)生的靠近采空區(qū)一側(cè)的煤柱破壞區(qū)寬度;X2為煤柱中間具有支撐能力的彈性核區(qū)的寬度,取(X1+X3) 30%~50%;X3為沿空巷道掘進(jìn)后靠近巷道側(cè)煤柱破壞區(qū)的寬度。
區(qū)段煤柱左側(cè)塑性區(qū)寬度X1為:
式中:h為煤層賦存厚度,m;λ 為側(cè)壓系數(shù);φ0為煤層內(nèi)摩擦角,(°);k為應(yīng)力集中系數(shù);γ 為巖層的平均容重,kN/m3;H為巷道埋深,m;C為煤層內(nèi)聚力,MPa;P0為巷道支護(hù)阻力,MPa。
區(qū)段煤柱右側(cè)塑性區(qū)寬度X3為:
式中:a為半圓形巷道半徑,m;η 為修正系數(shù);k為應(yīng)力集中系數(shù);γ 為巖層的平均容重,kN/m3;H為巷道埋度,m;C為煤層內(nèi)聚力,MPa;φ0為煤層內(nèi)摩擦角,(°);P1為巷道受到的支護(hù)阻力,MPa。
根據(jù)東龐礦軟碎煤層的特定地質(zhì)條件,將工作面及巷道相關(guān)參數(shù)帶入公式可得,上區(qū)段工作面采空區(qū)側(cè)煤柱破壞區(qū)域?qū)挾萖1為2.1 m,巷道側(cè)煤柱破壞區(qū)域?qū)挾萖3為1.7 m,根據(jù)公式X2=(30%~50%) (X1+X3) 計(jì)算得出X2取值范圍為1.14~1.9 m。則得到護(hù)巷煤柱寬度至少應(yīng)大于4.94 m。
FLAC3D 三維建模的地層參數(shù)均以工作面的實(shí)際地質(zhì)條件為基準(zhǔn),建立21221 工作面的FLAC3D數(shù)值計(jì)算模型,模型尺寸為:x×y×z= 200 m×300 m×90 m。模型采(掘) 順序?yàn)椋荷瞎ぷ髅妗?1221 軌道巷—21221 工作面。
當(dāng)煤柱寬度不同時(shí),得到21221 工作面軌道巷掘進(jìn)期間圍巖垂直應(yīng)力分布云圖,如圖3 所示。
圖3 不同煤柱寬度下圍巖垂直應(yīng)力分布云圖Fig.3 Vertical stress distribution nephogram of surrounding rock under different coal pillar widths
(1) 巷道頂?shù)装鍑鷰r應(yīng)力狀態(tài)基本不隨煤柱寬度變化而變化,不同煤柱寬度的頂?shù)装鍛?yīng)力均處于大范圍低應(yīng)力狀態(tài),且近似呈對(duì)稱分布。
(2) 不同煤柱寬度下的煤柱側(cè)和實(shí)體煤幫側(cè)深部均存在應(yīng)力集中現(xiàn)象,隨著煤柱寬度增加,煤柱側(cè)的應(yīng)力集中程度也會(huì)增加,而實(shí)體煤幫側(cè)應(yīng)力集中程度減弱。
(3) 煤柱寬度為3~5 m 時(shí),應(yīng)力集中現(xiàn)象在實(shí)體煤幫側(cè)較明顯,煤柱內(nèi)受力較弱,導(dǎo)致巷道發(fā)生嚴(yán)重的內(nèi)擠變形;煤柱尺寸為7~9 m 時(shí),煤柱受力增強(qiáng),煤柱對(duì)頂板的支撐起到重要作用,可以保證巷道圍巖及煤柱的穩(wěn)定。
(4) 煤柱尺寸為11~13 m 時(shí),應(yīng)力集中現(xiàn)象在煤柱側(cè)更明顯,應(yīng)力峰值逐漸增大,應(yīng)力峰值區(qū)范圍逐漸擴(kuò)大,而在實(shí)體煤幫側(cè)恰好相反,此時(shí),煤柱內(nèi)的高應(yīng)力集中狀態(tài)不利于控制沿空巷道圍巖變形。
當(dāng)煤柱寬度不同時(shí),得到21221 工作面軌道巷掘進(jìn)期間圍巖塑性區(qū)分布云圖,如圖4 所示。
圖4 不同煤柱寬度21221 軌道巷圍巖塑性區(qū)分布云圖Fig.4 surrounding rock plastic zone distribution nephogram of No.21221 track roadway under different coal pillar widths
(1) 不同煤柱寬度下的巷道圍巖均處于剪切塑性狀態(tài),且圍巖處于塑性狀態(tài)的范圍會(huì)隨著煤柱寬度的增加而減小。
(2) 煤柱寬度為3~5 m 時(shí),受上工作面開采和巷道掘進(jìn)影響,巷道圍巖及煤柱均發(fā)生范圍較廣的剪切塑性破壞,且煤柱幫及巷道頂板發(fā)生顯著內(nèi)擠變形。
(3) 煤柱尺寸為7~9 m 時(shí),煤柱上方及巷道頂板塑性區(qū)明顯減小并出現(xiàn)彈性核區(qū),在此情況下對(duì)巷道頂板施打錨桿索,錨索將能夠錨固在巖體的彈性區(qū)中,能較大程度地發(fā)揮錨固效果。
(4) 煤柱尺寸為11~13 m 時(shí),煤柱內(nèi)塑性破壞巖體開始變?yōu)閺椥詭r體,煤柱內(nèi)會(huì)出現(xiàn)彈性核區(qū),煤柱破壞程度明顯減少,但較寬煤柱尺寸將導(dǎo)致浪費(fèi)大量煤炭資源。
綜合上述分析可知,合理的煤柱寬度應(yīng)該在7~9 m,不僅能夠充分發(fā)揮錨桿索的支護(hù)效果和煤柱的承載作用,保障巷道的穩(wěn)定性,還能減少煤柱寬度,增加資源回收率。
應(yīng)用內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng)及極限平衡區(qū)理論,并結(jié)合煤柱塑性區(qū)分布特征及圍巖垂直應(yīng)力分布的特點(diǎn),同時(shí)兼顧工程類比與經(jīng)濟(jì)效益,綜合確定煤柱的寬度為7 m。
依據(jù)以上理論分析及數(shù)值模擬研究結(jié)果分析,并結(jié)合礦方的實(shí)際地質(zhì)條件及現(xiàn)場(chǎng)工程實(shí)踐經(jīng)驗(yàn),最終確定東龐礦2 號(hào)煤層21221 軌道巷采用“高強(qiáng)錨桿(索) 槽鋼桁架網(wǎng)”的聯(lián)合支護(hù)方案。
21221 軌道巷頂錨索采用φ21.8 mm×8 500 mm,用兩道槽鋼錨索順巷邁步交叉式布置,距巷中1 000 mm 各布置一道,間排距為2 000 mm×2 400 mm;頂錨桿使用φ22 mm×2 400 mm 高強(qiáng)度左旋無(wú)縱肋螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×800 mm;幫錨索使用順巷槽鋼錨索,規(guī)格為φ21.8 mm×6 500 mm,其間排距為1 200 mm×2 400 mm;幫錨桿使用規(guī)格為φ20 mm×2 400 mm 全螺紋鋼錨桿,其間排距800 mm×800 mm,槽鋼長(zhǎng)度均為3 000 mm。在巷道頂板及巷道兩幫鋪設(shè)規(guī)格為1 m×4 m菱形金屬網(wǎng),金屬網(wǎng)平行巷道中心線鋪設(shè),每間隔200 mm 用12 號(hào)鐵線擰緊。具體支護(hù)如圖5 所示。
圖5 21221 工作面軌道巷支護(hù)示意Fig.5 Support of No.21221 track roadway
為了解沿空掘巷圍巖的礦壓顯現(xiàn)狀況及支護(hù)結(jié)構(gòu)的變形特征,在該工作面回采階段,布置測(cè)站監(jiān)測(cè)巷道圍巖表面的變形量,如圖6 所示。
圖6 巷道圍巖表面位移監(jiān)測(cè)曲線Fig.6 Surface displacement monitoring curve of roadway surrounding rock
受該工作面回采引起的超前支撐壓力作用,巷道表面變形量明顯增大,且隨著與工作面間距離的增加,巷道圍巖表面變形量逐漸減小,巷道圍巖的大部分變形形成于距工作面45 m 范圍內(nèi)。同時(shí)還可以看出,煤柱側(cè)、實(shí)體煤側(cè)、煤柱側(cè)頂板、實(shí)體煤側(cè)頂板4 個(gè)監(jiān)測(cè)點(diǎn)中變形量最大的為煤柱側(cè)292 mm、最小的為實(shí)體煤側(cè)頂板236 mm。綜上分析,巷道支護(hù)后圍巖變形量在可控范圍內(nèi),巷道斷面滿足使用要求。
(1) 由理論分析計(jì)算得到內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)寬度為12.6 m,受上工作面回采影響而產(chǎn)生的靠近采空區(qū)側(cè)的煤柱破壞區(qū)域?qū)挾葹?.1 m,受沿空巷道掘進(jìn)影響而產(chǎn)生的靠近巷道側(cè)的煤柱破壞區(qū)域?qū)挾葹?.7 m,理論計(jì)算出窄煤柱的合理寬度范圍為4.94~8.1 m。
(2) 數(shù)值分析計(jì)算得到合理的煤柱寬度應(yīng)該在7~9 m,該煤柱寬度范圍不僅能夠充分發(fā)揮錨桿索在頂板中的支護(hù)效果,維持巷道圍巖穩(wěn)定,還避免了留設(shè)更寬煤柱造成的煤炭資源浪費(fèi)。
(3) 采用7 m 窄煤柱寬度及“高強(qiáng)錨桿(索)槽鋼桁架網(wǎng)”聯(lián)合支護(hù)技術(shù)后,在該工作面回采期間,巷道圍巖變形量在可控范圍內(nèi),實(shí)現(xiàn)了對(duì)軟煤厚硬基本頂沿空掘巷圍巖的有效控制。