南陽(yáng)坡礦綜放工作面沿空掘巷技術(shù)實(shí)踐

孫日雄

(晉能控股煤業(yè)集團(tuán) 鐵峰公司，山西 右玉 037200)

傳統(tǒng)的護(hù)巷煤柱是在巷道與采空區(qū)之間留設(shè)大尺寸的護(hù)巷煤柱，保證巷道位于側(cè)向支承壓力影響區(qū)之外，一般為20～30 m。該方法巷道維護(hù)簡(jiǎn)單，但造成了煤炭資源的浪費(fèi)。據(jù)統(tǒng)計(jì)，我國(guó)厚煤層資源豐富，所有生產(chǎn)礦井的厚煤層可采儲(chǔ)量占總儲(chǔ)量的40%以上。因此，開(kāi)展厚煤層尤其是10 m以上特厚煤層沿空掘巷技術(shù)研究對(duì)降低煤炭資源的損失、提高礦井效益具有重要意義[1-4]。

1 試驗(yàn)工作面概況

南陽(yáng)坡礦8800工作面位于408盤區(qū)，所采煤層為5號(hào)煤，煤層厚度8.71～13.39 m，平均10.53 m，煤層傾角2～5°，平均3°，煤層結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含有3～7層夾矸。煤層頂?shù)装鍘r性如圖1所示。煤礦瓦斯和二氧化碳等均為低級(jí)，無(wú)瓦斯突出。5號(hào)煤自燃傾向?yàn)镮I級(jí)，發(fā)火期3～6個(gè)月。煤塵有爆炸危險(xiǎn)性，爆炸指數(shù)38%.

圖1 5號(hào)煤頂?shù)装鍘r性

目前5號(hào)煤工作面的區(qū)段保護(hù)煤柱為30 m，資源浪費(fèi)大，為此在8800工作面正巷進(jìn)行窄煤柱沿空掘巷的實(shí)驗(yàn)。巷道為矩形，沿煤層底板掘進(jìn)，規(guī)格為5 000 mm×3 600 mm(寬×高)。

2 煤柱寬度的確定

2.1 理論計(jì)算

護(hù)巷煤柱的尺寸應(yīng)當(dāng)有利于巷道的支護(hù)，保證巷道圍巖的相對(duì)完整，同時(shí)要位于處于上工作面回采后的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，避免殘余支承壓力與本工作面超前支承壓力疊加，影響巷道的穩(wěn)定。運(yùn)用極限平衡理論建立如圖2所示的力學(xué)模型。

圖2 最小護(hù)巷煤柱寬度計(jì)算

最小護(hù)巷煤柱寬度X為：

X=x1+x2+x3

式中：x1為上工作面回采產(chǎn)生的塑性區(qū)范圍，m；x2為本巷道掘進(jìn)產(chǎn)生的塑性區(qū)范圍，m；x3為煤柱寬度的富余系數(shù)，一般x3=(0.15～0.45)(x1+x2)。

工作面回采和巷道掘進(jìn)產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度與煤層的內(nèi)摩擦角、粘聚力等有關(guān)。根據(jù)8800工作面的實(shí)際條件，代入計(jì)算得到x1=2.16 m，x2=4.87 m，由此確定合理的護(hù)巷煤柱寬度為8.08～10.2 m。

2.2 數(shù)值模擬

根據(jù)理論計(jì)算的結(jié)果，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)8 m、9 m 、10 m、11 m不同煤柱寬度下的巷道應(yīng)力分布和塑性區(qū)分布進(jìn)行數(shù)值模擬。其中9 m、11 m煤柱下垂直應(yīng)力分布如圖3所示。

圖3 不同煤柱寬度下垂直應(yīng)力分布

由數(shù)值模擬結(jié)果可以看出，8800正巷掘進(jìn)過(guò)程中受到上工作面回采后的側(cè)向支承壓力的影響。隨著煤柱寬度的不同，應(yīng)力分布情況不同。垂直應(yīng)力主要作用于巷道兩幫，與煤柱寬度呈近似的正比例關(guān)系。煤柱寬度大，垂直應(yīng)力大。當(dāng)煤柱寬度為8 m時(shí)，垂直應(yīng)力最小，不足15 MPa，小于原巖應(yīng)力。當(dāng)煤柱寬度為9 m、10 m時(shí)，垂直應(yīng)力近似于原巖應(yīng)力相等，當(dāng)煤柱寬度達(dá)到11 m時(shí)，煤柱中垂直應(yīng)力達(dá)到27 MPa，為原巖應(yīng)力的1.3倍。

沿空掘巷的位置應(yīng)處于應(yīng)力降低區(qū)，同時(shí)保證煤柱具有一定的承載能力，綜合理論計(jì)算和數(shù)值模擬的結(jié)果，確定煤柱寬度為9.0 m。

3 巷道變形特征及控制機(jī)理

3.1 變形特征

窄煤柱巷道的失穩(wěn)是頂板、底板、回采幫和小煤柱幫共同變形的結(jié)果。巷道開(kāi)掘以后，改變了原始的應(yīng)力場(chǎng)，而綜放工作面的巷道沿底板掘進(jìn)，直接頂板為煤層，強(qiáng)度較低。受上工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ挠绊懀锏莱霈F(xiàn)變形。頂板的下沉主要由直接頂板的塑性位移和上覆巖層重力下的離層兩部分組成，而巷道兩幫由外向里逐漸進(jìn)入塑性狀態(tài)，表面煤巖體不斷發(fā)生失穩(wěn)破壞，加劇了頂板的下沉。兩幫煤巖體進(jìn)入塑性狀態(tài)后，承載能力進(jìn)一步喪失，支撐頂板的能力降低，頂板離層、下沉的速度變大，又加劇了兩幫的破壞，形成“頂下沉—幫外鼓—頂下沉”的循環(huán)。

3.2 控制對(duì)策

由破壞機(jī)理可以看出，厚煤頂巷道的支護(hù)應(yīng)該頂幫并重，在護(hù)頂?shù)耐瑫r(shí)加強(qiáng)對(duì)巷道兩幫的支護(hù)。可采用剛性支護(hù)與柔性支護(hù)結(jié)合，先抗壓后讓壓的支護(hù)方式，可以在保證巷道穩(wěn)定的同時(shí)，降低支護(hù)成本，控制原則為：

1) 采用高強(qiáng)錨桿支護(hù)系統(tǒng)。在巷道掘進(jìn)支護(hù)時(shí)采用高強(qiáng)度錨桿，可以有效減少頂板煤體中裂隙的產(chǎn)生，抑制頂板的彎曲，減少塑性區(qū)的發(fā)展。同時(shí)，高強(qiáng)度錨桿延展性好，可以適應(yīng)巷道初期的變形，釋放高應(yīng)力，維護(hù)頂板的穩(wěn)定。

2) 提高錨索性能。常規(guī)D17.8 mm的7絲鋼絞線已經(jīng)不能滿足支護(hù)要求。該錨索的拉斷載荷為353 kN，延伸率為4%.而新型1×19結(jié)構(gòu)D21.6 mm鋼絞線的拉斷載荷為510 kN，延伸率達(dá)7%，可以實(shí)現(xiàn)大直徑、高延伸率，對(duì)破碎頂板巷道具有較好支護(hù)效果。

3.3 控制技術(shù)

根據(jù)厚煤頂巷道的變形特征及控制機(jī)理分析，提出了頂板、巷幫雙桁架支護(hù)技術(shù)[5-6]，如圖4所示。

兩根頂錨索由專用的連接器連接到一起，實(shí)現(xiàn)了由單體到桁架的轉(zhuǎn)變，將原來(lái)與頂板的點(diǎn)接觸擴(kuò)大為線接觸，載荷可以連續(xù)傳遞。在施加高應(yīng)力之后，有效減少頂板拉應(yīng)力區(qū)，使頂板淺部煤巖體處于壓應(yīng)力狀態(tài)，提高了抗變形的能力。同時(shí)桁架錨索呈“凹槽形”，為等強(qiáng)閉鎖結(jié)構(gòu)，當(dāng)頂板發(fā)生離層時(shí)，可錨固點(diǎn)適當(dāng)內(nèi)移，對(duì)頂板的支護(hù)力隨之增大，避免了上覆巖層的進(jìn)一步變形。

巷道兩幫的錨索槽鋼連接到一起，形成一種類桁架結(jié)構(gòu)。槽鋼與兩幫為面接觸，通過(guò)錨索施加的預(yù)緊力可以有效阻止煤幫的碎脹變形，同時(shí)錨索將促進(jìn)煤幫淺部的應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移，部分抵消淺部煤巖體承受的剪應(yīng)力，控制煤幫的變形。

4 掘巷支護(hù)設(shè)計(jì)及應(yīng)用

4.1 支護(hù)參數(shù)

結(jié)合礦井的實(shí)際情況，采用理論分析、數(shù)值模擬及工程類比等方法確定8800正巷的支護(hù)參數(shù)，如圖5所示。

圖5 南陽(yáng)坡礦8800工作面正巷支護(hù)方案(mm)

4.1.1 頂板支護(hù)

1) 錨桿支護(hù)。頂錨桿為D20 mm×2 400 mm的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，所用鋼材牌號(hào)為BHRB500，屈服強(qiáng)度為500 MPa，拉斷載荷達(dá)210 kN，配兩卷CK2360樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固，錨桿間排距為900 mm×900 mm，每排布置5根，采用4 800 mm×100 mm×5 mm(長(zhǎng)×寬×厚)的W鋼帶連接。

2) 錨索支護(hù)。頂錨索為單體錨索和桁架錨索交替布置，聯(lián)合支護(hù)。

錨索桁架規(guī)格為D21.6 mm×9 400 mm，1×19絲鋼絞線制作，鉆孔深度8 m，采用3支CK2360和兩支Z2360的樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固，安裝時(shí)超快錨固劑位于鉆孔底部。桁架錨索的底板跨距為2.0 m，兩根錨索分別向巷道兩幫傾斜15°。

頂錨索的滯后支護(hù)距離不大于5 m。

4.1.2 巷幫支護(hù)

1) 錨桿支護(hù)。幫錨桿為D20 mm×2 000 mm的高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，配CK2360和CK2335各1卷錨固，間排距為800 mm×900 mm，煤幫布置5根，采用梯子梁連接。

2) 錨索支護(hù)。回采幫錨索為單體錨索，錨索規(guī)格為D17.8 mm×4 300 mm，鉆孔深度為4 000 mm，采用3支CK2360樹脂藥卷錨固，排距為1 800 mm。煤柱幫布置兩根，上位錨索距頂1 000 mm，錨索間距為1 500 mm，兩根采用槽鋼連接到一起，排距為1 800 mm。

4.2 應(yīng)用效果

8800正巷開(kāi)始掘進(jìn)后，從開(kāi)口以里50 m開(kāi)始，間隔100 m設(shè)置測(cè)站，采用十字布點(diǎn)法對(duì)巷道表面位移進(jìn)行觀測(cè)，同時(shí)安設(shè)頂板離層儀記錄頂板離層情況。2號(hào)測(cè)站的巷道變形觀測(cè)結(jié)果如圖6所示。

圖6 巷道表面位移觀測(cè)結(jié)果

由圖6可以看出，掘進(jìn)后巷道的變形較為平緩，頂板下沉和兩幫收斂速度較慢，頂板下沉速速為1.4 mm/d，兩幫收斂速度為0.8 mm/d。成巷30 d后變形穩(wěn)定，頂板下沉量為41.5 mm，兩幫收斂量為21.7 mm。

頂板離層儀顯示巷道淺部出現(xiàn)了離層，離層值最終穩(wěn)定在15 mm，分析離層位于頂煤與直接頂砂質(zhì)泥巖之間，離層值較小，對(duì)巷道無(wú)影響。深部基點(diǎn)穩(wěn)定，未觀測(cè)到離層值。

5 結(jié) 語(yǔ)

1) 煤柱中垂直應(yīng)力與煤柱寬度近似呈正比例關(guān)系，考慮到煤柱自身的穩(wěn)定性并結(jié)合理論計(jì)算結(jié)果，確定8800正巷的護(hù)巷煤柱尺寸為9.0 m。

2) 窄煤柱巷道的失穩(wěn)是頂板、底板、回采幫和小煤柱幫共同作用的結(jié)果。對(duì)厚煤頂巷道的支護(hù)應(yīng)該頂幫并重，剛?cè)峤Y(jié)合、抗讓結(jié)合。

3) 桁架錨索的錨固點(diǎn)位于巷道深部巖層中，可以適應(yīng)頂板和兩幫的變形，適度讓壓的同時(shí)可以提高對(duì)頂板的支護(hù)力，從而控制圍巖的進(jìn)一步破壞。

4) 采用頂幫雙桁架支護(hù)實(shí)現(xiàn)了厚煤頂綜放工作面的沿空掘巷，巷道變形量小，無(wú)支護(hù)系統(tǒng)破壞及圍巖大變形現(xiàn)象，但支護(hù)成本相對(duì)較高，適用于厚頂煤或大變形的回采巷道。