姜志剛
(開灤(集團) 有限責任公司,河北 唐山 063000)
隨著煤炭資源開采不斷向深部轉移,巷道兩側的支撐壓力峰值也不斷向煤巖體內深部發展。深部厚煤層中煤巖體內塑性區發育,給回采巷道的布設帶來了一定的困難。常規方法為在無擾動區內布置巷道,留設大煤柱,這種方法造成了大量的煤炭損失。小煤柱或無煤柱沿空掘巷技術逐漸成為關注的焦點。
在沿空巷道實踐中,護巷煤柱留設的尺寸是沿空巷道技術成敗的關鍵,國內研究學者對此進行了大量研究[1-5]。蘇超[6]基于極限平衡理論確定了沿空掘巷護巷煤柱寬度的合理取值區間,并結合數值模擬進行了優化;王志強[7-8]采用理論和數值模擬相結合的方法研究了錯層位外措式沿空掘巷機理及相鄰巷道的立體化聯合支護技術;李生鑫[9]通過理論分析和數值模擬,研究了煤柱的合理寬度,確定煤柱寬度為8 m;邢海天[10]采用脹鎖式對穿錨索加固沿空掘巷留設煤柱,闡述了沿空掘巷留設煤柱的雙向加固機理。
綜上可見,沿空巷道護巷煤柱合理寬度取值尚未形成統一認識。鑒于此,本文依據開灤集團范各莊礦7 號煤地質采礦條件,采用UDEC 離散元數值模擬程序,對留設不同寬度煤柱沿空巷道圍巖穩定性進行分析,確定合理的護巷煤柱寬度,并以工程應用效果進行驗證。
本次以范各莊礦7 號煤層2375 工作面回采巷道為研究對象。模擬范圍內煤層平均埋深450 m,煤層厚度平均為4.1 m。巷道斷面為矩形,尺寸為4 m×2.8 m,沿著煤層底部掘進,頂上留有一層較厚煤層作為頂板,巷道頂底板結構及巖性見表1。

表1 巷道頂底板結構及巖性Table 1 Structure and lithology of roadway roof and floor
上區段工作面開挖完后形成采空區,沿空掘巷受到采空區側向支承壓力與本工作面的超前采動支承壓力的疊加作用,其圍巖以及煤柱裂隙發育、破碎,采用數值計算軟件UDEC4.0 模擬分析沿空掘巷圍巖及煤柱的穩定性。
基于范各莊礦7 號煤層的鉆孔資料建立500 m(寬) ×230 m(高) 的模型。模型頂部施加等效于上覆巖層自重的均布載荷5.5 MPa(上覆巖層容重25 kN/m)3,模型兩邊水平約束,底部固定約束,留設巷道煤柱寬度分別為1、2、3、4、5、6、8、10、15、20、30、50 m。巖體和節理均采用Mohr-Coulomb 模型,塊體模型如圖1 所示。

圖1 數值模擬力學模型Fig.1 Mechanical models of numerical simulation
煤柱寬度為5 m 時的巷道圍巖變形及塑性區分布特征,如圖2 所示。由圖分析可知,沿空掘巷留設保護煤柱寬度為5 m 時,巷道頂底板最大變形量約為300 mm;巷道兩幫(煤體、煤柱) 最大變形量約為150 mm;巷道圍巖最大塑性區范圍約為8 m,其中煤柱已全部發生塑性變形,巷道開挖完成后仍保留有較好斷面率,保障了生產需求。

圖2 煤柱寬為5 m時巷道圍巖變形及塑性區分布Fig.2 Deformation and plastic zone distribution of roadway surrounding rock with 5 m of coal pillar width
不同煤柱寬度條件下巷道圍巖變形情況,如圖3 所示。由圖分析可知:①隨著留設煤柱加寬,煤柱壓縮量、巷道兩幫及頂底板的相對移近量逐漸減小,這由于煤柱加寬,其自身抗變形能力增加,進而可控制巷道頂板小結構的穩定;②煤柱寬度超過5 m,煤柱壓縮量、巷道兩幫及頂底板的相對移近量變化規律均趨于穩定。

圖3 不同煤柱寬度條件下巷道圍巖變形量Fig.3 Deformation of roadway surrounding rock under different coal pillar widths
不同煤柱寬度條件下巷道圍巖內應力分布規律,如圖4 所示。由圖分析可知:①煤柱寬度增加,煤柱、頂板和底板中最大應力值逐漸增大并趨于穩定,這是由于煤柱寬度的增加導致應力峰值向煤柱側轉移的結果;②煤柱寬度超過8 m,煤柱寬度增加,煤柱內的最大應力值變化幅度較小,保持在21 MPa 左右;而底板中最大應力值不斷增加至約20 MPa,可能由于巷道處于側向支承壓力高峰區內,導致巷道圍巖受力增加,對圍巖控制不利。可見,該工況條件下沿空掘巷護巷煤柱的寬度不應當超過8 m。

圖4 不同煤柱寬度時巷道圍巖應力分布Fig.4 Stress distribution of roadway surrounding rock with different coal pillar widths
綜上可知,結合巷道圍巖變形和應力分布變化規律范各莊礦2375 工作面回采巷道合理的煤柱寬度范圍應為5 ~8 m。
范各莊礦2375 工作面運輸巷實際設計沿空掘巷護巷煤柱寬度為5.5 m。采取了合理支護措施,具體方案如下。
(1) 頂板采用φ20 mm×2 400 mm 等強無縱筋左旋螺紋鋼錨桿、金屬網和鋼帶進行聯合支護;采用φ17.8 mm×7 300 mm 小孔徑錨索和預應力鋼鉸線桁架進行加強支護。錨桿間排距為700 mm×800 mm,錨索排距為2.4 m,即每3 排錨桿中間布置1 排,每排2 根,每根錨索分別距煤幫1.0 m,垂直頂板布置;鋼鉸線桁架的排距為2.4 m,每3排錨桿布置1 套桁架,分別占用相應的錨桿位置,但鋼鉸線桁架與錨索排等間距布置,部分地段頂板實施注漿加固。
兩幫采用φ20 mm×2 400 mm 高強度無縱筋左旋螺紋鋼錨桿、鋼帶和金屬網聯合支護,采用φ17.8 mm×6 500 mm 預應力鋼鉸線桁架進行加強支護,對全地段窄煤柱幫和部分地段實煤體幫實施注漿加固。錨桿間排距為800 mm×800 mm、鋼鉸線桁架排距為1.6 m,如圖5 所示。

圖5 斷面支護設計Fig.5 Section support design
2375 工作面運輸巷掘進期間和回采期間,監測了巷道的表面位移,結果如圖6 所示。由圖分析得出:①隨掘進面向前推進,圍巖變形逐漸增大,掘進面推進200 m 后,圍巖變形速度開始減小;②隨回采面向前推進,沿空巷道超前影響范圍約為60 m。

圖6 掘進及回采期間巷道圍巖應力及變形規律Fig.6 Stress and deformation lawof roadway surrounding rock during excavation and mining
綜上所述,當沿空掘巷護巷煤柱寬度為5.5 m時,在掘進與回采期間頂底板累計最大移近量約為1 500 mm,兩幫累計最大移近量約為1 800 mm,掘巷斷面能夠保持原斷面的66%以上,滿足安全生產使用要求。
(1) 分析巷道圍巖變形和應力情況,煤柱寬度小于8 m 時,煤柱尺寸大小及強度是影響巷道圍巖穩定的主要因素;煤柱寬度超過8 m 時,煤柱上所承受的載荷為影響巷道圍巖穩定的主要因素。
(2) 結合范各莊礦具體條件,數值模擬得出不同護巷煤柱寬度下巷道圍巖變形特征及應力分布規律,并最終確定厚煤層沿空掘巷護巷煤柱的合理寬度范圍為5 ~8 m。
(3) 根據護巷煤柱穩定性要求,范各莊礦2375 工作面沿空掘巷護巷煤柱寬度設計為5.5 m,巷道變形后斷面仍保持在原斷面的66%以上,滿足了生產和巷道要求。