綜采工作面動壓巷道煤柱寬度優(yōu)化及支護方法研究

高 飛

(太原東山李家樓煤業(yè)有限公司, 山西 太原 030400)

我國井工煤礦開采中,相鄰工作面間往往會留設(shè)較寬的護巷煤柱,這樣勢必造成大量的煤炭資源損失[1-3]. 與此同時,動壓巷道在掘進過程中往往會遭受來自本工作面及臨近工作面多重采動應(yīng)力影響,導(dǎo)致巷道變形嚴重,維護困難,給工作面安全回采及實現(xiàn)高產(chǎn)高效目標帶來了一定困難[4-6]. 李家樓煤礦1206工作面為雙巷掘進,兩工作面間留設(shè)25 m寬護巷煤柱,造成可采煤炭資源浪費。同時,1206膠帶順槽除受上一工作面超前采動及滯后采空區(qū)覆巖運動影響外,還會遭受本工作面超前采動影響,導(dǎo)致受采動影響階段巷道圍巖變形破壞嚴重,復(fù)修頻率高,嚴重威脅著礦井的安全生產(chǎn)。為此,需要開展護巷煤柱合理寬度確定及動壓巷道支護方法研究,以提高礦井采出率與保障動壓巷道的穩(wěn)定,實現(xiàn)礦山安全高效開采。

1 工作面概況

李家樓煤業(yè)1206工作面井下標高770～860 m,埋深260～330 m,其南面為1204工作面,北面為1208工作面,東面為井田邊界,西面為軌道下山。1206工作面開采2號煤層,煤層平均厚2.5 m,傾角7°,工作面長187 m,走向長度1 114 m,采用走向長壁綜采一次采全高采煤方法,采高2.8 m,全部垮落法管理頂板,采用綜合機械化回采工藝回采。煤層頂?shù)装迩闆r見表1.

表1 煤層頂?shù)装迩闆r表

1206膠帶順槽布置在2#煤層中,北側(cè)為1206工作面,南側(cè)為1204回風(fēng)順槽,間距25 m. 巷道長1 558 m,寬4.5 m,高3.0 m,采用錨桿+錨索+鐵絲菱形網(wǎng)聯(lián)合支護。目前,1204工作面從1 500 m回采至1 100 m,已回采400 m,1 100 m至800 m為保護煤柱。因此,1206膠帶巷道會受到本工作面及臨近1204工作面的采動影響。

1206膠帶順槽斷面為4.5 m×3 m矩形斷面,頂板采用φ18 mm×2 000 mm螺紋鋼錨桿,頂錨桿間排距為1 000 mm×900 mm,在錨桿支護的基礎(chǔ)上加打φ17.8 mm×5 500 mm鋼絞線錨索進行支護,頂錨索間排距為1 800 mm×1 800 mm;巷道南幫采用φ16 mm×1 600 mm麻花式金屬桿體樹脂錨桿,巷道北幫采用φ20 mm×1 800 mm玻璃鋼錨桿。經(jīng)現(xiàn)場調(diào)研發(fā)現(xiàn),受采動影響階段(1 100～1 500 m)的1206膠帶順槽圍巖變形破壞嚴重,頂板下沉量為415 mm,底板底鼓量為260 mm,煤柱幫移近量為451 mm,實體煤幫移近量為310 mm,動壓巷道主要以頂板及煤柱幫變形破壞為主。工作面布置及動壓巷道破壞位置見圖1.

圖1 1206工作面布置及1206膠帶巷道破壞位置圖

2 護巷煤柱合理寬度確定

2.1 煤柱合理寬度理論計算

合理的煤柱寬度是確定沿空巷道位置的關(guān)鍵,既要保證煤炭采出率最大化又要保證巷道圍巖穩(wěn)定性。合理的小煤柱寬度B理論計算式見式(1)[7]：

B=X1+X2+X3

(1)

式中：X1為靠采空區(qū)側(cè)煤體塑性區(qū)寬度,m;X2為巷道側(cè)錨桿有效長度,m,取2.0;X3為煤柱有效承載厚度,m.

(2)

式中：M為采高,m,取2.8;A為側(cè)壓系數(shù),取0.22;C為內(nèi)聚力,MPa,取1.58;φ為內(nèi)摩擦角,(°),取31.7;K為應(yīng)力集中系數(shù),取2.0;H為煤層埋深,m,取300;Pz為對煤幫支護阻力,MPa,取0.15;γ為巖層平均容重,kN/m3,取26.

計算得,X1=3.90 m,煤柱有效承載厚度X3=0.35(X1+X2),計算得X3=2.07 m,將相關(guān)參數(shù)帶入式(1)計算可知,2號煤層窄煤柱的理論寬度B應(yīng)不小于8.0 m.

2.2 煤柱合理寬度數(shù)值模擬分析

1) 數(shù)值模擬方案。

為進一步確定留設(shè)小煤柱的合理寬度,根據(jù)理論計算結(jié)果,分別建立6 m、8 m、10 m、12 m的模擬方案,分析巷道切頂后不同寬度條件下煤柱塑性區(qū)分布、應(yīng)力分布及巷道圍巖變形規(guī)律,具體為在1206工作面開采工作完成后留不同寬度煤柱沿其右邊界掘進1208運輸順槽,模型尺寸為長300 m×寬250 m×高150 m,模型底部及四周進行位移約束,上部施加載荷等效上覆巖層自重,煤巖體力學(xué)參數(shù)見表2.

表2 煤巖體力學(xué)參數(shù)表

2) 模擬結(jié)果。

a) 不同寬度煤柱塑性區(qū)分析。

不同寬度煤柱時的巷道圍巖塑性區(qū)云圖見圖2. 由圖2可以看出,隨著煤柱寬度的增加,煤柱塑性區(qū)范圍逐漸減小。當煤柱寬度為6 m時,煤柱中部出現(xiàn)小范圍的彈性區(qū),但絕大部分仍為塑性區(qū),說明煤柱支撐能力極低;當煤柱增至8 m時,煤柱中部出現(xiàn)3～4 m彈性區(qū),彈性區(qū)面積為9.5 m2,占煤柱總面積的39.6%,而塑性區(qū)的面積為14.5 m2,占煤柱總面積的60.4%,說明煤柱有一定支撐能力,但支撐能力較弱;當煤柱寬度為10 m時,彈性區(qū)面積為18.75 m2,占煤柱總面積的62.5%. 而塑性區(qū)的面積為11.25 m2,占煤柱總面積的37.5%,彈性區(qū)面積大于50%,說明煤柱有較好的支撐能力;當煤柱寬度為12 m時,煤柱彈性區(qū)的面積為23.5 m2,占煤柱總面積的65.3%,而塑性區(qū)的面積為12.5 m2,占煤柱總面積的34.7%,說明煤柱支撐能力較強。綜合分析,煤柱寬度在10 m以上時,彈性區(qū)面積大于50%,已具有一定的穩(wěn)定性,且支撐能力較強,同時能夠有效隔絕采空區(qū)。

圖2 不同寬度煤柱圍巖塑性區(qū)分布圖

b) 不同寬度煤柱垂直應(yīng)力分布。

不同寬度煤柱的圍巖垂直應(yīng)力分布情況見圖3. 由圖3可以看出,隨著煤柱寬度的增大,煤柱上的應(yīng)力峰值逐漸遠離1208運輸順槽,且呈先增大后減小的趨勢。煤柱寬度為6 m、8 m、10 m與12 m時的應(yīng)力峰值依次為13.2 MPa、15.9 MPa、15.4 MPa和15.0 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)依次為1.66、2.12、2.05和2.0. 1208運輸順槽實體煤一側(cè)的應(yīng)力峰值呈先快速增大后逐漸減小至穩(wěn)定的趨勢,且隨著煤柱寬度的增大,應(yīng)力峰值逐漸減小。煤柱寬度為6 m、8 m、10 m和12 m時的應(yīng)力峰值依次為16.2 MPa、15.8 MPa、15.2 MPa和14.5 MPa,應(yīng)力集中系數(shù)依次為2.15、2.11、2.03和1.93.

c) 不同寬度煤柱位移分布。

不同煤柱寬度時1208運輸順槽的位移分布情況見圖4,圖5. 可以看出,隨著煤柱寬度的增加,巷道圍巖變形均呈現(xiàn)非對稱性,巷道底板及煤柱幫變形相對較大,頂板及實體煤幫變形相對較小。隨著煤柱寬度的增加,巷道底鼓量與頂板下沉量逐漸減小,當煤柱寬度分別為6 m、8 m、10 m和12 m時,巷道底鼓量分別為173 mm、136 mm、113 mm與93 mm;頂板下沉量分別為401 mm、373 mm、293 mm與273 mm. 隨著煤柱寬度的增加,煤柱幫移近量與實體煤幫移近量逐漸減小,當煤柱寬度分別為6 m、8 m、10 m和12 m時,煤柱幫移近量分別為423 mm、378 mm、315 mm與299 mm;實體煤幫移近量284 mm、249 mm、218 mm與183 mm.

圖4 不同寬度煤柱巷道垂直位移分布圖

圖5 不同寬度煤柱巷道水平位移分布圖

綜上,根據(jù)不同煤柱寬度下巷道圍巖的塑性區(qū)分布、應(yīng)力分布和圍巖變形規(guī)律,考慮到李家樓煤業(yè)的2號煤層為高瓦斯煤層,過窄的煤柱裂隙發(fā)育漏風(fēng)較大,同時考慮煤炭資源的高效回收,最終確定1208工作面運輸順槽所留煤柱的寬度為10 m,在此基礎(chǔ)上還需要對動壓巷道實施加強支護,以保證工作面巷道的穩(wěn)定。

3 動壓巷道加強支護方法

3.1 頂板支護

動壓巷道頂板采用“錨桿+金屬網(wǎng)+W鋼帶+錨索”補強聯(lián)合支護。頂錨桿采用φ22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,每排布置6根,間排距為800 mm×900 mm,靠近幫的距離250 mm,靠近巷幫的頂板錨桿安設(shè)角度與垂線成15°角(朝向巷外),中部4根錨桿與頂板垂直。W鋼帶采用寬度250 mm、厚度2.75 mm、長度4 300 mm的鋼帶壓網(wǎng)。巷道頂部鋪設(shè)φ2.6 mm勾花菱形鐵絲網(wǎng),網(wǎng)片規(guī)格1 100 mm×10 000 mm,網(wǎng)片搭接長度為100 mm,用16#鐵絲每200 mm綁扎一道。

錨索采用φ21.8 mm×6 500 mm的1×19股高強度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線,每排3根錨索,間距1 400 mm,分別距煤柱幫500 mm,距回采幫1 200 mm,排距1 800 mm. 錨索均垂直巷道頂板,錨固長度為2.66 m,錨索預(yù)緊力不低于180 kN. 錨索須采取防破斷彈射措施,防止錨索崩斷傷人及損壞設(shè)備。

3.2 兩幫支護

兩幫采用“錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁+煤柱幫錨索”補強聯(lián)合支護。幫錨桿采用φ22 mm×2 400 mm高強度左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,每排4根錨桿,間排距為850 mm×900 mm. 起錨高度250 mm,靠近頂板的一根幫錨桿距頂板200 mm. 幫上部角錨桿與水平線呈15°(仰角),幫下部角錨桿與水平線呈15°(俯角),中間的2根錨桿與巷幫垂直布置。在安裝錨桿的位置焊接兩道縱筋,縱筋間距100 mm,以便安裝錨桿,鋼帶壓網(wǎng)。巷道幫部鋪設(shè)φ2.6 mm勾花菱形鐵絲網(wǎng),網(wǎng)片規(guī)格1 100 mm×10 000 mm,網(wǎng)片搭接長度為100 mm,用16#鐵絲每200 mm綁扎一道,動壓巷道加強支護斷面見圖6.

圖6 動壓巷道加強支護斷面圖

4 現(xiàn)場實踐效果分析

李家樓煤業(yè)1206工作面留設(shè)小煤柱后,可多回收15 m區(qū)段護巷煤柱,提高礦井采出率,延長了礦井服務(wù)年限,新增產(chǎn)值達2 395萬元,經(jīng)濟效益顯著。采用動壓巷道補強支護方法在現(xiàn)場進行實施,加強支護前后巷道變形監(jiān)測結(jié)果見圖7.

由圖7可以看出,對動壓巷道實施加強支護后,巷道整體變形得到有效控制,巷道頂板下沉量為168 mm,底鼓量達236 mm,煤柱幫移近量達313 mm,實體煤幫移近量達185 mm. 與實施前相比,動壓巷道頂板下沉量降低35.4%、底鼓量降低43.1%、煤柱幫移近量降低30.4%、實體煤幫移近量降低40.3%.

5 結(jié) 語

1) 通過現(xiàn)場調(diào)查,1206動壓巷道圍巖變形破壞嚴重,頂板下沉量達415 mm,底鼓量達260 mm,煤柱幫移近量達451 mm,實體煤幫移近量達310 mm,動壓巷道主要以頂板及煤柱幫變形破壞為主,需對動壓巷道采取加強支護。

2) 通過數(shù)值模擬分析,當煤柱寬度為10 m時,彈性區(qū)面積大于50%,支撐能力較強,能夠有效隔絕采空區(qū),巷道整體變形均在可控范圍內(nèi)。結(jié)合理論分析結(jié)果,確定合理煤柱寬度為10 m,多回收15 m區(qū)段護巷煤柱,新增產(chǎn)值達2 395萬元,經(jīng)濟效益顯著。

3) 提出了動壓巷道頂板采用錨桿+金屬網(wǎng)+W鋼帶+錨索聯(lián)合支護,兩幫采用錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁+煤柱幫錨索聯(lián)合支護方法。通過現(xiàn)場實踐,動壓巷道頂板下沉量降低35.4%、底鼓量降低43.1%、煤柱幫移近量降低30.4%、實體煤幫移近量降低40.3%,巷道穩(wěn)定性控制效果良好。實踐結(jié)果表明,研究提出的留設(shè)小煤柱與動壓巷道加強支護方法在現(xiàn)場取得了良好的實踐效果。