裴陸慧
(山西沁和能源集團(tuán)永紅煤礦,山西 沁水 048205)
隨著煤礦開(kāi)采技術(shù)的迅猛發(fā)展,小(無(wú))煤柱開(kāi)采技術(shù)被廣泛應(yīng)用,因無(wú)煤柱開(kāi)采中采空區(qū)水、火、瓦斯問(wèn)題不易解決,小煤柱開(kāi)采仍是當(dāng)前應(yīng)用較普遍的技術(shù)[1-2]。近年來(lái),對(duì)該技術(shù)圍巖控制機(jī)制、礦壓規(guī)律等研究已相當(dāng)成熟。張百勝等[3]、別小飛等[4]分別對(duì)6 m 大采高、深埋厚煤層堅(jiān)硬頂板條件下的小煤柱沿空掘巷,提出卸壓措施控制圍巖變形;基于小煤柱巷道變形嚴(yán)重的問(wèn)題,張楊等[5]提出讓壓錨桿、讓壓鳥窩錨索綜合支護(hù)技術(shù);馮延燦等[6]采用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿索強(qiáng)力支護(hù)窄煤柱側(cè);陳曉祥等[7]綜合研究煤柱寬度、煤體力學(xué)特性、覆巖厚度等對(duì)沿空巷道的影響程度,認(rèn)為煤柱寬度大小起到?jīng)Q定作用;王德超等[8]基于不同煤柱寬度沿空掘巷相似模擬試驗(yàn),發(fā)現(xiàn)圍巖垂直應(yīng)力呈現(xiàn)三角形向梯形變化的趨勢(shì)。
該文針對(duì)永紅煤礦3306 工作面所采煤層較軟、頂板較硬的情況,通過(guò)理論、模擬的手段,研究小煤柱巷道圍巖控制技術(shù),以期實(shí)現(xiàn)礦井安全穩(wěn)定生產(chǎn),研究成果將為類似條件下工程實(shí)踐提供借鑒。
永紅煤礦所采3 號(hào)煤層平均厚度4.93 m,傾角3°~6°,為自燃煤層,埋深287 m,是煤與瓦斯突出礦井。綜合柱狀如圖1。采用放頂煤開(kāi)采的方法。原工作面區(qū)段煤柱寬度30 m,造成大量的煤炭浪費(fèi),巷道還因應(yīng)力集中破壞嚴(yán)重、維護(hù)困難。為改變此現(xiàn)狀,擬在3306 工作面實(shí)施小煤柱開(kāi)采,因小煤柱巷道所處應(yīng)力環(huán)境較復(fù)雜,其圍巖控制較困難,因此研究小煤柱巷道圍巖控制機(jī)理具有重要意義。

圖1 地層綜合柱狀圖
鄰近工作面回采過(guò)后,覆巖垮落狀況受其基本頂斷裂狀況影響較大,掘巷及回采前覆巖較穩(wěn)定,但受回采動(dòng)壓影響后覆巖穩(wěn)定性較差。鄰近面回采后影響沿空掘巷覆巖斷裂形態(tài),先是直接頂隨采隨落,基本頂則周期性破斷且反復(fù)呈現(xiàn)此狀態(tài)。通常基本頂是在側(cè)向煤體內(nèi)出現(xiàn)旋轉(zhuǎn)下沉,即圖2 中關(guān)鍵塊體A、B、C 鉸接結(jié)構(gòu),此結(jié)構(gòu)是否穩(wěn)定受基本頂斷裂狀況、矸石壓實(shí)程度影響較大。基本頂垮落期間其上方關(guān)鍵巖層也將隨之垮落。覆巖垮落穩(wěn)定后,在塊體B 下方進(jìn)行沿空掘巷,因此B 的穩(wěn)定狀況將直接影響沿空掘巷圍巖穩(wěn)定程度。

圖2 沿空掘巷覆巖結(jié)構(gòu)關(guān)系
2.2.1 沿空掘巷小煤柱應(yīng)力分析
鄰近面回采后,覆巖應(yīng)力重新調(diào)整,采空區(qū)側(cè)向煤體內(nèi)將出現(xiàn)支承壓力帶,且受采空區(qū)側(cè)向壓力和掘巷擾動(dòng)雙重影響后,側(cè)向煤壁一定范圍內(nèi)煤巖體破壞,減弱小煤柱的承載能力。小煤柱在采空區(qū)應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),也在塑性區(qū)內(nèi),其受掘巷擾動(dòng)影響后,應(yīng)力狀態(tài)再次調(diào)整。可通過(guò)錨網(wǎng)索進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),對(duì)抑制煤柱變形非常有利,確保小煤柱穩(wěn)定。
2.2.2 沿空掘巷小煤柱變形破壞機(jī)理
沿空巷道周圍應(yīng)力環(huán)境具有明顯的不對(duì)稱性,變形也是不對(duì)稱的。煤柱受力超過(guò)極限承載力時(shí)將發(fā)生不同形態(tài)的破變,但不一定會(huì)失去承載力。煤柱是否穩(wěn)定的關(guān)鍵在于受回采擾動(dòng)后能否保持較高承載力。圖3 為煤柱工作狀態(tài),煤柱壓力比極限載荷小時(shí)較穩(wěn)定,巷道變形較小,即曲線①;煤柱部分破壞但壓力快速變小,煤柱屈服后憑殘余強(qiáng)度承受支承壓力后持續(xù)穩(wěn)定,是較理想狀態(tài),即曲線②;煤柱破壞后,若頂板載荷隨下沉變化不明顯,煤柱屈服后殘余強(qiáng)度無(wú)法承受殘余壓力,將持續(xù)破壞,應(yīng)盡量不出現(xiàn)此狀態(tài),即曲線③。

圖3 煤柱工作狀態(tài)
2.2.3 煤柱影響因素分析
1)受載荷大小影響。煤柱受影響的主因是直接頂垮落后是否填實(shí)采空區(qū),冒落厚度超煤厚3~5倍時(shí),動(dòng)載基本沒(méi)有;反之垮落后難以填實(shí)采空區(qū)時(shí),動(dòng)載顯現(xiàn)非常明顯。
2)受煤柱寬高比影響。煤柱寬度Bp、高度h將對(duì)煤柱應(yīng)力分布、煤柱強(qiáng)度有直接影響。煤柱較寬、高度較低時(shí)中部呈現(xiàn)三向壓縮狀態(tài),此時(shí)煤柱抗壓強(qiáng)度較大。煤柱強(qiáng)度Sp與寬高比Bp/h的經(jīng)驗(yàn)公式[9]:
其中:Sc為Bp/h=1 時(shí)的強(qiáng)度。基于該礦條件,h為4.93 m、Bp為7~12 m 時(shí) 式(1) 可 表 示 為。
3)受煤柱承載時(shí)間長(zhǎng)短影響。基于煤柱流變失穩(wěn)機(jī)理,煤柱承載時(shí)間越長(zhǎng)煤體強(qiáng)度越低。巷道服務(wù)較長(zhǎng)時(shí)間時(shí),常采用長(zhǎng)時(shí)強(qiáng)度系數(shù)(取0.7~0.8)校正抗壓強(qiáng)度。
4)受錨網(wǎng)索支護(hù)強(qiáng)度影響。沿空巷道開(kāi)挖再次打破周圍應(yīng)力平衡,煤柱兩側(cè)一定范圍內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力松弛或部分變形,則產(chǎn)生低應(yīng)力破壞范圍,煤柱穩(wěn)定性明顯變小,需采用錨網(wǎng)索支護(hù)對(duì)煤柱進(jìn)行加強(qiáng),提高煤柱側(cè)向壓力及其強(qiáng)度。對(duì)寬度偏小、高度偏大的煤柱,強(qiáng)化效果非常明顯。
沿空掘巷合理煤柱寬度的確定應(yīng)著重考慮錨桿索的著力基礎(chǔ)與錨固效果、應(yīng)力環(huán)境、圍巖變形及煤柱損失量等因素,是經(jīng)理論計(jì)算、數(shù)值模擬綜合確定。
若煤柱偏小則掘巷后極易破裂,導(dǎo)致錨桿錨固在破碎圍巖中,引起錨固力不達(dá)標(biāo)、支護(hù)效果差。基于極限平衡理論,煤柱寬度B的經(jīng)驗(yàn)公式[10]:
式中:L2為煤柱幫錨桿有效長(zhǎng)度,取2.3~2.88 m;m為鄰近采面巷高,取3.6 m;A為側(cè)壓系數(shù),取1.2;φ0為煤體內(nèi)摩擦角,取35°;C0為煤體內(nèi)聚力,取0.7 MPa;K為應(yīng)力集中系數(shù),取1.5;γ為覆巖容重,取25 kN/m3;H為埋深,取287 m;P0為對(duì)煤幫的支護(hù)阻力,取0.07 MPa。
通過(guò)計(jì)算得到3306 運(yùn)輸順槽煤柱寬度理論值為10.93~11.62 m。
基于3306 工作面條件,利用FLAC3D軟件對(duì)煤柱寬度7~12 m 時(shí)巷道圍巖變形狀況進(jìn)行模擬分析。
不同煤柱寬度時(shí)應(yīng)力狀況如圖4。煤柱尺寸對(duì)巷道頂?shù)装鍛?yīng)力影響較小,而兩幫應(yīng)力受其影響較大,且均有應(yīng)力集中現(xiàn)象,但兩幫應(yīng)力變化趨勢(shì)卻截然相反。煤柱寬度7~8 m 時(shí)煤柱側(cè)應(yīng)力集中明顯且承載力小,對(duì)上覆載荷難以形成有效的支撐;寬度9~10 m 時(shí)巷道兩側(cè)應(yīng)力集中有所降低,煤柱承載力增強(qiáng),對(duì)覆巖穩(wěn)定起到關(guān)鍵作用,能確保巷道穩(wěn)定;寬度11~12 m 時(shí)巷道應(yīng)力集中轉(zhuǎn)移至煤柱側(cè),對(duì)煤柱結(jié)構(gòu)造成破壞,穩(wěn)定性降低,巷道較難控制。

圖4 小煤柱巷道圍巖應(yīng)力分布
掘巷期間,沿空巷道幫部變形要比頂板下沉大,以兩幫變形為主且有所差異但相差不大,超過(guò)9 m后又趨于平穩(wěn);頂?shù)装遄冃我皂敯逑鲁翞橹鳎坠呐c煤柱寬度成正比關(guān)系但增幅較小,而頂板下沉隨煤柱寬度的增加而減小。回采期間,受動(dòng)壓影響后幫部變形與掘巷期間基本一致,煤柱寬度偏小時(shí)頂板下沉要比底鼓大,底鼓隨煤柱寬度的增加而變大,但頂板下沉反而變小;說(shuō)明頂?shù)装遄冃问苊褐鶎挾却笮∮绊戄^大;寬度超9 m 時(shí)巷道變形基本趨于一致。因此煤柱寬度模擬結(jié)果為9~10 m。
上述分析可知,沿空掘巷合理煤柱寬度的確定應(yīng)充分考慮如下因素:1)鄰近采空區(qū)側(cè)煤壁一定范圍內(nèi)存在破碎區(qū),掘巷煤柱側(cè)施工錨桿索時(shí)應(yīng)避開(kāi)此區(qū)域,使其錨固在穩(wěn)定煤體中才能達(dá)標(biāo);2)煤柱寬度直接影響巷道受側(cè)向支承壓力的程度,進(jìn)而決定煤柱自承能力;3)煤柱寬度應(yīng)確保錨網(wǎng)索支護(hù)操作可行。結(jié)合理論計(jì)算、數(shù)值模擬結(jié)果,綜合確定3306 運(yùn)輸順槽的煤柱寬度為9 m。
小煤柱巷道圍巖控制應(yīng)充分考慮非對(duì)稱性因素,頂板破壞范圍大于2.4 m、層理節(jié)理發(fā)育且水平主應(yīng)力高等情況下,需用高預(yù)應(yīng)力錨索對(duì)頂幫加強(qiáng)支護(hù),提出以小孔徑錨索加固、煤體注漿加固及高強(qiáng)護(hù)表聯(lián)合支護(hù)為主,超前支護(hù)為輔的聯(lián)合支護(hù)技術(shù)。
1)小煤柱掘巷經(jīng)驗(yàn)發(fā)現(xiàn),由于頂錨桿長(zhǎng)度不足,錨固區(qū)內(nèi)難以控制淺部圍巖破壞;頂板煤巖體破碎后錨桿未能發(fā)揮作用;幫支護(hù)強(qiáng)度不足易造成幫鼓量大,甚至錨桿整體向巷內(nèi)移動(dòng),造成頂板失衡。提出小孔徑錨索加固技術(shù),抑制頂板錨固區(qū)外煤體的膨脹和離層,確保頂板不出現(xiàn)冒頂事故。
2)護(hù)表構(gòu)件將錨桿索組成整體,使其預(yù)應(yīng)力進(jìn)一步擴(kuò)散,巷道應(yīng)力環(huán)境得以改善,達(dá)到抑制破壞的效果。因金屬網(wǎng)、鋼筋托梁等連接處的強(qiáng)度弱,提出采用高強(qiáng)連接件、機(jī)械連接的高強(qiáng)護(hù)表技術(shù),以期解決上述問(wèn)題。
3)頂板松散圍巖層厚超8 m 時(shí),小孔徑錨索施工困難,不能確保錨固性能;圍巖破碎,裂隙發(fā)育,大幅降低煤體強(qiáng)度,影響錨桿錨固性能。提出對(duì)煤巖體注漿加固,確保巷道圍巖整體穩(wěn)定。
4)小煤柱巷道受采空區(qū)側(cè)向壓力、超前壓力雙重影響后,工作面超前10~40 m 內(nèi)將受強(qiáng)烈的動(dòng)載影響,原支護(hù)難以抵抗。應(yīng)在超前工作面一定范圍內(nèi)采用單體柱棚或超前支架加強(qiáng)支護(hù)以抑制圍巖變形。
3306 運(yùn)輸順槽掘進(jìn)期間采用錨網(wǎng)索注聯(lián)合支護(hù)技術(shù):1)頂錨桿規(guī)格HRB500、Ф22 mm×2600 mm,間排距840 mm×800 mm;頂錨索規(guī)格Ф21.6 mm×8400 mm,呈4-3 布置,間排距1120 mm×800 mm,并用140 mm×3700 mm×4 mm 鋼筋托梁連接;采用長(zhǎng)度5.0 m、寬度0.9 m 的8#鐵絲菱形網(wǎng)。2)幫錨桿規(guī)格HRB600、Ф20 mm×2500 mm,間排距770 mm×800 mm,距離頂幫交接間距250 mm;煤柱幫還采用Ф22 mm×4300 mm 注漿錨索進(jìn)行加固,間排距770 mm×800 mm,距底板506 mm;采用規(guī)格為長(zhǎng)度3.8 m、寬度0.9 m 的8#鐵絲菱形網(wǎng)。3)錨桿均采用150 mm×150 mm×8 mm 型蝶形托盤,并用W300-280 型鋼帶連接;錨索均采用300 mm×300 mm×16 mm 托盤;錨桿索孔均采用3 支MSZ2360 錨固劑。4)注漿錨索施工后距離掘進(jìn)面50~60 m 時(shí)進(jìn)行注漿加固,采用無(wú)機(jī)雙液注漿加固材料,水灰比0.8,注漿壓力達(dá)到5 MPa 或附近出現(xiàn)漏漿時(shí)即可停止注漿。巷道支護(hù)圖如圖5。


圖5 巷道支護(hù)圖(mm)
回采期間在工作面前方60 m 范圍內(nèi)采用單體柱配合π 型梁進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù),一梁四柱布置,單體柱間距1.5 m,棚距1.0 m。
為掌握小煤柱巷道在掘進(jìn)和回采期間的變形狀況,對(duì)其變形狀況進(jìn)行觀測(cè),觀測(cè)結(jié)果如圖6。

圖6 巷道變形曲線
由圖6 可知:1)3306 運(yùn)輸順槽掘出15~20 d內(nèi),變形速率較大,隨后雖有較小變化但基本穩(wěn)定。此時(shí)兩幫變形245 mm,頂?shù)装迨湛s218 mm,前者變形要稍大于后者。2)回采期間,超前100~150 m內(nèi)小煤柱巷道有所變形但不明顯,但超前0~20(35)m 內(nèi)變形較明顯。此時(shí)兩幫變形972 mm,頂?shù)装遄冃?86 mm,兩幫變形明顯比頂?shù)装遄冃未螅悦褐鶐秃偷装遄冃螢橹鳌?/p>
3306 運(yùn)輸順槽長(zhǎng)800 m,與以往采用留30 m寬度的煤柱開(kāi)采方式相比,本工作面多回收20 萬(wàn)t煤炭,按現(xiàn)行煤價(jià)(600 元/t)計(jì)算,多回收的煤炭資源價(jià)值1.2 億元,經(jīng)濟(jì)效益明顯。
1)基于沿空掘巷覆巖破斷特征,巷道上覆關(guān)鍵塊體B 是否穩(wěn)定直接影響沿空掘巷煤柱穩(wěn)定程度,主要是煤柱受劇烈動(dòng)載擾動(dòng)影響后是否能持續(xù)保證有較高承載力。
2)分析了小煤柱沿空掘巷穩(wěn)定性、煤柱受力情況,根據(jù)有限平衡理論和小煤柱經(jīng)驗(yàn)公式,采用FLAC3D模擬軟件對(duì)不同煤柱寬度時(shí)巷道圍巖變形及應(yīng)力分布情況進(jìn)行研究,得出3306 運(yùn)輸順槽合理煤柱寬度為9 m。提出采用高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿索對(duì)頂幫結(jié)構(gòu)進(jìn)行主動(dòng)加強(qiáng)支護(hù),以期形成強(qiáng)度高、整體性好的支護(hù)系統(tǒng),有效抑制圍巖變形。
3)3306 工作面實(shí)施小煤柱開(kāi)采技術(shù)后,掘進(jìn)期間巷道變形不明顯,回采期間兩幫變形最大972 mm,頂?shù)装逡平孔畲?86 mm;說(shuō)明掘巷期間圍巖整體穩(wěn)定性好,回采期間圍巖雖有較大變形,但在可控范圍內(nèi),滿足安全生產(chǎn)要求。