李四清
(山西潞安礦業(集團)有限責任公司 慈林山煤礦,山西 長治 046605)
長期以來,巷道支護技術作為煤炭開采的一項重要基礎工作得到了快速有效地發展。其中,錨桿支護技術因具有可靠性強、支護強度高、成本低、勞動強度小等優點,逐漸代替傳統的砌碹、U型鋼支護,成為我國煤礦巷道支護的熱門選擇[1-3]。由于煤礦生產地質條件多變,對于一些頂底板堅硬且完整性較好的薄煤層回采巷道,掘進過程中經常出現錨桿(索)鉆眼困難、掘進速度慢、工人勞動強度高等問題,若錨桿支護參數選擇不合理,不僅嚴重影響工作面正常的接替關系,并且增加了礦井生產成本,成為制約該類條件下煤礦安全高效生產的主要問題之一[4-7]。
為此,本文采用實驗室實驗、理論分析、數值模擬與現場工程實踐等綜合研究方法,基于對薄煤層堅硬頂底板回采巷道掘進中現存問題的分析,綜合實驗室巖石力學性能測試結果與圍巖應力演化規律及變形破壞特征的分析,提出并優化該類條件下回采巷道圍巖控制技術與參數,成功應用于現場工程實踐。
慈林山煤礦9103工作面回風巷位于井田北翼的一盤區,毗鄰9101工作面采空區,呈東西方向布置。工作面寬度150 m,埋深約為280 m,所采9#煤層賦存結構簡單,厚度1.0~1.6 m,平均厚度1.3 m,煤層傾角2°~3°,屬于近水平煤層。9103工作面回風巷總長1550 m,采用留設30 m寬煤柱護巷方式掘進,巷道布置見圖1。

圖1 工作面采掘平面
工作面頂底板巖性如表1所示。

表1 工作面頂底板巖性
9103工作面回風巷斷面形狀為矩形,巷道寬×高為3600mm×2200mm,采用鉆爆法破底掘進施工。支護形式為錨網索聯合支護,頂板與寬煤柱幫均采用Φ20mm×L2200mm左旋螺紋鋼高強錨桿,間排距800mm×800mm;頂板采用Φ17.8mm×L6300mm錨索加強支護,排距2400mm,每排1根,位于巷道頂板中央;頂板與寬煤柱幫鋪設Φ2鐵絲網與Φ12圓鋼焊接的鋼筋梯子梁。實煤體幫側采用Φ18mm×L2000mm玻璃鋼錨桿支護,間排距800mm×800mm,并鋪設雙抗塑料網。
9103工作面回風巷原支護參數施工過程中存在主要問題如下:巷道采用鉆爆法破底掘進施工,頂板與兩幫下部均為堅硬巖體,在錨桿(索)支護施工過程中,鉆眼困難,經常出現卡鉆、折鉆等現象,尤其是兩幫頂底角傾斜錨桿施工時,需穿層鉆眼,施工極為困難,造成巷道掘進速度緩慢。據統計,巷道掘進每日進尺僅為3~5 m,通常一班放炮,兩班支護,整條巷道掘進完成需1年時間以上,嚴重影響了工作面正常接續關系;由于設計錨桿(索)支護密度相對較大,不僅導致工人勞動強度高,效率低下,且增加了巷道支護材料用量,經濟成本較高。因此,急需對9103工作面回風順槽錨桿(索)支護參數進行優化,以解決上述現存問題,在保持巷道圍巖穩定的同時,緩解工作面接續緊張的局面。
基于現場生產地質條件的分析得知,對巷道圍巖穩定影響較大的為頂板5.5 m粉砂巖與底板3.73 m石灰巖,分別為巷道的基本頂與基本底。作為優化巷道支護技術與參數的重要指標,需對二者及煤層力學性能深入了解。分別對巷道基本頂、基本底與煤層切割取樣,進行實驗室巖石力學性能測試,測試結果如表2所示。

表2 巖石力學性能測試結果
由表2可知,巷道基本頂平均抗壓強度為52.22 MPa,屬于較堅硬類巖石,基本底平均抗壓強度為85.81 MPa,屬于堅硬類巖石。而煤體強度則相對較弱,測試結果顯示,煤體平均單軸抗壓強度僅為3.08 MPa,屬于極軟類煤體,因此在設計巷道支護參數時應特別注意對兩幫松軟煤體的控制。
9103工作面回風巷鄰近9101采空區,設計護巷煤柱為30 m,工作面埋深約280 m,原巖應力7 MPa。基于工作面生產地質條件,采用數值模擬方法分析9101采空區邊緣煤體垂直應力分布情況,計算結果見圖2。

圖2 采空區邊緣煤體垂直應力分布曲線
工作面采空區邊緣煤體垂直應力分為3個區域:應力降低區、應力增高區與原巖應力區[8]。確定護巷煤柱寬度時,原則上是避開應力增高區,將巷道布置在應力降低區(沿空掘巷)或原巖應力區(寬煤柱護巷),避免巷道因處于高應力環境中而增加其自身維護難度。巷道在9101工作面回采結束前已完成開口,9103工作面回風巷采用30 m寬煤柱護巷方式掘進。由圖2可知,應力增高區集中在距離采空區5~25 m的位置,采用30 m護巷煤柱已使巷道處于原巖應力區中,類似與實煤體巷道掘進,圍巖所處應力環境較為優越。
以9101工作面回風巷為例,巷道自掘出后,經歷短暫變形期后即趨于穩定狀態,巷道最大變形量主要發生在支護強度相對較低的實煤體幫側。工作面回采期間,即使是在超前支承壓力作用下,巷道圍巖仍保持較好的穩定性,兩幫移近量約為100mm,頂底板移近量約為30~50mm。表明巷道支護阻力完全可以抵抗采動支承壓力的調整與釋放產生的圍巖變形,也為巷道支護參數的優化提供了現場分析依據。
采用數值模擬方法,對不同參數下巷道錨桿(索)支護技術進行計算分析,從錨桿(索)支護密度、圍巖應力演化與變形規律方面綜合考慮,最終確定巷道支護技術與參數如下:
支護形式為錨網索聯合支護,頂板和寬煤柱幫均采用Φ20mm×L2200mm左旋螺紋鋼高強錨桿,間排距分別為1000mm×1200mm和800mm×1200mm,實煤體幫采用Φ18mm×L2000mm玻璃鋼錨桿支護,間排距800mm×1200mm,其中,兩幫每排僅布置兩根錨桿,位于煤體內;頂板與寬煤柱幫鋪設Φ2鐵絲網與Φ12圓鋼焊接的鋼筋梯子梁,實煤體幫鋪設雙抗塑料網與Φ12圓鋼焊接的鋼筋梯子梁;頂板采用Φ17.8mm×L5300mm錨索加強支護,排距3600mm,每排1根,位于巷道頂板中央。
新支護方案巷道支護斷面見圖3。

圖3 巷道支護斷面(單位/mm)
(1)巷道圍巖應力演化規律對比
數值模擬所得新支護參數與原支護參數下巷道圍巖垂直應力演化見圖4。

圖4 巷道圍巖垂直應力演化云圖
由圖4巷道圍巖垂直應力演化規律得知,采用新支護參數巷道掘進穩定后兩幫垂直應力峰值區范圍與原支護參數下基本相同,垂直應力峰值約8 MPa,應力集中系數1.6;新支護參數下應力集中區相比于原支護參數略微向巷道兩幫方向轉移,距離巷道兩幫約為2.5~3 m。
(2)巷道圍巖塑形區演化規律對比
數值模擬所得新支護參數與原支護參數下巷道圍巖塑性區分布見圖5。


圖5 巷道圍巖塑性區分布
由圖5巷道圍巖塑性區分布規律得知,采用新支護參數巷道掘進穩定后圍巖塑性區分布范圍與原支護參數下基本相同,頂底板塑性區擴展范圍約為2 m,寬煤柱幫與實煤體幫塑性區擴展范圍分別約為4~7 m、2~4 m;但兩種支護參數下巷道塑性區內圍巖破壞方式相差較大,新支護參數下巷道頂板與頂角的剪切破壞范圍較原支護參數下有所增加,增幅約1 m,底角拉伸破壞范圍較原支護參數下減小1 m左右。
(3)巷道圍巖變形量對比
數值模擬所得新支護參數與原支護參數下巷道圍巖變形情況見圖6。


圖6 巷道圍巖位移演化云圖
兩種支護參數下巷道圍巖變形量匯總如表3所示。

表3 優化前后巷道圍巖變形量匯總
綜合分析圖6和表3可知,新支護參數下的巷道表面位移與圍巖破壞變形范圍相較于原支護參數均有所增加,但增加幅度不明顯,頂板下沉量由110.6mm增加到126.8mm,增大約14.6%,底鼓量由92.4mm增加到109.6mm,增大約18.6%,寬煤柱幫與實煤體幫分別增大約11.3%和8.1%,考慮到原支護參數下實測巷道表面位移量,變形量依然處于安全可控范圍內。
9103工作面回風巷采用新支護參數后,通過對巷道掘進后10d的礦壓數據實測與分析,得到巷道圍巖表面位移監測曲線見圖7。

圖7 巷道圍巖位移監測曲線
由圖7可知,采用新支護參數后,巷道圍巖觀測期內頂底板與兩幫移近量分別約為22mm和28mm,圍巖變形主要發生在巷道掘出后前5~6 d內,主要為掘進擾動產生的變形;之后巷道圍巖變形逐漸趨于穩定。因此得到,巷道采用新支護參數可有效保持頂底板及兩幫圍巖的整體性與穩定性。
9103工作面回風順槽采用新支護參數后,以每百米巷道錨桿數量、鉆孔總長度,錨索數量、鉆孔總長度、材料消耗等幾個方面與原支護方式進行對比(如表4所示),用以評價新支護參數下的經濟效益與社會效益。
由表4可見,相比于原支護參數,巷道采用新支護后的百米錨桿(索)數量及鉆孔長度都有約50%的減小,支護材料消耗基本上也減少50%以上;因此,采用新支護參數后不僅降低約50%的巷道掘進成本,提高礦井經濟效益,同時可大幅度降低工人的勞動強度,提高巷道掘進速度,緩解采掘接替緊張關系,具有顯著的社會效益。
1)基于實驗室巖石力學性能測試結果與圍巖應力演化規律及變形破壞特征的分析,總結得到試驗巷道錨網索支護優化依據:① 頂底板巖層巖性為強度較大的灰巖和細砂巖;② 護巷煤柱較寬促使巷道圍巖所處應力環境相對優越;③ 巷道掘采兩階段內圍巖變形量較小。
2)針對薄煤層堅硬頂底板巷道提出參數優化方案,并對巷道圍巖新支護參數下圍巖控制效果進行數值模擬分析,分析結果顯示,巷道采用新支護參數圍巖變形破壞方式與變形量雖有小幅增加,但依然可有效控制巷道圍巖變形?;趦灮笮轮ёo參數下巷道圍巖礦壓顯現規律分析,巷道掘進穩定后圍巖頂底板與兩幫變形量分別約為22mm和28mm。并通過優化前后的經濟社會效益對比,采用新支護參數后除巷道掘進成本降低約50%,同時大幅度降低工人的勞動強度,提高巷道掘進速度,緩解采掘接替緊張關系,經濟社會效益顯著。
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