虎 鵬
(中鋁寧夏能源集團有限公司寧夏王洼煤業有限公司,寧夏 固原 756505)
寧夏王洼煤業有限公司王洼二礦110507工作面采用單一走向長壁后退式、綜合機械化低位放頂煤工藝開采。為了降低采區煤柱的損失量,110507工作面將采用留窄煤柱沿空掘巷的工藝進行巷道的掘進,兩條順槽斷面為拱形,寬度為4 200 mm,高度為3 700 mm。該工作面所采5#煤層平均厚度11 m,平均埋深500 m。工作面西鄰110505采空區,東鄰未開采的210501工作面,南鄰21采區軌道下山,北鄰井田北翼邊界,此工作面南北走向1 420 m,傾斜長190 m。
沿空巷道留設窄煤柱寬度:由礦方地測科數據可知,110507綜放工作面的內應力場范圍S為11.6 m,為了避免所留設窄煤柱和沿空巷道處于應力升高區,需要將沿空巷道布置在110507綜放工作面的內應力場范圍內,即內應力場的寬度不應小于沿空巷道的寬度L1與沿空巷道所留設窄煤柱寬度L2之和[1-2],公式為S≥L1+L2。通過計算得出110507綜放工作面沿空掘巷窄煤柱的寬度L2≤7.4 m。
極限平衡理論下窄煤柱寬度:根據沿空掘巷護巷煤柱的極限平衡理論可知沿空掘巷中合理的窄煤柱寬度計算公式為
L3=X1+X2+X3
(1)
式中:X1—上區段回采后煤體中塑性區的寬度[3-4];X2—錨桿的長度,取2.4 m;X3—煤柱的安全系數,取(X1+X2)的15%~35%。
110507綜放工作面上區段回采后煤體中塑性區的寬度計算公式如下
(2)
式中:m—煤層厚度,取11 m;A—側壓系數,取0.42;K—應力集中系數,經過實驗取2.5;H—巷道埋深,取500 m;γ—巖層的平均容重,取14.3 kN/m3;C0—煤層的內聚力,取0.68 MPa;φ0—煤層的內摩擦角,取45°;Px—所掘巷道受到的支護力,取0.16 MPa。將各項數據帶入上式,即可計算得出110507工作面上區段回采后側向煤體中的塑性區范圍X1為2.3 m。最終求得沿空掘巷護巷煤柱的極限平衡理論下煤柱寬度L3的范圍為4.1~6.3 m,即110507綜放面沿空掘巷窄煤柱的寬度最小為4.1 m。
模型的建立:以王洼二礦110507工作面沿空掘巷回風順槽為研究對象,根據110507綜放工作面回風順槽的圍巖物理力學參數,同時借鑒類似綜放面的窄煤柱留設經驗[5-6],通過FLAC3D軟件建立王洼二礦110507工作面沿空掘巷模型,研究110507工作面回風順槽掘進過程中4 m、5 m、6 m、7 m、8 m寬度窄煤柱護巷時回風順槽的圍巖應力及其變形規律。結合煤層埋深和礦方提供的數據,模型上方施加9.8 MPa的等效載荷,相當于埋深500 m,模型Y方向和X方向分別施加17 MPa和12.2 MPa的水平應力,模型邊界受到約束,最終所建模型X×Y×Z=210 m×300 m×82.5 m。
垂直應力分析:圖1為數值模擬所得到的不同寬度煤柱護巷時回風順槽掘進期間煤柱幫垂直應力分布圖。由圖1可以發現,煤柱幫垂直應力峰值隨著煤柱寬度的增加而增加。護巷煤柱的寬度為4 m和5 m時,巷道掘巷期間煤柱幫垂直應力峰值約為12.5 MPa和13.3 MPa,均小于原巖應力;護巷煤柱的寬度為6 m時,垂直應力峰值增加至17.5 MPa;護巷煤柱的寬度為7 m、8 m時,雖然煤柱幫垂直應力峰值仍有所提升,但是較6 m煤柱護巷時的垂直應力峰值增幅較小,分別為17.8 MPa和19 MPa。究其原因是因為4 m、5 m煤柱尚未形成足夠的承載能力,不能夠充分承載覆巖載荷,而6 m煤柱已經有足夠的承載能力,所以7 m、8 m煤柱內的垂直應力峰值增幅較小。

圖1 不同煤柱寬度護巷掘巷期間煤柱幫應力分布圖
表面位移量分析:通過模擬,得到不同寬度煤柱護巷條件下,回風順槽沿空掘巷掘進穩定期間巷道表面的位移量,見表1。護巷煤柱的寬度從4 m增加到8 m,回風順槽掘進期間巷道兩幫的移近量從580 mm減小到169 mm,頂板移近量從633 mm減小到132 mm,說明較寬的煤柱具備較高的承載能力,能夠限制圍巖的變形量。觀察數據發現6 m窄煤柱護巷時,兩幫變形量較4 m、5 m煤柱分別減少了64.7%和55.3%,頂板移近量較4 m、5 m煤柱分別減少了68.7%和62.9%;而7 m、8 m煤柱較6 m煤柱護巷時的兩幫變形量僅減少了10.2%和17.5%,頂板移近量僅減少了10.1%和33.3%。并且6 m窄煤柱護巷時回風順槽掘進穩定期間巷道表面位移量已經限制在允許變形范圍內,因此從經濟角度考慮,應選取6 m窄煤柱護巷。

表1 110507工作面回風順槽沿空掘巷掘進穩定期間巷道表面位移量
綜上,從煤柱的承載覆巖載荷的能力及限制巷道圍巖變形等方面綜合考慮,最終選定110507工作面回風順槽的護巷煤柱為6 m。
根據礦方地質資料,設計110507工作面回風順槽支護方式為錨網索聯合支護,支護示意圖如圖2所示。
錨網支護:選用φ20 mm×2 500 mm的右旋等強螺紋鋼錨桿,每根錨桿配備2節K2370樹脂藥卷,頂板錨桿的間排距均為800 mm,巷幫錨桿的間距為700 mm,排距為800 mm。錨桿托板采用的是150 mm×150 mm×10 mm的鐘型托盤,全斷面鋪設金屬網,金屬網采用φ6.5 mm圓鋼焊制,網孔間距100 mm,采用14#雙股鉛絲雙排扣扣相聯,每排共計布置13根錨桿[7-9]。

圖2 110507工作面回風順槽斷面及展開支護示意圖
鋼筋梯支護:斷面拱部錨桿(7根)與鋼筋梯同排布置,鋼筋梯采用的是φ16 mm的圓鋼焊制,其長度為5 750 mm。每根鋼筋梯由兩根φ16 mm的圓鋼平行并排焊接而成,并排外徑寬度為102 mm,內徑寬度為70 mm,每隔800 mm焊接外徑間距為116 mm。
錨索支護:選用φ21.6 mm×5 000 mm的錨索,錨索排距2 400 mm,間距2 000 mm,斷面每排布置7根錨索。每根頂錨索配備4節K2370樹脂藥卷,每根幫錨索配備2節K2370樹脂藥卷,錨索托盤選用拱形托盤,規格為300 mm×300 mm×16 mm。
經過基于懸吊理論的驗算[10-11],本次支護設計各項參數滿足巷道支護要求。
測點布置:為了檢驗所設計的支護方案并對前文中窄煤柱寬度的理論分析、數值模擬結果進行驗證,現采用十字測量法在巷道內距掘進頭0~150 m的范圍內,每隔30 m布置一個觀測站,布置1、2、3、4、5共5個觀測站來監測巷道表面位移量。通過在1、3、5觀測站內的實體煤幫和煤柱幫布置多點位移計,來監測巷道圍巖的深部位移。實體煤幫側距煤壁每隔1 m布置一個測點,共5個,煤柱幫側煤壁每隔1 m布置一個測點,共4個。各個觀測站內每周進行3次觀測,直至圍巖變形穩定。
最大圍巖移近量:表2為巷道掘進期間回風順槽最大圍巖移近量數據統計表。可以發現,除1號測點因距離掘進頭較近,兩幫移近量和頂底板移近量略大,其他測點的兩幫移近量均在200 mm左右,頂底板移近量均在100 mm左右,與數值模擬結果相近,并且控制在允許變形范圍內,能夠保證回風順槽的正常掘進作業和運行。
圍巖深部位移量:圖3為巷道掘進期間3號觀測站內煤柱幫及實體煤幫深部位移量實測數據曲線圖。可以發現,煤柱幫的變形量明顯大于實體煤幫,圍巖變形基本上在巷道掘進40 d后趨于穩定,變形穩定后煤柱幫深基點的最大變形量為124 mm,實體煤幫深基點的最大變形量為50.1 mm。煤柱幫的變形主要集中在0~2 m和3~4 m范圍內,雖然此范圍內的變形量約為100 mm,但是煤柱的整體性良好,說明巷道支護設計合理。

表2 巷道掘進期間最大圍巖移近量

圖3 巷道掘進期間圍巖深部位移量
(1)王洼二礦所采煤層為特厚煤層,該礦110507工作面采用留窄煤柱沿空掘巷的工藝進行巷道的掘進,通過理論計算和FLAC3D軟件進行數值模擬,最終確定該工作面沿空掘巷所留設保護煤柱為6 m。
(2)根據該礦地質資料及材料,設計110507工作面回風順槽支護方式為錨網索聯合支護并進行現場應用。
(3)通過在回風順槽中布置觀測站,監測掘進過程中巷道表面位移量及圍巖的深部位移數據,發現巷道掘進過后40 d基本趨于穩定,變形穩定后煤柱幫深基點的最大變形量為124 mm,實體煤幫深基點的最大變形量為50.1 mm,巷道兩幫移近量均在200 mm左右,頂底板移近量均在100 mm左右。
(4)圍巖變形量及圍巖深部位移均控制在允許范圍內,說明巷道支護設計合理,能夠滿足順槽的正常掘進作業和運行。