張哲瑞
(山西能源學(xué)院,山西 晉中 030600)
薛虎溝煤礦2-106A工作面運(yùn)輸順槽位于井田東北部,走向長200 m,傾斜長790 m,沿傾向推進(jìn),開采2#煤層。2#煤層位于山西組中上部,煤層厚度3.2~5.0 m,平均3.4 m,結(jié)構(gòu)簡單,煤層傾角平均為4°,工作面平均埋深200 m。2-106A工作面西北為2-105 工作面采空區(qū),東北為井田邊界,與老窯頭煤業(yè)相鄰,西南為南翼主運(yùn)巷Ⅱ段、東南為2-106B工作面采空區(qū)。
2-106A工作面2#煤層老頂為中粒砂巖,厚度為3.6 m,灰白色,砂質(zhì)結(jié)構(gòu),中厚層狀構(gòu)造,層理發(fā)育,堅(jiān)硬穩(wěn)定性較好;直接頂為砂質(zhì)泥巖,部分區(qū)域受上分層采空影響冒落;直接底為砂質(zhì)泥巖,厚度5.2 m,層狀結(jié)構(gòu),含植物化石且質(zhì)軟。為優(yōu)化采區(qū)巷道布置、節(jié)約支護(hù)成本、提高煤炭采出率,該工作面運(yùn)輸順槽采用窄煤柱護(hù)巷的方式施工。
沿空掘巷作為一種較為特殊的回采巷道,它不僅能夠提高礦井回采率,也有利于巷道圍巖穩(wěn)定,逐漸成為現(xiàn)階段礦井的主要發(fā)展方向[1]。參考已有的相關(guān)研究成果,煤柱尺寸過寬會造成煤炭資源浪費(fèi),煤柱尺寸過窄則導(dǎo)致煤柱應(yīng)力集中,破碎區(qū)范圍內(nèi)裂隙發(fā)育,煤柱失去承載性能而發(fā)生變形破壞。因此,區(qū)段煤柱的寬度應(yīng)大于極限平衡條件下的區(qū)段煤柱寬度,為此建立合理寬度的計(jì)算模型見圖1。

圖1 沿空掘巷窄煤柱合理寬度計(jì)算模型
由圍巖平衡極限理論[2-3]可得留設(shè)煤柱最小寬度為:

其中,塑性區(qū)的寬度X1為:

式中:Xl為上個(gè)工作面采空區(qū)側(cè)煤巖體塑性區(qū)的寬度;X2為巷道錨桿支護(hù)煤柱側(cè)錨桿長度;X3為煤柱穩(wěn)定性安全儲備,一般取0.2 (Xl+X2);m為巷道高度,2-106A運(yùn)輸順槽高度為3.4 m;λ為測壓系數(shù),取0.3;φ為煤層內(nèi)摩擦角,取30°;C為煤層內(nèi)聚力,為0.8 MPa;σym為巷道煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力,取13.75。
根據(jù)薛虎溝煤礦相關(guān)煤巖力學(xué)參數(shù),巷道錨桿支護(hù)有效長度X2=2.0 m,由式(2)可得塑性區(qū)的寬度X1=1.98 m,則煤柱穩(wěn)定性安全儲備X3=0.796 m,將數(shù)據(jù)帶入式(1)中,經(jīng)計(jì)算可得,留設(shè)煤柱最小寬度為B=4.776 m,因此該沿空巷道設(shè)計(jì)的煤柱寬度為5 m。
2-106A工作面運(yùn)輸順槽為矩形斷面,巷道的凈寬為5 600 mm,凈高為3 400 mm。采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)方式。錨桿采用型號為Φ20 mm×2 000 mm左旋縱筋螺紋鋼錨桿,每排頂板和兩幫共14 根,間排距為1 000 mm×900 mm,每根錨桿采用一支K2335 型藥卷在上和一支Z2360 型藥卷在下的錨固方式進(jìn)行錨固,靠近肩窩處的錨桿向外側(cè)傾斜15°安裝,預(yù)緊力為40 kN。錨索采用Ф17.8 mm×6 200 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線共4 根,每排2 根,配套安設(shè)防墜掛鉤或用雙股鐵絲吊掛,間排距為2 000 mm×1 800 mm,采用2 條Z2388 樹脂錨固劑,安裝預(yù)緊力120 kN。巷道表面采用雙層網(wǎng),內(nèi)外層分別為鋼筋網(wǎng)和塑料網(wǎng),網(wǎng)片間搭接距離為100 mm。此外,在巷道圍巖破碎、大跨度斷面區(qū)域,采用U型鋼進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。2-106A運(yùn)輸順槽支護(hù)見圖2。

圖2 2-106A 運(yùn)輸順槽支護(hù)斷面
(1)建立模型
為了進(jìn)一步確定護(hù)巷煤柱的寬度是否合理,利用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進(jìn)行研究分析。根據(jù)現(xiàn)場實(shí)際情況,建立尺寸(長、寬、高)為210 m×80 m×92 m的模型。模型各巖層的相關(guān)物理力學(xué)參數(shù)見表1,模型底部為固定邊界,四周邊界水平位移被約束,在模型的上邊界施加5.5 MPa的等效載荷替代煤層埋深200 m的覆巖載荷。模擬過程:臨近工作面回采,2-106A運(yùn)輸巷開挖,2-106A工作面回采。

表1 煤巖物理力學(xué)參數(shù)
(2)模擬分析
基于對上述巖層相關(guān)物理力學(xué)參數(shù)的分析,分別選擇煤柱寬度分別為3 m、4 m、5 m、6 m、7 m和8 m等6 種方案進(jìn)行模擬,得到不同煤柱寬度條件下圍巖變化曲線見圖3。

圖3 不同煤柱寬度條件下圍巖變化曲線
由圖3 可知,當(dāng)煤柱為3 m時(shí),煤柱幫移近量僅為42 mm,實(shí)體煤幫高達(dá)187 mm;隨著煤柱寬度的增加,左幫的移近量在增加,而煤柱右?guī)偷囊平吭跍p少;當(dāng)煤柱寬度增加為8 m時(shí),巷道頂板的下沉量由原來的370 mm增加至447 mm。由此可知,巷道圍巖的變形量隨著煤柱的寬度的不同而不斷變化,在煤柱寬度為3~5 m的范圍內(nèi)變化最大,5 m之后頂板的下沉量基本不變;這說明當(dāng)煤柱寬度大于5 m時(shí),巷道產(chǎn)生的塑性區(qū)較小,達(dá)到了圍巖控制變化的目的,故該運(yùn)輸順槽采用5 m寬的護(hù)巷煤柱。
為了檢驗(yàn)2-106A工作面運(yùn)輸順槽采用5 m小煤柱護(hù)巷沿空掘巷技術(shù)的效果,掘巷期間布置測站對不同煤柱寬度條件下頂板的下沉量和兩幫的移近量進(jìn)行實(shí)時(shí)觀測,得到的數(shù)據(jù)見圖4。

圖4 巷道表面位移曲線
由圖4 可知,巷道開挖初期(0~4 d),受掘進(jìn)擾動影響,頂板和兩幫的變形量迅速增加,底板下沉量增加至38.8 mm,煤柱幫的移近量增加至28.6 mm。隨著工作面的推進(jìn),巷道表面的移近量緩慢增加,18 d時(shí),頂板的下沉速度由14 mm/d降至3.6 mm/d,煤柱幫的移近速度由最大的8 mm/d降至2.1 mm/d;且在30 d后趨于穩(wěn)定,此時(shí)頂?shù)装宓淖畲笠平繛?56.8 mm,煤柱幫的最大移近量為80.5 mm,實(shí)體煤幫的位移量最大為62.4 mm。這說明該沿空巷道采用5 m的煤柱護(hù)巷和錨桿索支護(hù)方案后,可以有效地控制圍巖的變形。
針對薛虎溝煤礦2-106A運(yùn)輸順槽的地質(zhì)條件,通過理論計(jì)算確定窄煤柱護(hù)巷的最小寬度為4.776 m,并采用數(shù)值模擬的方法,對不同煤柱寬度條件下的圍巖變形情況進(jìn)行分析,最終確定最合理的煤柱寬度為5 m。對2-106A運(yùn)輸順槽進(jìn)行礦壓監(jiān)測,成巷30 d時(shí)頂板的移近速度由最大的14 mm/d降至3.6 mm/d,煤柱幫的最大移近量為80.5 mm,實(shí)體煤幫的位移量最大為62.4 mm; 這說明圍巖控制效果良好,所設(shè)計(jì)的護(hù)巷煤柱寬度和支護(hù)方案取得了良好的應(yīng)用效果。