麥地掌煤礦復合頂板切頂卸壓與巷道圍巖控制方法研究

李文文

(太原市梗陽實業(yè)集團有限公司 麥地掌煤礦,山西 太原 030400)

針對復合頂板條件礦山而言,常規(guī)支護材料不具備“大變形”特性,容易導致巷道變形破壞嚴重及采掘失衡問題[1-3];由于工作面間留有厚大煤柱,還會造成資源嚴重浪費,針對這類問題研究復合頂板下切頂卸壓無煤柱自成巷回采技術是非常必要的[4-6]。在這方面研究中,張衛(wèi)等[7]針對復合頂板切頂留巷變形嚴重問題,提出分段封堵炮孔方法,復合頂板順利一次垮落,留巷效果良好;郭洪雷等[8]針對復合頂板巷道切頂卸壓留巷圍巖控制困難問題,提出在切頂前采用錨索+錨索梁超前支護,留巷段采用架棚、單體液壓支柱、檔桿支架等支護方法;賈航[9]針對趙莊煤礦深埋堅硬復合頂板難垮落的問題,提出了定向水力壓裂卸壓技術弱化圍巖技術,降低了巷道圍巖應力集中程度,卸壓效果良好。綜合以上分析,對于復合頂板條件,采取切頂卸壓方法并實施有效的支護是解決巷道變形的有效手段。以麥地掌煤礦21206綜采工作面為研究對象,研究了復合頂板無煤柱切頂卸壓技術及其巷道圍巖控制方法,以期為類似頂板條件礦山工作面高效回采及巷道圍巖控制提供指導與借鑒。

1 工程概況

麥地掌煤礦主采2號煤層21206工作面,煤層厚度1.5～2.5 m,平均傾角7°,自然傾向性等級鑒定為Ⅲ級,屬不易自燃煤層。直接頂為2.3 m的黑灰色泥巖,硬度較低,破碎且易冒落,基本頂為5 m的細砂巖,屬于典型的復合頂板條件;直接底為0.2 m的碳質泥巖,裂隙較為發(fā)育,基本底為1.5 m的細砂巖,工作面綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 工作面綜合柱狀圖

21206工作面軌道巷位于礦井21盤區(qū)西翼,北部為21206工作面運輸巷,南部為21206工作面軌道巷,工作面布置情況如圖2所示。21206工作面運輸巷長1 568 m,軌道巷長1 710 m,工作面切眼長186 m.

圖2 21206工作面平面布置圖

目前,21206工作面軌道巷斷面尺寸為寬×高=4.6 m×3.0 m,采用錨網(wǎng)索+鋼帶+鋼筋梯聯(lián)合支護,常規(guī)支護材料不具備“大變形”特性,導致巷道變形嚴重; 21206工作面長1 710 m,巷道掘進時間及工作面回采時間較長,導致采掘接續(xù)緊張;工作面間還留設30 m寬煤柱,造成煤柱資源損失嚴重,與此同時還需多掘1條巷道,導致掘巷成本增大。針對以上問題,特開展復合頂板無煤柱切頂卸壓與巷道支護技術研究,實現(xiàn)工作面安全高效回采。

2 復合頂板切頂卸壓受力特性分析

為研究切頂對復合頂板的力學影響關系,建立沿空留巷切頂卸壓力學模型,如圖3所示。

圖3 厚硬頂板留巷切頂力學分析模型

工作面回采過后,采空區(qū)上方頂板在采動壓力影響下將發(fā)生垮冒,為滿足頂板沿切頂面實現(xiàn)完全垮落,切頂面上部的未實施切頂?shù)暮裼岔敯逅艿睦瓚獫M足以下關系[9]:

σ>σt

(1)

式中:σ為未切頂部分基本頂拉應力,MPa;σt為基本頂抗拉強度,MPa.

其中:

(2)

式中:M為未切頂部分彎矩,N·m;W為未切頂部分抗彎系數(shù)。

未切頂部分的彎矩及抗彎系數(shù)計算式如下:

(3)

(4)

式中:q為頂板承受載荷,N/m;x4為未切頂面邊緣到懸臂梁端部的間距,m;ρ為頂板巖層平均密度,kg/m3;d1為頂板厚度,m;h1為未切頂面高度,m.

x4與h1可由下式確定:

(5)

式中:x1為塑性區(qū)寬度,m;x2為巷道寬度,m;x3為切頂面水平投影寬度,m;x5為塑性區(qū)邊緣到懸臂梁端部間距,m;h為切頂高度,m;α為切頂角度,°.

其中x5的確定方法如下:

(6)

式中:l為基本頂周期來壓步距,m;L為工作面長度,m.

將公式(3)～(6)帶入公式(2)可得:

(7)

根據(jù)該礦實際工作面賦存條件,x1=3.5 m,x2=4.6 m,x3=htanα,l=10.5 m,L=1 710 m,q=0.3 MPa,ρ=2 260 kg/m3,d1=9.9 m.將相關參數(shù)帶入上式,整理后得:

(8)

由公式(8)可以看出,對于復合頂板條件,基本頂未切頂部分所受拉應力大小與切頂高度及角度密切相關,只有兩個切頂參數(shù)合理匹配,才能使頂板順利垮落,達到良好的切頂效果。

3 合理切頂參數(shù)確定

3.1 數(shù)值模型構建

通過前述理論分析,切頂卸壓高度與角度對于復合頂板垮落條件具有重要影響,為得到合理切頂參數(shù),采用FLAC3D數(shù)值軟件對切頂卸壓參數(shù)合理值進行分析。所構建的數(shù)值模型尺寸為長×寬×高=150 m×150 m×50 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,巖體力學參數(shù)如表1所示。

表1 巖體力學參數(shù)

3.2 數(shù)值結果分析

1) 切頂高度模擬結果。由于復合頂板厚度為7.3 m,合理的切頂高度應保證復合頂板順利垮冒,為此選取切頂高度分別為7 m、8 m、9 m與10 m進行分析,不同切頂高度的巷道受力及變形情況如圖4所示。隨著切頂高度的增加,巷道煤柱內垂直應力及頂板垂直位移均呈現(xiàn)減小趨勢。當切頂高度由7 m增加至9 m時,巷道所受應力及位移均呈現(xiàn)顯著降低趨勢,其中垂直應力由43.2 MPa降至40.5 MPa,垂直位移由345 mm降至236 mm;當切頂高度由9 m增加至10 m時,巷道所受應力及位移下降幅度大大減小,垂直應力降至40.2 MPa,垂直位移降至232 mm,說明當切頂高度為9 m時,巷道所受應力及變形基本穩(wěn)定,綜合施工成本角度考慮,確定合理切頂高度為9 m.

圖4 不同切頂高度模擬結果

2) 切頂角度模擬結果。部分研究成果表明,合理的切頂角度在10°～20°范圍內[1-3],在9 m切頂高度下選取切頂角度分別為10°、12°、15°、17°及20°進行數(shù)值模擬分析。不同切頂角度下巷道受力及變形情況如圖5所示。

圖5 不同切頂角度模擬結果

隨著切頂角度的增加,煤幫內垂直應力及頂板垂直位移均表現(xiàn)為先降低后升高的變化趨勢。當切頂角度由10°增加至15°時,巷道煤幫側垂直應力及頂板垂直位移降到最低,其中煤幫側垂直位移由41.3 MPa降至38.6 MPa,頂板垂直位移由276 mm降至215 mm;當切頂角度由15°增加至20°時,巷道煤幫側垂直應力及頂板垂直位移再次升高增加。結果表明,持續(xù)的增加切頂角度并不能有效保證巷道的穩(wěn)定,當切頂角度為15°時,有利于采空區(qū)矸石的垮落,減小應力集中程度,保證沿空巷道圍巖的穩(wěn)定,由此確定合理切頂角度為15°.

將切頂高度9 m及切頂角度15°帶入公式(8)計算得,未切頂部分頂板所受拉應力為3.05 MPa,而復合頂板極限抗拉強度為2.4 MPa,表明該切頂參數(shù)下復合頂板能夠完全垮落,也進一步驗證了數(shù)值模擬得到的切頂參數(shù)的合理性。

4 復合頂板切頂卸壓方法

根據(jù)上述研究結果,提出對工作面巷道實施雙向聚能預裂爆破切頂卸壓與恒阻大變形錨索補強支護相結合的巷道圍巖變形控制方法。通過預裂切縫爆破,減弱巷道頂板壓力,保護巷道頂板完整性;利用恒阻大變形錨索進行補強加固,使所留巷道圍巖能夠最大限度地發(fā)揮自身承載作用,減少巷道變形,保證留巷效果。

雙向聚能管長1 500 mm,切縫鉆孔距煤幫100 mm,切縫孔間距為500 mm,受深孔高應力及鉆孔角度偏差影響,孔底難劈裂,因而炮孔底部裝藥量大,裝藥量約為3～5卷,卷炮孔口處裝藥量小,裝藥量約為1～2卷。聚能爆破采用4+3+2+1+1的裝藥方式,每節(jié)聚能管炸藥需要1個雷管,每孔需要5個雷管,爆破孔口采用專業(yè)設備用炮泥封孔,封孔長度2 000 mm,采用不耦合裝藥與正向爆破方式,切縫孔布置斷面如圖6所示。

圖6 切縫鉆孔布置剖面圖(單位:mm)

5 沿空留巷圍巖控制方法

5.1 恒阻錨索補強支護方法

為了保證切頂過程和周期來壓期間巷道的穩(wěn)定性,巷道頂板進行預裂切頂前采用恒阻大變形錨索補強支護。為使恒阻錨索在留巷的過程中發(fā)揮較好的懸吊作用,同時有效保護錨固端,因此恒阻錨索長度一般設計為H+(1～2)m,并確保錨固端位于較穩(wěn)定巖層內。恒阻錨索設計長度11.3 m,共布設3列。第一列恒阻錨索距回采幫650 mm,排距800 mm;第二列恒阻錨索距第一列恒阻錨索1 400 mm,排距為1 600 mm;第三列恒阻錨索距第二列恒阻錨索1 400 mm,排距1 600 mm.恒阻錨索采用20號槽鋼連接,第一列恒阻大變形錨索沿巷道走向用槽鋼連接;第二、三列恒阻大變形錨索垂直于巷道走向用槽鋼連接。

為了保證巷道穩(wěn)定性,減弱開采時巷道片幫的情況,巷道非采幫共布置兩列普通錨索,巷幫補強支護錨索直徑為21.8 mm,長度為4 500 mm,第一列錨索垂直于巷道副幫布設,距頂板800～1 000 mm,排距1 600 mm;第二列錨索垂直于巷道副幫布設,距第一列錨索間距800～1 000 mm(第二列打在壓風管與瓦斯管之間),排距1 600 mm;幫部錨索施工可根據(jù)現(xiàn)場實際情況對位置進行調整,局部地段由于無法施工恒阻錨索位置可打點錨索,不再施工W鋼帶。

5.2 巷道臨時加強支護方法

工作面推進過程中,不同位置巷道受采動影響不同。根據(jù)現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù),將工作面附近劃分為3個區(qū):超前支護區(qū)(工作面前方25 m),滯后臨時支護區(qū)(架后0～300 m)和成巷穩(wěn)定區(qū)(架后300 m之后)。不同分區(qū)根據(jù)需要采取不同的支護措施,分區(qū)如圖7所示。

圖7 巷道不同位置臨時支護

1) 超前支護區(qū)(煤壁前方25 m)。此段巷道位于工作面超前采動影響區(qū),需要超前加強支護。超前支護采用單體支護方式,留巷巷道超前支護至少25 m的距離。超前支護采用4根單體進行支護。單體作用于槽鋼/π梁上,單體排距1 000 mm,每排4根。第1根距采幫1 100 mm,第2根單體柱距第1根單體柱600 mm,第3根單體柱距第2根單體柱凈寬1 500 mm,第4根單體柱距第3根單體柱凈寬為200 mm,且第4根單體柱距非回采幫瓦斯抽放管大于100 mm;單體采用垂直巷道走向Π型梁進行支護,由于巷道成型及瓦斯管路布置情況變化較大,單體柱間距可根據(jù)現(xiàn)場實際情況進行調整,棚距1.0 m,頂板不平處用方木墊實。當頂板壓力大時,采用一梁多柱支護,一梁多柱支護要保證行人與設備的安全距離,并加長超前支護距離。當頂板壓力繼續(xù)增大時,采用縮小棚距加密支護,如圖8所示。

圖8 超前臨時支護斷面圖(單位:mm)

2) 架后臨時支護區(qū)(架后0～300 m)。此段巷道位于工作面超后影響區(qū),采空區(qū)頂板巖石垮落會對巷道頂板產生一定的摩擦作用,巷道受動壓影響明顯,頂板壓力較大。因此,在架后0～300 m范圍內,頂板需要臨時加強支護。架后臨時支護主要單體梁進行支護。第1根單體距采幫500 mm,柱為帶帽點柱,與順巷打設的恒阻錨索成一條直線;第2根單體柱距第1根單體柱600 mm;第3根單體柱距第2根單體柱600 mm;第4根單體柱距第3根單體柱凈寬1 500 mm;第5根單體柱距第4根單體柱凈寬200 mm,且第5根單體柱距非回采幫單體柱距瓦斯抽放管大于100 mm.二三四五列單體采用垂直巷道走向Π型梁進行支護,由于巷道成型及瓦斯管路布置情況變化較大,單體柱間距可根據(jù)現(xiàn)場實際情況進行調整,棚距1.0 m,如圖9所示。

圖9 架后臨時支護斷面圖(單位:mm)

3) 成巷穩(wěn)定區(qū)(超過300 m)。此段巷道受采動影響很小,根據(jù)礦壓監(jiān)測結果,當頂?shù)装逡平考绊敯邋^索受力趨于穩(wěn)定時可認為該區(qū)域頂板已趨于穩(wěn)定狀態(tài),可將臨時支護的單體回撤循環(huán)使用,只保留可伸縮U型鋼進行擋矸支護,如圖10所示。

圖10 成巷穩(wěn)定區(qū)支護方法(單位:mm)

6 現(xiàn)場實踐效果分析

為驗證復合頂板切頂卸壓與巷道圍巖控制方法在麥地掌煤礦實踐效果,對方案實施前后巷道頂板變形情況進行了現(xiàn)場監(jiān)測,結果如圖11所示。

圖11 巷道變形監(jiān)測結果

方案實施前,巷道變形穩(wěn)定后頂板最大下沉量為452 mm,兩幫移近量為527 mm;方案實施后,巷道變形穩(wěn)定后頂板最大下沉量為215 mm,兩幫移近量為224 mm.與卸壓前相比,頂板下沉量降低了52.4%,兩幫移近量降低了57.5%,沿空巷道變形得到了有效控制。

方案實施后,麥地掌煤礦21206工作面可釋放長約1 710 m的30 m寬煤柱,價值9 695.7萬元,經濟效益顯著。綜合分析,研究提出的復合頂板切頂卸壓與巷道圍巖控制方法在麥地掌煤礦取得了良好實踐效果,可為類似條件礦山提供工程指導與借鑒。

7 結 語

1) 通過構建復合頂板切頂卸壓受力模型,對于復合頂板條件,基本頂未切頂部分所受拉應力大小與切頂高度及角度密切相關,只有兩個切頂參數(shù)合理匹配,才能達到良好的切頂效果。

2) 通過數(shù)值模擬分析,確定合理切頂高度為9 m,合理切頂角度為15°,將切頂參數(shù)帶入相關公式計算得到未切頂部分頂板所受拉應力為3.05 MPa,而復合頂板極限抗拉強度為2.4 MPa,表明該切頂參數(shù)下復合頂板能夠完全垮落,驗證了切頂參數(shù)的可靠性。

3) 研究提出巷道頂板預裂切頂前采用恒阻大變形錨索補強支護,以及工作面分區(qū)段臨時加強支護方法。實踐結果表明,頂板下沉量降低了52.4%,兩幫移近量降低了57.5%,沿空巷道變形得到了有效控制,經濟效益顯著。