田計宏

(山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司 王莊煤礦,山西 長治 046031)

1 工程概況

王莊煤礦9107綜采工作面開采平均煤厚為6.08 m的3號煤層,煤田總體呈現(xiàn)由西北向西南擴展的單斜構(gòu)造,傾斜角度2°～6°。沿著煤層底板布置寬×高分別為5.0 m×3.6 m的矩形巷道,巷道頂板和底板主要由砂質(zhì)泥巖、泥巖、粉砂巖和石灰?guī)r組成。巷道直接頂為平均厚度7.44 m的砂質(zhì)泥巖,巷道基本頂為平均厚度2.2 m的粉砂巖,直接底為平均厚度2.15 m的泥巖,老底為平均厚度8.6 m的石灰?guī)r。根據(jù)現(xiàn)場的鉆孔情況得到如圖1所示的9107綜采工作面頂?shù)装寰C合柱狀圖。

圖1 9107綜采工作面頂?shù)装寰C合柱狀圖Fig.1 Comprehensive histogram of roof and floor in 9107 fully-mechanized working face

在開掘9107工作面回風巷時沿著9106工作面采空區(qū)留設(shè)窄煤柱,具體留設(shè)的窄煤柱位置關(guān)系如圖2所示。

圖2 窄煤柱位置關(guān)系圖Fig.2 Location diagram of narrow coal pillars

9107綜采工作面回采過程中,在距離保護煤柱比較近的一側(cè)的巷道頂部巖層及巷道兩幫周圍巖層破碎嚴重[1-3]。9106綜采工作面在回采期間,留設(shè)的是寬度30 m的保護煤柱,效果很差,并且煤炭資源浪費嚴重,因此,9107綜采工作面煤柱留設(shè)的尺寸有待研究[4-5]。

2 理論計算

煤柱寬度的留設(shè)應(yīng)該保證煤柱對頂部巖層的支撐能力,煤柱寬度不宜太小,太小會致使巷道周圍巖層受動壓影響破壞嚴重,錨桿失效。圖3為極限平衡理論窄煤柱理論計算示意圖[6]。

圖3 煤柱寬度計算模型Fig.3 Calculation model for coal pillar width

由煤(巖)體的極限平衡理論[7]可得到沿空掘巷留設(shè)窄煤柱的合理理論計算寬度,沿空巷道窄煤柱計算公式為:

b=x1+x2+x0.

(1)

式中:b為護巷煤柱的寬度,m;x0為工作面采空區(qū)應(yīng)力作用下形成的塑性區(qū)寬度,m;x1為煤柱穩(wěn)定性系數(shù),按(30%～50%)(x0+x2)取值;x2為巷道靠近護巷煤柱這一側(cè)所布設(shè)的錨桿的有效長度,取2.4 m。

運用煤(巖)體的極限平衡理論得到采空區(qū)側(cè)區(qū)段煤柱塑性區(qū)寬度x0為:

(2)

式中:h為9107工作面設(shè)計采高,取3.72 m;λ為9107工作面巷道的側(cè)壓系數(shù),取0.32;φ0為煤層內(nèi)摩擦角,取35°;C0為9107工作面所采3#煤的黏聚力,取0.8 MPa;K為9107工作面所受應(yīng)力集中系數(shù),取1.8;γ1為所采3#煤層的覆巖平均容重,取25 kN/m3;h為巷道埋藏深度,取240 m;px為設(shè)計支護參數(shù)下9107工作面護巷煤柱所受到的支護阻力,取0.2 MPa。

將以上相關(guān)參數(shù)代到式(2)中，可得x0=1.12 m。

經(jīng)過理論計算,可求得王莊煤礦煤柱的寬度b為4.576～5.280 m,因此王莊煤礦的小煤柱寬度取5 m。

3 數(shù)值模擬計算

3.1 建立模型

以王莊煤礦9107綜采工作面為工程背景,建立長×寬×高=200 m×80 m×50 m的數(shù)值模型,為了提高數(shù)值模擬的準確度,根據(jù)實際地質(zhì)情況加密建立模型的巷道和煤柱四周的網(wǎng)格。模擬所需的頂?shù)装鍘r層物理力學參數(shù)如表1所示。根據(jù)實際物理力學參數(shù)，計算得出上覆巖層施加的應(yīng)力。巷道左側(cè)為實體煤,右側(cè)為9107工作面,整個模型在前、后、左、右及下部均為固定邊界,沒有水平位移,限制垂直位移。模型最上層垂直方向的應(yīng)力按照埋藏深度240 m、上覆巖層容重25 kN/m3計算,計算中模型上邊界施加5.0 MPa載荷,在數(shù)值模擬的實驗過程中,建立3.0,5.0,10.0,15.0 m四種不同的煤柱寬度的模型[8]。

表1 9107綜采工作面頂?shù)装鍘r層物理力學參數(shù)Table 1 Physical and mechanical parameters of the roof and floor strata of 9107 fully mechanized mining face

續(xù)表1

3.2 垂直應(yīng)力云圖分布分析

圖4為煤柱寬度為3,5,10,15 m時煤柱所受的垂直方向的應(yīng)力云圖。

(b)煤柱寬度5 m

(c)煤柱寬度10 m

(d)煤柱寬度15m

1)回采的過程中,隨著煤柱寬度的增大,煤柱受到垂直方向的應(yīng)力的最高峰值及應(yīng)力比較大的區(qū)域也隨著留設(shè)煤柱寬度的增大而慢慢增大。當尺寸較小時,其相應(yīng)的垂直方向的應(yīng)力也比較小。當留設(shè)的煤柱寬度為3 m時,其所受應(yīng)力的最大值為8.5 MPa,相應(yīng)地對上部巖層的壓力承載力也會比較小,容易受到回采動壓的影響而產(chǎn)生裂隙致使漏風,同時,巷道圍巖也會發(fā)生位移變化;當留設(shè)的煤柱寬度為5 m時,其所受應(yīng)力的最大值為12.5 MPa,其承受頂部巖層壓力的能力比較好,煤柱沒有產(chǎn)生明顯的裂隙,巷道和煤柱比較穩(wěn)定。當煤柱寬度逐漸增大時,9107工作面所留設(shè)的煤柱應(yīng)力集中現(xiàn)象更加明顯。

2)根據(jù)9107綜采工作面煤柱所受的垂直方向的應(yīng)力云圖可以得出,留設(shè)5 m寬的煤柱時,煤柱的穩(wěn)定性較好,除此之外,煤柱處于應(yīng)力逐漸降低的區(qū)域內(nèi);留設(shè)10～15 m寬的煤柱時,煤柱所受的應(yīng)力較高的區(qū)域逐漸變大,9107工作面巷道的維護比較困難;煤柱寬度為15 m時,巷道整體不穩(wěn)定,同時煤炭資源的浪費比較嚴重。

3.3 不同寬度煤柱巷道表面位移量分析

通過模擬分析9107綜采工作面回采期間留設(shè)不同寬度煤柱的位移情況,得到回采期間巷道表面位移量,如表2所示。

表2 回采期間巷道表面位移量Table 2 Surface displacement of roadway during mining

由表2可知,當留設(shè)的煤柱寬度為3 m時,9107綜采工作面巷道的左幫和右?guī)偷奈灰瓶偤蜑?58.53 mm;當留設(shè)的煤柱寬度為5 m時,9107綜采工作面巷道的左幫和右?guī)偷奈灰瓶偤蜑?37.99 mm,處于巷道煤柱這一側(cè)的位移明顯大于處于實體煤這一側(cè)巷幫的位移,巷道頂部巖層和底板之間的相對移近量為278.70 mm;當留設(shè)的煤柱寬度為10 m時,9107綜采工作面巷道的左幫和右?guī)偷奈灰瓶偤蜑?88.71 mm,巷道頂部巖層和底板之間的相對移近量為502.00 mm;當留設(shè)的煤柱寬度為15 m時，巷道的變形量開始顯著增大,巷道的左幫和右?guī)偷奈灰瓶偤蜑? 240.00 mm,巷道頂部巖層和底板之間的相對移近量為362.81 mm,這種情況表明此時巷道受到的應(yīng)力比較高,巷道不穩(wěn)定。

3.4 結(jié)果分析

根據(jù)以上模擬結(jié)果分析,當留設(shè)的護巷煤柱的寬度為15 m時,巷道不穩(wěn)定,同時煤炭資源的損失比較大；當留設(shè)的護巷煤柱的寬度為10 m時,在回采過程中巷道圍巖所受到的變形程度比較大；當留設(shè)的護巷煤柱的寬度為3～5 m時,巷道圍巖的整體情況比較穩(wěn)定,巷道整體處在低應(yīng)力的范圍內(nèi),護巷煤柱所受到的應(yīng)力比較小。但是,留設(shè)的煤柱尺寸不宜太小,例如,當留設(shè)的護巷煤柱的寬度為3 m時,回采巷道容易受到巷道頂板來壓得影響,留設(shè)的煤柱會產(chǎn)生裂隙,護巷作用降低,致使回采作業(yè)不能正常進行。而當留設(shè)的護巷煤柱的寬度為5 m時,根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果顯示,巷道圍巖整體變形較小,可以起到正常的護巷作用,根據(jù)地質(zhì)條件選用合理的支護技術(shù)就能夠保證巷道的正?；夭勺鳂I(yè)。所以,王莊煤礦選擇留設(shè)5 m寬的煤柱。

4 巷道圍巖支護方案現(xiàn)場實測

圖5為巷道支護斷面圖。巷道采用錨桿錨索聯(lián)合支護,巷道頂部巖層每排布置的錨桿型號為MSGLW-335,直徑22 mm,長度2 400 mm,所布設(shè)的錨桿間距和排距分別為850 mm、900 mm；巷道頂部巖層錨索的布置方式為“3-2-3-2”,錨索的直徑22 mm,長度9 300 mm,頂板錨索的排距為900 mm,間距為1 500 mm、2 000 mm。巷道左側(cè)巷幫錨桿間距和排距分別為800 mm、900 mm,左幫位于最頂部錨桿的位置距離巷道頂部巖層200 mm,并且傾斜布置,傾斜角為15°；左幫位于最底部錨桿的位置距離巷道底部巖層200 mm。巷道左側(cè)巷幫布設(shè)直徑22 mm和長度5 300 mm的錨索,左側(cè)巷幫錨索的布置方式為“2-0-2”,其錨索間距為1 200mm,排距為1 800 mm。巷道右側(cè)巷幫每排布置的錨桿的型號為MSGLW-335,直徑22 mm,長度2 000 mm,巷道右側(cè)巷幫錨桿的間距和排距分別為1 000 mm、900 mm,右?guī)臀挥谧铐敳垮^桿的位置距離巷道頂部巖層250 mm,并且傾斜布置,傾斜角為15°；右?guī)臀挥谧畹撞垮^桿的位置距離巷道底部巖層350 mm。

圖5 巷道支護斷面圖Fig.5 Support Section diagram in roadway

5 9107工作面回風巷圍巖控制效果

根據(jù)留設(shè)5 m寬的煤柱尺寸和支護方案,在9107回風巷進行了現(xiàn)場工業(yè)性應(yīng)用,并對9107回風巷圍巖的穩(wěn)定性進行了實時監(jiān)測。采用十字布點法安設(shè)表面位移監(jiān)測斷面,如圖6所示。選取的第一個測站點A布置在離掘進頭10 m的位置處,第二個測站點B布置在距離第一個測站點30 m的位置處。巷道表面移近變形情況如圖7所示。

圖6 巷道表面位移監(jiān)測斷面布置Fig.6 Section layout for surface displacement monitoring

(a)A測點

(b)B測點圖7 巷道表面位移監(jiān)測Fig.7 Surface displacement monitoring of roadway

根據(jù)巷道表面位移監(jiān)測結(jié)果得出如下結(jié)論。

1)巷道頂?shù)装寮皟蓭驮?～10 d期間位移比較明顯,在10～21 d期間巷道周圍巖層變形速度慢慢變小,在21 d的時候已經(jīng)趨于穩(wěn)定。

2)穩(wěn)定之后,A測站點頂部巖層下沉了127 mm,B測站點頂部巖層下沉了133 mm。其中,巷道靠近煤柱一側(cè)移進了122 mm,巷道距離實體煤比較近的這一側(cè)移進了105 mm,頂板下沉量和兩幫移近量均得到有效控制。

實測表明,巷道在掘進過程中的變形較小,所選用的支護方式及參數(shù)對巷道有較好的支護作用,圍巖控制情況較為理想。

6 結(jié)論

本文以王莊煤礦9107綜采工作面留設(shè)區(qū)段煤柱的寬度及巷道支護方案為背景,根據(jù)本礦的地質(zhì)條件,通過理論計算并輔以數(shù)值模擬驗證等手段確定了5 m寬的區(qū)段煤柱比較合理。9107綜采工作面回采過程中,采用十字布點法對巷道圍巖進行表面位移監(jiān)測,通過對現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)分析研究,可知9107綜采工作面留設(shè)寬度5 m的區(qū)段煤柱可以維持巷道穩(wěn)定,煤柱寬度合理,滿足工程需求。