王 杰
(河南平寶煤業(yè)有限公司, 河南 許昌 461714)
受早期煤礦開采技術(shù)不發(fā)達(dá)的制約,許多礦井在厚煤層開采時(shí)選擇了“先采上煤后采下煤”的分層開采方式。下分層工作面回采巷道頂板為上分層工作面采空區(qū),即頂板為破碎矸石,而兩幫受上分層面回采動(dòng)壓及其煤柱的共同影響,況且上分層面推過后應(yīng)力再次調(diào)整,易引起下分層面回采巷道在掘進(jìn)、回采期間片幫冒頂?shù)绕茐牡默F(xiàn)象而面臨著大變形、維護(hù)困難等問題[1-4]。所以,如何將厚煤層下分層回采巷道的布置方式使其合理化,對于分層開采的礦井實(shí)現(xiàn)安全高效的開采模式意義重大。
基于下分層面巷道布置的狀況,諸多專家學(xué)者對其理論作了深入的研究且效果不錯(cuò)。梁冰等[5]基于下分層巷道所出現(xiàn)的壓力較大、難以控制的現(xiàn)狀,采取多種方法對其巷道內(nèi)錯(cuò)式布置方式時(shí)的圍巖穩(wěn)定性進(jìn)行研究,通過現(xiàn)場實(shí)測試驗(yàn)確定合理的內(nèi)錯(cuò)距為9 m。馬文強(qiáng)等[6-7]基于下分層巷道再生頂板結(jié)構(gòu)特征,提出巷道先注漿后錨桿支護(hù)的控制技術(shù)。李建兵等[8]基于下分層動(dòng)壓巷道變形破壞特征,在其正常支護(hù)的基礎(chǔ)上采取頂板注漿的效果較好。薛吉?jiǎng)俚萚9]采用理論分析和數(shù)值模擬的方式對上分層工作面開采后的底板損傷破壞特征,得到了合理極近距離煤層下分層巷道的布置位置。胡少軒等[10]通過對近距離煤層開采時(shí)下層煤內(nèi)部應(yīng)力變化的模擬研究發(fā)現(xiàn),引起下分層回采巷道失穩(wěn)的關(guān)鍵因素的高應(yīng)力應(yīng)變率。辛亞軍等[11]通過研究巷道圍巖穩(wěn)定與煤柱寬度之間的關(guān)系,推導(dǎo)出確保巷道圍巖穩(wěn)定的合理煤柱寬度公式。許磊等[12]基于上分層工作面開采后底板特征的研究結(jié)果,認(rèn)為底板主應(yīng)力差是確定下分層回采巷道位置的關(guān)鍵因素。郝陽軍等[13]認(rèn)為在頂板壓力破碎區(qū)進(jìn)行注漿加固能夠解決下分層巷道變形較大的問題。
上述研究成果對于下分層工作面巷道的布置位置選擇具有很好的借鑒意義,但因煤礦地質(zhì)條件的差異性,不同礦井的地質(zhì)條件決定著現(xiàn)場實(shí)施效果。本文基于首山一礦己15-17-12062 工作面為工程地質(zhì)背景,運(yùn)用理論分析和數(shù)值模擬的手段對下分層巷道變形機(jī)理進(jìn)行研究分析,透過對下分層巷道頂板力學(xué)模型的分析找出影響該巷道穩(wěn)定的關(guān)鍵點(diǎn),并確定合理錯(cuò)距及巷道布置方式,以期解決礦井的實(shí)際問題。
首山一礦現(xiàn)開采己15-17 煤層,煤厚為0.8~3.1 m,平均2.0 m;煤層傾角一般在3°~10°。該煤層硬度系數(shù)為0.13~0.5,其自燃發(fā)火期為55 d,為Ⅱ級自燃煤層,并且屬于二級高溫區(qū)。礦井絕對、相對瓦斯涌出量分別為1.11 m3/min、24.33 m3/t。該煤層地面標(biāo)高為+112.4~+118.7 m,井下標(biāo)高-610.5~-636.6 m,埋深約722.9~755.3 m,屬于大埋深范疇。目前正掘進(jìn)的己15-17-12062 工作面風(fēng)巷布置在已回采完畢的己15-17-12061 采面下分層中(見下頁圖1),該巷道上下區(qū)段均已回采,上分層已回采,局部再生頂銹結(jié)性差。該采面直接頂為4.1~7.2 m 厚的砂質(zhì)泥巖,老頂為9.4~17.2 m 厚的細(xì)~中粒砂巖;直接底為灰、深灰色砂泥巖互層,厚度約4.6 m;老底為L1泥灰?guī)r,厚度約4.7 m(見下頁圖2)。
圖1 下分層工作面布置示意
圖2 煤層綜合柱狀圖
基于滑移線場理論,上分層工作面推過后,下煤層及頂板均已破壞。由于頂板極為破碎、也沒有被固結(jié)的巖層,所以下分層巷道通常采用架棚支護(hù)。因此,構(gòu)建了非均勻載荷應(yīng)力的簡化模型,如圖3 所示。
圖3 非均勻載荷作用下受力分析模型
基于圖3 所構(gòu)建的力學(xué)模型,并結(jié)合相關(guān)研究成果表明,巷道兩幫所受頂板應(yīng)力與載荷不均勻系數(shù)k有關(guān),k為1 時(shí)巷道上覆為均布載荷;k大于1時(shí)其與兩幫所受頂板應(yīng)力、應(yīng)力差值成比關(guān)系,最大值約17 MPa。所以k變大期間,兩幫受力不均勻程度增大。受非均勻載荷的影響,支護(hù)體極易發(fā)生局部過載而引起其結(jié)構(gòu)失穩(wěn)。巷道位置、載荷不均勻系數(shù)與巷道頂梁彎矩大小與密切相關(guān),且后者對彎矩的影響要比前者對彎矩的影響大得多。因此,認(rèn)為載荷不均勻系數(shù)為厚煤層下分層開采時(shí)巷道穩(wěn)定性的主要影響因素,載荷不均勻系數(shù)越小,巷道越穩(wěn)定。
由于下分層工作面是在上分層工作面采空區(qū)進(jìn)行布置的,導(dǎo)致其所處應(yīng)力環(huán)境、頂板狀況極其復(fù)雜,上覆煤柱對其工作面及巷道的布置影響較大。因此上下層回采巷道位置、保護(hù)煤柱寬度對厚煤層分層開采的方式選擇極為重要,著重考慮上分層開采方式可為下分層開采提供可靠的保障,以期增加分層開采的采出率,確保其安全開采。況且下分層巷道的布置應(yīng)綜合考慮巷道維護(hù)、礦井是否安全高效等多方面因素的影響。相關(guān)研究可知,在厚煤層分層開采方式中,基于上下分層面時(shí)空關(guān)系而言,下分層回采巷道的掘進(jìn)位置通常分為垂直布置、內(nèi)錯(cuò)布置和外錯(cuò)布置,其位置的不同則造成工作面回采期間不同程度的影響。
1)下分層面的回采巷道在上分層巷道的正下方布置,在平面圖上重合布置,即為垂直式布置。此布置的面是在采空區(qū)下方,礦壓顯現(xiàn)不明顯,可巷道則位于應(yīng)力增高區(qū)域內(nèi),維護(hù)起來不容易。下分層巷道處于煤柱下方側(cè)向支承壓力增高區(qū)與底板卸壓區(qū)相交的位置,其幫部應(yīng)力分布相差較大,掘進(jìn)期間就比較困難,巷道變形破壞相當(dāng)嚴(yán)重,并且維護(hù)難度也較大。
2)下分層工作面回采巷道在采空區(qū)下方布置,即為內(nèi)錯(cuò)式布置。此時(shí)的巷道掘進(jìn)時(shí)是在上覆煤柱邊緣所出現(xiàn)的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),所以該巷道應(yīng)避免在煤柱應(yīng)力影響范圍,使其處于良好的應(yīng)力環(huán)境中,但工作面上方為煤柱,會(huì)引起沿著工作面方向頂板應(yīng)力分布極為不均衡,則易出現(xiàn)局部片幫、漏頂、壓架等現(xiàn)象,對安全生產(chǎn)不利。
根據(jù)該礦己15-17煤層條件,最小合理錯(cuò)距為3.5m時(shí)能夠避開應(yīng)力增高區(qū),通過下式可得出:
式中:Lm為內(nèi)錯(cuò)距,m;M1為下分層煤厚,m;α 為煤層傾角,(°);δ 為應(yīng)力傳播角,(°)。
3)下分層回采巷道在上分層工作面外側(cè)布置,上覆采空區(qū)殘留煤柱正下方,即為外錯(cuò)式布置。其圍巖應(yīng)力、承載將受殘留煤柱尺寸的影響較為劇烈:若煤柱尺寸較小,則應(yīng)力集中系數(shù)要大于5,圍巖極為破碎、難以控制;若煤柱尺寸較大,則圍巖應(yīng)力環(huán)境相對好些且可控,有利于采區(qū)劃分,可以避開工作面長短不一而引起設(shè)備整體搬家的情形。錯(cuò)距合理時(shí)巷道易支護(hù)且下分層煤回收也高,但巷道變形較大,所需上煤層煤柱尺寸大,上分層煤回收率則低。
因此,基于首山一礦己15-17 煤層賦存條件,考慮下分層煤體內(nèi)部圍巖應(yīng)力環(huán)境、結(jié)構(gòu)穩(wěn)定性,采用內(nèi)錯(cuò)式布置下分層巷道,可改善其圍巖應(yīng)力環(huán)境,圍巖整體性好。
根據(jù)首山一礦實(shí)際情況并結(jié)合前文分析結(jié)果,建立數(shù)值模擬模型,模擬內(nèi)錯(cuò)距分別為4 m、6 m、8 m、10 m、12 m、14 m 時(shí)下分層巷道圍巖變形情況并進(jìn)行研究分析。模擬結(jié)果如圖4 所示。
圖4 不同內(nèi)錯(cuò)距下巷道幫部位移量曲線圖
根據(jù)模擬結(jié)果并結(jié)合圖4 可知,內(nèi)錯(cuò)距與兩幫變形量成反比關(guān)系。內(nèi)錯(cuò)距為4 m 時(shí)巷道左幫受上覆煤柱應(yīng)力影響較大,其變形較大,變形量高達(dá)490 mm;而右?guī)蛣t在采空區(qū)卸壓范圍內(nèi),應(yīng)力較小,變形也較小,變形量為230 m;左幫變形要比右?guī)痛?。?nèi)錯(cuò)距為6 m時(shí)巷道左幫仍受上覆煤柱應(yīng)力影響較大,變形量為460 mm;而右?guī)腿栽谛秹簠^(qū)內(nèi),應(yīng)力較小,右?guī)妥冃瘟繛?20 mm;仍是左幫變形要比右?guī)痛蟆?nèi)錯(cuò)距為8 m 時(shí)巷道左幫變形量為390 mm,右?guī)蜑?40 mm,說明增加內(nèi)錯(cuò)距,回采巷道遠(yuǎn)離了上覆煤柱應(yīng)力增高區(qū),左幫受其影響變得較小,變形也較小,而右?guī)蛣t處于采空區(qū)底板壓實(shí)區(qū),由于采空區(qū)底板壓實(shí)區(qū)應(yīng)力要比膨脹區(qū)大,因此右?guī)妥冃卧黾?。?nèi)錯(cuò)距為10m 時(shí)巷道左幫變形量為320 mm,右?guī)妥冃瘟繛?30 mm,左幫處于底板膨脹區(qū)而右?guī)吞幱诘装鍓簩?shí)區(qū),此時(shí)兩幫變形量差異性不大。內(nèi)錯(cuò)距為12m 時(shí)巷道處于底板壓實(shí)區(qū),圍巖相對穩(wěn)定且兩幫變形相差不大,相對于內(nèi)錯(cuò)距為10 m 時(shí)相差不大,為670 mm。內(nèi)錯(cuò)距為14 m 時(shí)巷道兩幫變形趨于穩(wěn)定,幫部收縮量為660 mm。所以隨內(nèi)錯(cuò)距的繼續(xù)增加兩幫變形量基本不變。
因此,隨內(nèi)錯(cuò)距的變大,巷道左幫變形變小且趨于穩(wěn)定,右?guī)妥冃巫兇笄亿呌诜€(wěn)定,且兩幫收縮量是先減小后穩(wěn)定。在內(nèi)錯(cuò)距大于10 m 時(shí),兩幫收縮量不會(huì)隨內(nèi)錯(cuò)距的變大而變小,且兩幫變形也趨于一致。由于內(nèi)錯(cuò)距越大煤炭資源損失越大,結(jié)合該礦的實(shí)際條件,認(rèn)為合理的內(nèi)錯(cuò)距為10 m。
結(jié)合現(xiàn)場實(shí)際情況,己15-17-12062 工作面風(fēng)巷采用36U 型鋼拱形可縮性支護(hù),棚距為800 mm±50 mm。大板40 mm×70 mm×850 mm,楔子70 mm×100 mm×200/2 mm。全斷面掛網(wǎng),幫、頂網(wǎng)均用8 號冷拔絲金屬網(wǎng),規(guī)格為:2 600 mm×1 000 mm,網(wǎng)孔40 mm×40 mm,金屬網(wǎng)間要有100 mm 的壓茬,并且每隔200 mm 用扎絲連接一道,網(wǎng)邊網(wǎng)頭要用扎絲連好,以防漏頂。采用大板40 mm×70 mm×850 mm,楔子70 mm×100 mm×200/2 mm 背幫背頂,背板間距為500~600 mm。在掘進(jìn)過程中若頂板破碎、壓力增大時(shí)可采用打管縫錨桿超前支護(hù)并縮小棚距。
圖5 巷道支護(hù)斷面圖(mm)
為掌握下分層回采巷道圍巖控制效果,從掘巷期間即監(jiān)測巷道圍巖表面位移變化情況,選取典型觀測數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,如圖6 所示。
圖6 典型測點(diǎn)巷道表面位移變化曲線
己15-17-12062 風(fēng)巷頂?shù)装遄冃问車鷰r應(yīng)力環(huán)境影響較大,在巷道掘進(jìn)初期圍巖變形較為劇烈,隨著監(jiān)測點(diǎn)距離掘進(jìn)面較遠(yuǎn),巷道變形趨于穩(wěn)定。截止數(shù)據(jù)分析前,巷道頂?shù)装迨湛s量最大138 mm,兩幫收縮量最大111 mm,其變形滿足安全生產(chǎn)要求。說明內(nèi)錯(cuò)距為10 m 時(shí)布置的巷道圍巖可保持較高的穩(wěn)定性。
1)理論分析了下分層工作面回采巷道變形破壞特征,其布置時(shí)應(yīng)盡可能避開上分層采空區(qū)底板的應(yīng)力集中區(qū),將其布置在圍巖較為完整、巷道易于掘進(jìn)支護(hù)的原巖應(yīng)力區(qū)或卸壓區(qū)中,使巷道處于良好的應(yīng)力環(huán)境中。
2)結(jié)合首山一礦己15-17-12062 工作面現(xiàn)場條件,總結(jié)分析了下分層巷道3 種布置方式的優(yōu)劣性,并確定采用內(nèi)錯(cuò)式的方式布置下分層巷道。通過數(shù)值模擬分析,合理的內(nèi)錯(cuò)距為10 m。
3)現(xiàn)場試驗(yàn)表明,己15-17-12062 風(fēng)巷頂?shù)装迨湛s量最大138 mm,兩幫收縮量最大111 mm,下分層巷道圍巖具有較高的穩(wěn)定性,為下分層工作面的安全回采提供保障。