羅新旗

(內(nèi)蒙古同煤鄂爾多斯礦業(yè)投資有限公司，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017000)

煤柱留設(shè)是我國煤礦中常用的護(hù)巷方法，護(hù)巷煤柱寬度過大會造成煤炭資源浪費(fèi)，護(hù)巷煤柱過小則不能起到保證巷道穩(wěn)定的作用。隨著開采煤層厚度的增加，大煤柱造成的資源浪費(fèi)現(xiàn)象特別嚴(yán)重，但小煤柱留設(shè)又會帶來巷道設(shè)計(jì)、支護(hù)以及維護(hù)等一系列難題。

為此，國內(nèi)外眾多學(xué)者對于在小煤柱下的巷道支護(hù)進(jìn)行了大量研究。汪占領(lǐng)等[1]分析了近距離煤層開采巷道布置的合理性，揭示了巷道布置與煤柱寬度藕合關(guān)系。趙明洲等[2]針對大厚度薄層復(fù)合頂板煤巷劇烈變形問題，提出了“高強(qiáng)聯(lián)合支護(hù)技術(shù)”。諸多研究者多基于留設(shè)煤柱的穩(wěn)定性，對區(qū)段煤柱留設(shè)尺寸的問題進(jìn)行了詳細(xì)的研究與探討，并取得了一定的研究成果，但針對淺埋深軟巖中厚煤層綜采工作面區(qū)段煤柱合理尺寸留設(shè)的問題卻鮮有研究。

以往色連煤礦煤柱留設(shè)20 m大煤柱，雖然沒有明顯的強(qiáng)礦壓現(xiàn)象發(fā)生，但回采巷道實(shí)質(zhì)上處于應(yīng)力升高區(qū)范圍內(nèi)。隨著開采強(qiáng)度的增加，同樣存在著礦壓顯現(xiàn)的安全風(fēng)險(xiǎn)。同時(shí)，大煤柱帶來的資源浪費(fèi)現(xiàn)象十分嚴(yán)重。因此，擬計(jì)劃在2-2上8110工作面實(shí)施小煤柱沿空掘巷技術(shù)，在提高煤炭資源回收率的同時(shí)，進(jìn)一步改善巷道所處的應(yīng)力環(huán)境，確保工作面的安全生產(chǎn)。

1 工程概況

色連煤礦井田面積35.74 km2，共有可采煤層9層，主采煤層5層，屬侏羅紀(jì)煤層，以不粘煤為主，長焰煤次之。礦井核準(zhǔn)生產(chǎn)能力500萬t/a，服務(wù)年限43 a。開拓方式為斜井、立井混合開拓，采用中央并列式通風(fēng)系統(tǒng)，機(jī)械抽出式通風(fēng)方法。礦井瓦斯等級鑒定為低瓦斯礦井，煤層自燃傾向性屬I級容易自燃煤層，水文地質(zhì)條件為中等。

2-2上8110工作面平均厚2.5 m，傾角2.5°，平均埋深142.2 m，煤層普氏系數(shù)為3～4，頂?shù)装鍘r性均為砂質(zhì)泥巖或泥巖類軟弱巖層，抗壓強(qiáng)度為20 MPa，普氏系數(shù)一般為2～3，均屬于軟巖。相鄰8111工作面于2021年4月份回采完畢，各巷道掘進(jìn)區(qū)域內(nèi)上下層均無小窯和其他開采礦井。擬實(shí)施小煤柱巷道為5110巷，該巷道設(shè)計(jì)長度1 067 m，設(shè)計(jì)斷面5.1 m×3.3 m。位置如圖1所示。

2 煤柱合理尺寸研究

2.1 側(cè)向應(yīng)力降低區(qū)的理論分析

分析綜采工作面?zhèn)认蛑С袎毫ρ莼?guī)律可知，三角滑移區(qū)破斷前期全部荷載需要側(cè)向煤柱承擔(dān)，破斷后穩(wěn)定接觸以上的塊體自身及上覆荷載也不需要完全由其下部巖層承擔(dān)，即只有一部分荷載傳遞至下方煤柱，因此三角區(qū)域破斷前后作用在煤柱上力的減小是側(cè)向支承壓力降低的根本原因。根據(jù)彈塑性力學(xué)理論[3]，結(jié)合礦井實(shí)際條件，推導(dǎo)出側(cè)向支承壓力降低區(qū)范圍(塑性區(qū)寬度)為：

(1)

式中：M為煤層開采厚度，m；β為側(cè)壓系數(shù)；φ0為煤層界面內(nèi)的內(nèi)摩擦角，取28°；C0為煤層界面中的黏聚力，取2MPa；Px為采空區(qū)對煤柱的側(cè)向約束力，取0。

(2)

式中：β為側(cè)壓系數(shù)；σ為最大或最小水平主應(yīng)力，σH或σh，MPa；σv為垂直應(yīng)力，MPa。

根據(jù)以往研究中側(cè)壓系數(shù)變化范圍[3]及色連煤礦所做地質(zhì)力學(xué)測試進(jìn)行推斷，5110巷道附近側(cè)壓系數(shù)的取值范圍應(yīng)為0.7～1.0。

可計(jì)算不同側(cè)壓系數(shù)下煤厚分別為1～5 m時(shí)的應(yīng)力降低區(qū)范圍，如圖2所示。

圖2 不同開采厚度時(shí)側(cè)向支承應(yīng)力降低區(qū)距離

從圖2可以看出，在側(cè)壓系數(shù)一定的情況下，隨著煤層開采厚度的增大，應(yīng)力降低區(qū)的范圍增大。當(dāng)β=0.7時(shí)，開采厚度分別為1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m時(shí)的應(yīng)力降低區(qū)范圍分別為8.6 m、9 m、9.4 m、9.8 m、10.2 m、10.6 m、11 m、11.4 m；當(dāng)β=1.0時(shí)，開采厚度分別為1 m、2 m、3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m時(shí)的應(yīng)力降低區(qū)范圍分別為9.2 m、10 m、10.8 m、11.6 m、12.4 m、13.2 m、14 m、14.8 m。隨著采厚的增大，側(cè)向支承壓力的峰值向煤體深部轉(zhuǎn)移。由于工作面煤厚平均為2.5 m，結(jié)合理論計(jì)算可以看出，平均應(yīng)力降低區(qū)范圍為9.2～10.4 m。

2.2 軟巖巷道應(yīng)力環(huán)境數(shù)值模擬分析

根據(jù)工作面鉆孔柱狀圖，通過有限差分法的FLAC3D數(shù)值模擬軟件，按照色連煤礦的物理力學(xué)參數(shù)建立了數(shù)值模擬模型[4]。沿8111工作面右側(cè)煤層頂板設(shè)置一條監(jiān)測線用以監(jiān)測在工作面采空后側(cè)向支承壓力的大小。

首先對8111工作面進(jìn)行回采，待工作面穩(wěn)定后記錄采空區(qū)右側(cè)的側(cè)向支承壓力數(shù)值。工作面回采穩(wěn)定后的垂直應(yīng)力云圖如圖3所示，垂直位移云圖如圖4所示。

圖3 垂直應(yīng)力分布云圖

圖4 垂直位移分布云圖

可以看出，在模型計(jì)算平衡之后，由于采高較小，且煤層頂板較為軟弱，在采空區(qū)兩側(cè)并沒有明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象，可以推斷側(cè)向支承壓力的變化比較平緩。通過監(jiān)測數(shù)據(jù)可以得到側(cè)向支承壓力分布曲線。8111工作面采空區(qū)穩(wěn)定后側(cè)向支承應(yīng)力分布圖如圖5所示。

由圖5可以得出，2-2上煤層原巖應(yīng)力約為5.2 MPa，而在8111工作面采空區(qū)穩(wěn)定后所產(chǎn)生的應(yīng)力降低區(qū)范圍為10 m。在離開應(yīng)力降低區(qū)范圍后，應(yīng)力曲線變化較為平緩。應(yīng)力峰值大小為7.27 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)為1.4。這是由于2-2上煤層頂板向上短距離內(nèi)沒有出現(xiàn)較為堅(jiān)硬的關(guān)鍵層。因此，應(yīng)力分布較為均勻，應(yīng)力升高區(qū)范圍隨之增大，但整體影響程度不高。

圖5 采空區(qū)穩(wěn)定后側(cè)向支承應(yīng)力分布圖

綜上所述，通過理論計(jì)算得到的采空區(qū)側(cè)向支承壓力的應(yīng)力降低區(qū)范圍約為9.2～10.4 m，而數(shù)值模擬計(jì)算得到的側(cè)向支承壓力應(yīng)力降低區(qū)范圍為10 m。因此，有理由認(rèn)為，8111采空區(qū)穩(wěn)定后應(yīng)力降低區(qū)寬度約為10 m。

2.3 合理煤柱寬度的初步確定

采空區(qū)穩(wěn)定后應(yīng)力降低區(qū)寬度約為10 m，考慮5110巷設(shè)計(jì)寬度為5.1 m，為使得沿空掘巷巷道處于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，盡可能地提高煤炭資源回收率，同時(shí)確保小煤柱具有良好的隔絕采空區(qū)作用，所以初步確定煤柱寬度為5 m。

3 5110巷支護(hù)設(shè)計(jì)

根據(jù)周邊礦井小煤柱支護(hù)情況和理論分析，既保證圍巖整體有足夠的支護(hù)強(qiáng)度和剛度、薄弱部位重點(diǎn)控制，又遵循控制效果和經(jīng)濟(jì)成本的合理平衡，制定了如下礦井小煤柱支護(hù)設(shè)計(jì)方案：

3.1 頂板支護(hù)

錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿(D20 mm×2 400 mm)，屈服強(qiáng)度不低于335 MPa。每排6根加W型鋼帶，距巷道兩幫300 mm各打1根錨桿，錨桿與水平面夾角75°，其它各排錨桿排距1 000 mm，間距900 mm，錨桿D20 mm、L=2 400 mm，垂直頂板，錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm的蝶形托盤。W型鋼帶及鋼筋網(wǎng)護(hù)表，W型鋼帶為4 800 mm×280 mm×3.75 mm的W型鋼帶。

在兩排錨桿中間布置1排錨索，錨索排距2 000 mm，間距2 000 mm，為D17.8 mm-1×7-6 300 mm鋼絞線，與頂板垂直，托盤為220 mm×200 mm×12 mm的異型托板，錨索吊JW鋼帶及鋼筋網(wǎng)護(hù)表，JW鋼帶為4 400 mm×330 mm×6 mm，鋼筋網(wǎng)為100 mm×100 mm的D6 mm鋼筋網(wǎng)。

兩腮布置角錨索，角錨索不與錨索同排布置，角錨索排距2 000 mm，為D17.8 mm-1×7-4 300 mm鋼絞線，與水平成45°夾角，角錨索吊600 mm短節(jié)工字鋼。

3.2 采煤幫支護(hù)

錨桿采用全螺紋玻璃鋼錨桿。玻璃鋼錨桿為MGSL20/2400F，錨固力不低于70 kN，預(yù)緊力矩不低于60 N·m，托盤承載力不低于70 kN。距巷道頂300 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向上偏)，距巷道底1 000 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向下偏)，網(wǎng)片采用阻燃塑料網(wǎng)，網(wǎng)孔為45 mm×45 mm，搭接不少于100 mm，用雙股14號鉛絲每200 mm綁扎一道，呈兩排三花布置，綁扎扣不少于3圈。

3.3 煤柱幫支護(hù)

錨桿為左旋無縱筋螺紋鋼錨桿(D20 mm-2 400 mm)，錨桿排距1 000 mm，間距100 mm，錨桿D20 mm，桿長L=2 400 mm，錨桿托盤為150 mm×150 mm×10 mm的蝶形托盤。距巷道頂300 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向上偏)，距巷道底100 mm打1根錨桿與水平方向夾角為15°(向下偏)，其余錨桿垂直巷幫。W型鋼護(hù)板及鋼筋網(wǎng)護(hù)表，W型鋼護(hù)板為450 mm×280 mm×4.75 mm，鋼筋網(wǎng)為100 mm×100 mm的D6 mm鋼筋網(wǎng)。

3.4 錨固長度及預(yù)緊力

錨桿錨固采用加長錨固[5]，采用兩支樹脂藥卷，1支為MSK2335，1支為MSZ2360，預(yù)緊力矩不小于200 N·m，錨固力要求不低于105 kN；錨索采用端頭錨固，采用3支樹脂藥卷，1支MSK2335，2支為MSZ2360，藥卷從上到下先快速，后中速。要求錨索預(yù)應(yīng)力不低于180 kN，錨固力不低于320 kN(破斷力的90%)。錨桿錨固長度900 mm，錨索錨固長度1 500 mm。巷道支護(hù)圖如圖6所示。

圖6 5110巷支護(hù)圖(mm)

4 現(xiàn)場支護(hù)效果分析

在5110巷掘進(jìn)期間，安裝測站對回采過程中巷道頂板沉降量及兩幫收斂量進(jìn)行監(jiān)測，處理監(jiān)測數(shù)據(jù)后得到巷道頂板及兩幫位移變化規(guī)律，見圖7。

圖7 巷道頂板沉降量及兩幫收斂量變化規(guī)律

在回采初期，受采動影響較大，巷道頂板沉降量及兩幫收斂量變形速率較大；30 d后，變形速率減小，變形量基本穩(wěn)定。監(jiān)測過程中，頂板最大沉降量為19.7 mm，兩幫最大收斂量為26.2 mm，皆控制在安全值內(nèi)，證明采用該錨桿錨索加JW鋼帶聯(lián)合支護(hù)方案有效維持了巷道中圍巖的穩(wěn)定。

5 結(jié) 語

1) 基于淺埋深中厚煤層開采地質(zhì)條件，采用理論計(jì)算和數(shù)值模擬的方法，確定了5110沿空掘巷護(hù)巷煤柱的合理寬度為5 m。

2) 根據(jù)色連煤礦2-2上5110巷道實(shí)際地質(zhì)情況，確定錨桿錨索加JW鋼帶聯(lián)合支護(hù)適用于其巷道維持穩(wěn)定，配合采用金屬網(wǎng)對較破碎的直接頂進(jìn)行護(hù)表，采煤幫采用玻璃鋼錨桿加阻燃塑料網(wǎng)護(hù)幫，煤柱幫采用錨桿和W鋼護(hù)板加金屬網(wǎng)護(hù)幫，部分破碎嚴(yán)重的頂角部位采用噴漿護(hù)幫。

3) 5110軟巖煤巷回采期間圍巖位移監(jiān)測結(jié)果表明，頂?shù)装逡平孔畲笾导s為19.7 mm，兩幫移近量最大值約為26.2 mm，位移量有效地控制在合理的范圍內(nèi)，取得了良好的效果，對于類似地質(zhì)條件下巷道圍巖控制有一定推廣應(yīng)用價(jià)值。