孟 瑞
(國家能源集團神東煤炭集團上灣煤礦,內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017209)
淺埋深、薄基巖、上覆厚松散風積沙是神東各礦當前開采煤層最為典型的賦存特征[1]。為實現(xiàn)高產(chǎn)高效目的,神東各礦在淺埋煤層條件下掘進大斷面、超長距離回采巷道。然而,大斷面、超長距離回采巷道需面臨巷道維護成本高,維護距離長,且雙巷掘進留設大煤柱造成煤炭資源浪費等問題。但隨著支護理論和技術的快速發(fā)展,窄煤柱沿空掘巷能夠有效地解決上述問題。
合理窄煤柱寬度是留巷成功的關鍵,煤柱尺寸過大,煤炭資源損失嚴重,且煤柱處于側(cè)向支承壓力帶影響范圍內(nèi)。煤柱尺寸窄小,煤柱的穩(wěn)定性差,承載能力低,且巷道的維護難度也增加。以神東烏蘭木倫煤礦1-2煤三盤區(qū)12306工作面的回采巷道為背景,運用理論計算和數(shù)值模擬等方法,科學、合理地確定窄煤柱尺寸,在工程實際和安全生產(chǎn)上具有重大的意義。
巷道位于神東烏蘭木倫煤礦1-2煤三盤區(qū),為12306工作面的回采巷道。1-2煤層平均厚度為2.75 m,煤層頂?shù)装寰羌毩I皫r且賦存穩(wěn)定。回采平巷斷面為矩形,巷道寬高為5 m和3 m,巷道沿煤層底板掘進。
合理煤柱寬度計算如圖1所示。
圖1 煤柱寬度計算
式中:X為小煤柱寬度,m;X1為屈服區(qū)寬度,m;X2為考慮安全系數(shù)時的該區(qū)寬度,m;X2=0.15~0.35(X1+X3);X3為錨桿有效長度,m。
式中:M為上區(qū)段平巷高度;λ為側(cè)壓系數(shù),λ=μ/(1-μ);σy1為 煤 柱 的 極 限 強 度,MPa;φ0為 摩 擦角,°;γ0為巖層平均體積力,MPa;C0為黏聚力,MPa;Px為側(cè)向約束力;μ為泊松比;α為煤層的傾角,°。
其中,工作面模擬參數(shù)σy1=7.541 MPa,M=3 m,α=3,μ=0.25,λ=0.33,φ0=21°,C0=2 MPa,γ0=0.025 MPa,Px=0。代入式中X1=0.700 m。
考慮在實際生產(chǎn)過程中開采擾動的影響,導致煤柱屈服區(qū)向深部移動,塑性區(qū)有所擴展[2]。擾動系數(shù)取為1.8,即煤柱塑性區(qū)的寬度是1.26 m。X3=1.40 m,得到合理煤柱寬度X=3.0~3.6 m。
數(shù)值模擬研究以烏蘭木倫煤礦1-2煤三盤區(qū)12306工作面為背景,現(xiàn)場煤層賦存穩(wěn),層狀結構,有參差狀斷口。煤層直接頂和底板分別為細砂巖和細粒砂巖,普氏系數(shù)為2.4~4.3。
建立數(shù)值模型尺寸為300 m×135 m,采用摩爾—庫倫塑性屈服準則,巷道埋深為124 m,模擬煤層厚度為3 m,直接頂厚度為4 m,基本頂厚度為5 m。模型左右及下邊界采用位移法固定,上邊界施加垂直載荷。巷道幾何尺寸寬高為5 m×3 m,掘巷位置分別距采空區(qū)邊界留設的煤柱寬度分別為2 m、3 m、4 m、5 m、8 m、10 m。
計算模型如圖2所示。
圖2 沿空掘巷計算模型
各巖體參數(shù)如表1所示。
表1 煤巖體主要力學參數(shù)
巷道掘進期間煤柱內(nèi)水平位移變化如圖3所示。在掘巷期間,巷道內(nèi)圍巖應力重新分布[3],與上區(qū)段回采工作面?zhèn)认蛑С袎毫ΟB加使煤柱變形。隨著煤柱寬度的逐漸增大煤柱位移逐漸增大,當煤柱達到臨界寬度時,位移由大變小。當煤柱寬度一定時,煤柱巷道側(cè)位移比采空區(qū)側(cè)位移大。
圖3 煤柱內(nèi)水平位移分布
煤柱向巷道內(nèi)的水平位移如圖4所示。隨著煤柱寬度的逐漸增加,位移先增大后減小。當煤柱為2~3 m時,煤柱向巷道位移較小。當煤柱為4 m時,位移達到最大值,為247 mm。煤柱大于4 m時,位移緩慢減小,但均大于2~3 m時位移。
圖4 煤柱表面向巷道內(nèi)位移分布
通過對6個模型的計算得出留設2 m,3 m,4 m,5 m,8 m,10 m的煤柱時掘巷期間巷道兩側(cè)的應力。煤柱寬度不同,實體煤和煤柱內(nèi)部的應力不斷變化。煤柱側(cè),當寬度為2~3 m時,垂直應力緩慢增大;煤柱寬度為4 m時,垂直應力急劇變大,數(shù)值為3.826 MPa;煤柱寬度大于4 m時,煤柱垂直應力急劇減小且趨于平穩(wěn)。巷道實體煤一側(cè),垂直應力分布在煤柱寬度為2~5 m時緩慢增加,煤柱8 m時應力值最大,然后急劇減小。不同的煤柱寬度與實體煤和煤柱內(nèi)的垂直應力值如圖5所示。
圖5 巷道兩側(cè)垂直應力分布
煤體邊緣在高應力的作用下經(jīng)常產(chǎn)生不同程度的變形和破壞[4]。在掘巷期間,不同煤柱寬度下巷道圍巖變形、巷道頂板及兩幫位移曲線如圖6所示??梢钥闯觯S著煤柱寬度的逐漸增加頂板下沉量減小,煤柱寬度為2 m時位移最大,為234 mm。隨著煤柱寬度的增加,巷道兩幫的移近量,先增大后減小,煤柱為4 m時達到最大值248 mm。
根據(jù)數(shù)值模擬數(shù)據(jù)分析,選擇窄煤柱寬度為2~3 m為最佳尺寸。
圖6 巷道頂板及兩幫的位移分布
結合以上研究,12306工作面的回采巷道選用高預應力錨桿和錨索進行支護。錨桿為500#左旋無縱筋螺紋鋼筋,長度和直徑分別為2.4 m和20 mm,錨桿間排距為1 000 mm×800 mm。錨桿配鋼筋托梁,預緊力不低于40 kN。錨索體為1×7股高強度低松弛預應力鋼絞線,直徑為21.6 mm,長度為6.3 m,頂板錨索排距設為2 000 mm,每排布置兩根,錨索張拉預緊力不低于120 kN。具體配置及支護參數(shù)如圖7所示。
12306工作面回采巷道采用如圖7所示的方案支護,通過在回采巷道內(nèi)分段布置多個位移測點來分別監(jiān)測巷道掘進期間和工作面回采期間圍巖的變形情況,監(jiān)測到具體數(shù)據(jù)如圖8所示的曲線,此位移測點在距開切眼500 m的位置。
圖7 窄煤柱試驗巷道錨桿(索)布置及支護設計
圖8 圍巖表面位移監(jiān)測曲線
由圖8可知,回采巷道在掘進后30 d內(nèi)圍巖位移量在增加,在30 d后,位移量維持在100 mm左右,趨于穩(wěn)定。工作面在回采時,距離工作面30~40 m的地方,圍巖的位移量開始了顯著增加,到最后頂?shù)装迨亲冃瘟孔钚〉?,其次是工作面?zhèn)葞?,煤柱?cè)幫是變形量最大的。由此看來,圍巖雖有一定變形,但都在允許范圍之內(nèi),故巷道的支護效果較好。
1)沿空巷道的小變形量和煤柱穩(wěn)定的關鍵就在于留設合理的窄煤柱。針對神東烏蘭木倫煤礦1-2煤三盤區(qū)12306工作面的回采巷道,通過理論計算得出合理的窄煤柱寬度為3.0~3.6 m、通過數(shù)值模擬得出窄煤柱寬度在2~3 m范圍內(nèi)時,巷道的變形量較小,用這兩種方法來確定的窄煤柱的寬度是一致的;該礦最終確定窄煤柱寬度為3 m。
2)通過該礦12306工作面回采巷道現(xiàn)場實踐,從巷道表面位移監(jiān)測曲線來看,當窄煤柱的合理寬度為3 m時,巷道支護效果良好;從而保證了巷道掘進和回采期間回采巷道的圍巖的穩(wěn)定性與安全性。