厚煤層輔運(yùn)巷護(hù)巷煤柱留設(shè)及支護(hù)設(shè)計(jì)

張倍源

(陜西陜煤黃陵二號(hào)煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

黃陵二號(hào)煤礦在開始生產(chǎn)時(shí)，其輔助運(yùn)輸巷區(qū)段的煤柱采用尺寸20 m能夠直接使用，然而現(xiàn)階段輔助運(yùn)輸巷區(qū)段擴(kuò)大到35 m還需要經(jīng)過大量的返修才能使用。這一增大煤柱的做法，不但沒有徹底解決巷道支護(hù)問題，而且造成了大量返修工作和煤柱資源浪費(fèi)。目前的35 m煤柱可能是位于高礦壓區(qū)域，根據(jù)四盤區(qū)大巷兩側(cè)開采對(duì)大巷的影響分析，開采面對(duì)在300 m以外的巷道還有比較大的破壞。形成目前這種被動(dòng)局面的主要原因是對(duì)礦壓規(guī)律掌握不清，支護(hù)參數(shù)設(shè)計(jì)和煤柱留設(shè)缺乏部分技術(shù)支撐，巷道所處的煤柱位置不合理造成礦壓反復(fù)疊加[1-3]。因此，解決問題的關(guān)鍵是將支護(hù)技術(shù)與煤柱開采布置結(jié)合起來，讓輔助運(yùn)輸巷位置避開礦壓峰值區(qū)域[4-6]。以303工作面輔助運(yùn)輸巷護(hù)巷煤柱留設(shè)為研究背景，通過現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研、數(shù)值模擬、現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)等綜合手段對(duì)護(hù)巷煤柱寬度及巷道支護(hù)進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)。

1 工作面概況

303工作面輔運(yùn)巷位于井田三盤區(qū)中部，西部、北部為未采區(qū)，南部緊鄰303工作面膠帶巷，東至三盤區(qū)輔運(yùn)大巷，設(shè)計(jì)長(zhǎng)度為4 094 m。工作面開采煤層為2號(hào)煤層，煤層平均厚度為4.2 m，煤層傾角0～4°。煤層頂?shù)装鍘r性見表1，工作面平面圖如圖1所示。

表1 煤層頂?shù)装鍘r性Table 1 Lithology of coal seam roof and floor

圖1 303工作面平面Fig.1 Plane layout of 303 working face

2 區(qū)段護(hù)巷煤柱數(shù)值模擬

計(jì)算機(jī)數(shù)值模擬軟件可用于解決巖土工程領(lǐng)域的復(fù)雜力學(xué)模型，如ANSYS、MIDAS/GTS、FLAC、UDEC等，仿真模擬實(shí)驗(yàn)方法具有計(jì)算過程周期較短、可視化程度高、節(jié)省人力物力等優(yōu)點(diǎn)[7-8]。采用計(jì)算機(jī)仿真數(shù)值計(jì)算的科學(xué)分析手段，推算研究的精準(zhǔn)程度高于人工手算所得，同時(shí)利用數(shù)值分析模擬手段對(duì)實(shí)驗(yàn)對(duì)象進(jìn)一步探究，處理和解決問題的效率大大提高[9-12]。

2.1 模型建立

前期采用煤柱雙側(cè)塑性理論計(jì)算得到煤柱寬度為6.8 m，基于這一結(jié)果，借助MIDAS/GTS數(shù)值模擬軟件對(duì)區(qū)段護(hù)巷煤柱進(jìn)行數(shù)值軟件計(jì)算。本次模擬主要是對(duì)5～20 m內(nèi)的區(qū)段煤柱一側(cè)邊緣應(yīng)力和沿空側(cè)巷道圍巖進(jìn)行分析研究。沿采空區(qū)方向預(yù)留5 m區(qū)段煤柱，每次向下一個(gè)工作區(qū)間擴(kuò)展5 m，即5 m、10 m、15 m、20 m共計(jì)4種方案，建立的幾何模型如圖2所示。

圖2 巷道斷面數(shù)值模擬模型Fig.2 Numerical simulation model of roadway section

2.2 模擬結(jié)果與分析

2.2.1 區(qū)段煤柱一側(cè)邊緣應(yīng)力分析

沿采空區(qū)一側(cè)距離下一個(gè)工作面運(yùn)輸巷道5 m位置處進(jìn)行第1次計(jì)算機(jī)數(shù)值模擬，通過增加采空區(qū)到未掘進(jìn)運(yùn)輸巷的距離來進(jìn)行多次試驗(yàn)，每次擴(kuò)展增加5 m得到區(qū)段煤柱邊緣不同寬度下同一截面，圍巖水平和垂直位移變化如圖3所示。

圖3 不同寬度護(hù)巷煤柱下圍巖位移變化Fig.3 Displacement change of surrounding rock under different width of coal pillar

可以看出，5 m時(shí)水平和垂直位移變化較均勻，距采空區(qū)3 m處時(shí)變化在4 mm左右，垂直位移和水平位移在3.5 m處重合。0 m和15 m處垂直位移不斷增大，距離采空區(qū)邊緣位置4.5～5 m內(nèi)增加速率不斷減小，由于采空區(qū)垮落巖體的垂直變形，導(dǎo)致采空區(qū)碎漲巖塊不斷壓實(shí)，采空區(qū)內(nèi)的位移變化量在不斷減小，頂板和未垮落煤段由于懸臂梁作用的斷裂產(chǎn)生回轉(zhuǎn)下沉，但由于采空區(qū)變形的不斷穩(wěn)定，對(duì)頂板的下沉有向上的支撐力，在10 m時(shí)的5 m位置和15 m的4.5 m位置以后垂直位移變化逐漸趨于穩(wěn)定。20 m的水平和垂直位移變化范圍較大，在19 mm左右，最大值和最小值也是其他3個(gè)區(qū)段的2倍左右，說明煤柱體寬度范圍過長(zhǎng)會(huì)造成應(yīng)力數(shù)值的疊加和聚集，區(qū)段煤柱里面出現(xiàn)裂隙，應(yīng)力分布不均勻，產(chǎn)生拱形疊加效應(yīng)。在5 m、10 m、15 m的3個(gè)區(qū)段的x方向位移變化相對(duì)均勻，20 m處的變化在14 mm，產(chǎn)生波浪段的不均勻增加和減小，端頭5 m左右范圍內(nèi)變化在1～4 mm，水平位移影響在一段距離內(nèi)變化起伏不大，說明區(qū)段煤柱主要是受到上覆巖體垮落產(chǎn)生的回轉(zhuǎn)下沉，在垂直方向上的圍巖位移變化，水平作用下由于采空區(qū)冒落巖體堆積壓實(shí)，產(chǎn)生的側(cè)向擠壓作用，相對(duì)于垂直方向?qū)е碌南鲁疗茐膶?duì)區(qū)段煤柱圍巖作用較小。

2.2.2 沿空側(cè)巷道圍巖模擬分析

上區(qū)段開采完畢，采空區(qū)冒落穩(wěn)定后，由于下區(qū)段巷道的挖掘又會(huì)導(dǎo)致圍巖應(yīng)力的重置，對(duì)區(qū)段煤柱的應(yīng)力分布造成影響，導(dǎo)致煤柱兩側(cè)塑性區(qū)產(chǎn)生變化。取采空區(qū)邊緣中部位置到掘進(jìn)巷道頂板位置，沿輸送巷道掘進(jìn)方向預(yù)留煤柱內(nèi)部10 m范圍內(nèi)，對(duì)此區(qū)段影響內(nèi)的煤柱體圍巖位移量最值進(jìn)行比較，繪制區(qū)段煤柱不同寬度下圍巖位移變化值表，見表2。區(qū)段煤柱范圍從5 m增至10 m，圍巖主要位移區(qū)間減小，位移最大值減小13 mm，最小值基本保持在20 mm左右。從10 m增加到15 m時(shí)，圍巖主要位移區(qū)間增大，但無論是主要位移區(qū)間變化還是最大值和最小值都保持在3 mm范圍內(nèi)；從15 m增加到20 m時(shí)，位移突然減小，兩幫和頂板下沉量急劇減小，內(nèi)部破碎兩側(cè)寬度冗長(zhǎng)，說明在5～15 m寬度內(nèi)區(qū)段煤柱進(jìn)入塑性區(qū)，但未發(fā)生破壞，核心承載區(qū)穩(wěn)定性得到控制。在10 m處的范圍變化和最值是最小的，應(yīng)該是合理的區(qū)段煤柱寬度；20 m處由于區(qū)段煤柱寬度過長(zhǎng)，可能導(dǎo)致一部分煤柱破壞，變形加劇，區(qū)段煤柱的承載性大大降低。

表2 區(qū)段煤柱不同寬度下圍巖位移Table 2 Displacement of surrounding rock under different width of section coal pillar

模擬顯示煤柱寬5～10 m時(shí)，煤柱體不存在高應(yīng)力集中區(qū)，巷道頂板受力最小。根據(jù)上述分析，結(jié)合2號(hào)煤層實(shí)際情況，考慮開采地質(zhì)因素的綜合情況，將煤柱確定為7 m凈煤柱。

3 輔助運(yùn)輸巷圍巖控制

3.1 支護(hù)方案

為確保303輔運(yùn)巷的安全使用，對(duì)303輔運(yùn)巷支護(hù)設(shè)計(jì)進(jìn)行優(yōu)化，提高巷道支護(hù)強(qiáng)度。支護(hù)方案圖如圖4所示。

圖4 輔運(yùn)巷支護(hù)方案Fig.4 Support scheme of auxiliary transportation roadway

3.1.1 頂板支護(hù)

頂板采用“錨桿+鋼筋托梁+注漿錨索+鋼帶”聯(lián)合支護(hù)。頂板錨桿選擇直徑為22 mm，長(zhǎng)為3 500 mm的螺紋鋼錨桿，每排7根，間排距為650 mm×800 mm。頂板錨索采用“三四三”布置，錨索配合T140鋼帶，錨索長(zhǎng)為10 300 mm，直徑為21.8 mm，錨索間排距為1 200 mm×1 600 mm。

3.1.2 側(cè)幫部支護(hù)

幫部支護(hù)采用“高強(qiáng)錨桿+注漿錨桿+防腐錨索”聯(lián)合布置，高強(qiáng)錨桿長(zhǎng)為3 500 mm，直徑為22 mm，每排5根，間排距為800 mm×800 mm。煤柱側(cè)注漿錨桿采用直徑為40 mm，長(zhǎng)為3 000 mm的錨注管，每排4根，間排距為800 mm×800 mm；采面?zhèn)炔捎弥睆綖?8 mm，長(zhǎng)為2 600 mm的超強(qiáng)防腐鋼索，每排3根，間排距為800 mm×800 mm。

3.2 效果分析

根據(jù)303輔運(yùn)巷內(nèi)頂?shù)装逦灰朴^測(cè)儀觀測(cè)數(shù)據(jù)統(tǒng)計(jì)與分析，巷道內(nèi)目前布置7個(gè)頂?shù)装逦灰朴^測(cè)儀，測(cè)點(diǎn)觀測(cè)數(shù)據(jù)隨時(shí)間變化逐漸趨于平穩(wěn)。以4號(hào)測(cè)點(diǎn)為例，開始時(shí)間段頂?shù)装逡平坑^測(cè)數(shù)據(jù)為126.1 mm，30 d后頂?shù)装逡平坑^測(cè)數(shù)據(jù)為132.4 mm，30 d后巷道總移近量為6.3 mm；5號(hào)測(cè)點(diǎn)開始安裝頂?shù)装逡平坑^測(cè)儀時(shí)觀測(cè)數(shù)據(jù)為19.7 mm，30 d后頂?shù)装逡平坑^測(cè)數(shù)據(jù)為70 mm，30 d后巷道總移近量為50.3 mm。觀測(cè)結(jié)果表明，支護(hù)效果較好，巷道處于基本穩(wěn)定狀態(tài)，圍巖能夠得到有效控制。同時(shí)，護(hù)巷煤柱由35 m縮減到7 m，回收了大量的煤柱資源，提高了煤炭的采出率，增加了較好的利潤(rùn)。

4 結(jié)論

(1)根據(jù)黃陵二號(hào)煤礦地質(zhì)條件，在煤柱雙側(cè)塑性理論計(jì)算基礎(chǔ)上借助MIDAS/GTS數(shù)值模擬軟件，確定了303工作面護(hù)巷煤柱理論寬度為7 m。

(2)輔運(yùn)巷支護(hù)頂板采用“錨桿+鋼筋托梁+注漿錨索+鋼帶”，幫部采用“高強(qiáng)錨桿+注漿錨桿+防腐錨索”的聯(lián)合支護(hù)方式可以較好地控制圍巖變形。