莊晉
【摘 要】 文章針對(duì)近距離煤層采空區(qū)下巷道支護(hù)問題,采用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用等手段確定了合理支護(hù)參數(shù)。研究表明:距殘留煤柱一定距離上煤層采空區(qū)下方為應(yīng)力降低區(qū),下煤層巷道應(yīng)該布置在該區(qū)域; 采用Φ20m×2000mm高強(qiáng)螺紋錨桿加固巷道頂板,間排距為1400mm×1500mm;巷道最大頂板下沉量和兩幫移近量分別為120mm和650mm,合理的支護(hù)參數(shù)有效減小了回風(fēng)巷圍巖變形量。
【關(guān)鍵詞】 近距離;煤柱;采空區(qū);錨桿支護(hù)
【中圖分類號(hào)】 TD353 【文獻(xiàn)標(biāo)識(shí)碼】 A
【文章編號(hào)】 2096-4102(2019)06-0016-02
近距離煤層開采時(shí),上煤層采空區(qū)會(huì)破壞下煤層的完整性,同時(shí),上煤層殘留的區(qū)段煤柱也會(huì)影響下煤層巷道圍巖的應(yīng)力分布。眾多學(xué)者對(duì)近距離煤層開采下煤層巷道合理布置和支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了大量研究,普遍認(rèn)為下煤層巷道布置在區(qū)段煤柱應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),可以提高巷道掘進(jìn)的安全性。但實(shí)踐表明,即使下煤層巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),同樣會(huì)受到礦壓影響產(chǎn)生較大的變形破壞,影響巷道的安全掘進(jìn)。因此,下煤層巷道不僅要布置在合理位置,還要加強(qiáng)支護(hù),提高巷道的穩(wěn)定性。
1工作面概況
某礦3#、9#和15#礦的煤厚度分別為1.52m、6.31m、2.62m,3#礦位于9#礦上方約60m,9#礦位于15#礦上方約28m。153301工作面為一五三盤區(qū)首采面,工作面地面標(biāo)高843-972m,走向長度669.5m,傾向長度136m。工作面上方約28m為97301、97302工作面采空區(qū),上方約88m為小煤窯采空區(qū)。153301工作面受9#礦區(qū)段煤柱的影響,兩巷局部區(qū)域圍巖出現(xiàn)變形破壞,尤其是靠煤壁一側(cè)破壞情況更為嚴(yán)重。
2煤柱底板應(yīng)力分析
上煤層工作面回采后會(huì)使頂板和兩幫的應(yīng)力逐漸向底板傳遞,造成工作面底板形成應(yīng)力集中。由于相鄰煤層之間存在殘留煤柱,底板應(yīng)力會(huì)向殘留煤柱傳遞,應(yīng)力逐漸在煤柱形成集中區(qū)。煤柱下方受集中應(yīng)力的影響形成應(yīng)力增高區(qū),反而距殘留煤柱一定距離的采空區(qū)下形成應(yīng)力降低區(qū),在該區(qū)域布置下煤層工作面回采巷道,能夠提高巷道的穩(wěn)定性,減小圍巖變形破壞程度。殘留煤柱底板應(yīng)力圖如圖1所示。
上煤層工作面回采后,頂板垮落后充填采空區(qū),但是采空區(qū)邊緣位置上覆巖層深入煤柱和前方煤體,使上覆巖層出現(xiàn)長時(shí)間懸頂狀態(tài),導(dǎo)致上覆巖層的重力傳遞至煤柱和工作面前方煤體,在該區(qū)域應(yīng)力出現(xiàn)集中,形成應(yīng)力增高區(qū)。隨著集中的應(yīng)力不斷增加,煤柱由彈性狀態(tài)轉(zhuǎn)化為塑性狀態(tài),煤柱承載能力降低。下煤層巷道掘進(jìn)受破碎煤柱應(yīng)力的影響,巷道圍巖易出現(xiàn)變形。
3下煤層巷道支護(hù)數(shù)值模擬
3.1模擬方案
采用FLAC3D模擬153301工作面回風(fēng)巷采用不同支護(hù)參數(shù)時(shí)巷道垂直位移和水平位移,得到近距離煤層回風(fēng)巷最優(yōu)支護(hù)參數(shù)。根據(jù)工作面巖層性質(zhì)設(shè)定模型參數(shù),建立200m×200m×146m模型,模型上方施加3.8MPa應(yīng)力荷載。模型各巖層力學(xué)參數(shù)如表1所示。
3.2模擬結(jié)果分析
采用FLAC3D模擬153301工作面回風(fēng)巷頂板錨桿間距1400mm,排距為1500mm、1600mm、1700mm;兩幫錨桿排距1600mm,每排每幫3根(間距1.1m)和每排每幫2根(間距1.4m)錨桿時(shí)回風(fēng)巷垂直位移和水平位移變化量,得到最優(yōu)支護(hù)參數(shù)。
(1)垂直位移分析(如圖2)
由圖2可知,相同排距下兩幫各打兩根和三根錨桿巷道垂直位移基本相同,在此條件下,幫部支護(hù)強(qiáng)度對(duì)頂?shù)装逡平坑绊懖淮蟆?/p>
當(dāng)頂板錨桿排距為1500mm時(shí),153301工作面回風(fēng)巷最大頂板下沉量和底鼓量分別為0.008m、0.018m,可以看出,巷道以底鼓變形破壞為主,但變形量相對(duì)較小;當(dāng)排距增加至1600mm時(shí),最大頂板下沉量和底鼓量分別為0.01m、0.024m,與排距1500mm相比,位移略有增加,但變形仍然較小;排距進(jìn)一步增加至1700mm時(shí),巷道頂?shù)装逡平棵黠@增加,頂板最大下沉量達(dá)0.015m,為排距1600mm變形量的1.57倍,巷道發(fā)生明顯底鼓,最大底鼓量達(dá)到0.05m,為排距1600mm底鼓量的2倍。模擬結(jié)果說明,排距1500mm、1600mm支護(hù)效果較好,且相差不大;排距1700mm巷道頂?shù)装逡平棵黠@增加,尤其底鼓量較大,巷道支護(hù)效果較差。
(2)水平位移分析(如圖3)
由圖3可知,排距相同時(shí),兩幫各打三根錨桿進(jìn)行支護(hù)時(shí),其兩幫位移量小于兩幫各打兩根錨桿,但差別不大,位移量僅減小1~2cm。
當(dāng)頂板錨桿排距為1500mm時(shí),兩幫側(cè)向位移各為0.06m,說明巷道兩幫變形得到有效控制;當(dāng)排距增加至1600mm時(shí),兩幫側(cè)向位移為0.07m,與排距1500mm相比,位移略有增加,但變形仍然較小;排距進(jìn)一步增加至1700mm時(shí),兩幫變形量明顯增加,達(dá)到0.12mm,為排距1600mm變形量的1.7倍。模擬結(jié)果說明,排距1500mm、1600mm支護(hù)效果較好,且相差不大;排距1700mm兩幫側(cè)向位移量較大。
4下煤層巷道支護(hù)參數(shù)確定
153301工作面回風(fēng)巷頂幫采用錨網(wǎng)索支護(hù)的方式,根據(jù)FLAC3D模擬結(jié)果,確定錨桿、錨網(wǎng)、錨索的參數(shù),如表2所示。
5效果檢驗(yàn)
在殘留煤柱應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)掘進(jìn)153301工作面回風(fēng)巷,并采用錨索加固巷道,通過在巷道頂板和兩幫設(shè)置監(jiān)測(cè)點(diǎn),監(jiān)測(cè)圍巖變形量來驗(yàn)證支護(hù)效果。通過4個(gè)月監(jiān)測(cè)后,巷道最大頂板下沉量和兩幫移近量分別為120mm和650mm。巷道圍巖變形得到了有效的控制,因此可以得出,合理掘進(jìn)位置和支護(hù)有效減小了回風(fēng)巷圍巖變形量。
6結(jié)論
以153301工作面回風(fēng)巷為研究對(duì)象,理論分析了區(qū)段煤柱底板應(yīng)力情況,可知在距殘留煤柱一定距離的上煤層采空區(qū)下為應(yīng)力降低區(qū),下煤層巷道應(yīng)當(dāng)布置在該位置,才能提高巷道穩(wěn)定性。
采用FLAC3D分別模擬頂板錨桿間距1400mm,排距為1500mm、1600mm、1700mm;兩幫錨桿排距1600mm,每排每幫3根和每排每幫2根錨桿巷道垂直位移和水平位移變化量,根據(jù)模擬結(jié)果確定了巷道錨網(wǎng)索支護(hù)參數(shù)。并布置監(jiān)測(cè)點(diǎn)監(jiān)測(cè)回風(fēng)巷圍巖變形量,根據(jù)監(jiān)測(cè)結(jié)果可知,合理掘進(jìn)位置和支護(hù)有效減小了回風(fēng)巷圍巖變形量。
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