煤峪口礦極近距離下位煤層回采巷道支護(hù)技術(shù)研究

王 振,楊亞威,楊永康

(1.大同煤礦集團(tuán)有限責(zé)任公司 馬道頭煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 大同 037000;2.太原理工大學(xué) 采礦工藝研究所,太原 030024)

1 工程概況

同煤集團(tuán)煤峪口礦井田平面形狀呈馬鞍型,井田內(nèi)總的地勢(shì)為北部高南部低,最高點(diǎn)位于井田東北部山梁,標(biāo)高+1 490.29 m,最低點(diǎn)位于井田東南部溝谷內(nèi),標(biāo)高+1 057.32 m,相對(duì)高差+432.97 m。煤峪口礦目前已有90多年的開(kāi)采歷史,現(xiàn)階段礦井生產(chǎn)規(guī)模90萬(wàn)t/a;礦井設(shè)計(jì)可采儲(chǔ)量12 127萬(wàn)t,礦井服務(wù)年限72.2 a。煤峪口礦井田范圍內(nèi)主要可采煤層有2號(hào)、3號(hào)、7號(hào)、9號(hào)、11號(hào)、12號(hào)和14號(hào)煤層,其中401盤(pán)區(qū)東部11號(hào)和12號(hào)煤層為合并層,14號(hào)煤層為極近距離煤層開(kāi)采,兩層層間距為1.50 m～14.8 m。上層11-12號(hào)合并層410盤(pán)區(qū)為厚煤層開(kāi)采,全部開(kāi)采結(jié)束現(xiàn)已封閉;下層14號(hào)煤層410盤(pán)區(qū)為中厚煤層開(kāi)采,煤層厚度為2.40 m～3.79 m,煤層傾角3°～5°,現(xiàn)正在回采,下層工作面巷道內(nèi)錯(cuò)于上層工作面巷道。14號(hào)煤層的81012工作面與上層采空區(qū)間距為1.5 m～4.0 m,層間距平均2.6 m,81012運(yùn)輸巷內(nèi)錯(cuò)8710運(yùn)輸巷30 m布置[1],煤層直接頂為泥巖,直接底為粉細(xì)砂巖互層,81012工作面巷道布置詳情見(jiàn)圖1。現(xiàn)有的礦井生產(chǎn)情況表明,在距離上層采空區(qū)小于5 m的回采巷道內(nèi),工作面回采期間易出現(xiàn)明顯冒頂現(xiàn)象,導(dǎo)致斷面收縮嚴(yán)重,將嚴(yán)重威脅工作面的安全生產(chǎn),且81012工作面與上層采空區(qū)距離更近,為避免該工作面回采期間出現(xiàn)此類問(wèn)題,本文針對(duì)煤峪口礦81012工作面具體的地質(zhì)條件下的巷道支護(hù)展開(kāi)研究。

圖1 81012工作面巷道布置剖面圖Fig.1 Roadway layout profile in 81012 working face

2 81012工作面回采巷道圍巖賦存特點(diǎn)分析

煤峪口礦11-12號(hào)合并層工作面回采,將對(duì)14號(hào)煤層頂板巖層造成一定程度的破壞,為具體分析11-12號(hào)煤層采空區(qū)下回采巷道的圍巖特征,采用滑移線場(chǎng)理論具體計(jì)算11-12號(hào)合并煤層8710工作面回采對(duì)于底板的破壞深度。8710工作面采用長(zhǎng)壁式開(kāi)采,工作面前方會(huì)形成一定范圍內(nèi)的應(yīng)力集中,即超前支承壓力,支承壓力通過(guò)工作面前方的煤壁傳遞到底板,工作面附近底板由于應(yīng)力集中程度過(guò)高將發(fā)生破壞[2]?；凭€場(chǎng)理論模型見(jiàn)圖2。

圖2 支承壓力作用下底板破壞深度計(jì)算模型Fig.2 Calculation model of floor failure depth under bearing pressure

滑移線場(chǎng)底板破壞深度理論計(jì)算:

(1)

式中:H為工作面埋深, m;C為煤層粘聚力,MPa;f為煤層摩擦系數(shù);γ為頂板巖層容重, kN/m3;M為煤層厚度,m;K為工作面前方煤巖體內(nèi)垂直應(yīng)力集中系數(shù);φ為內(nèi)摩擦角,°;ξ為底板巖層三軸應(yīng)力系數(shù);Pi為工作面液壓支架對(duì)頂煤壁的支撐強(qiáng)度,MPa;φf(shuō)為底板巖層內(nèi)摩擦角,°。

煤峪口礦11-12號(hào)合并煤層8710工作面平均埋深為340 m,工作面平均煤厚為7.8 m,通過(guò)實(shí)驗(yàn)室?guī)r石力學(xué)實(shí)驗(yàn)及礦方提供的相關(guān)資料可得:11-12號(hào)煤內(nèi)摩擦角φ=23.4°,摩擦系數(shù)f=0.2;工作面前方應(yīng)力集中系數(shù)為2.59,煤體內(nèi)聚力為1.19 MPa,底板泥巖的內(nèi)摩擦角為28°,三軸應(yīng)力系數(shù)為2.46,工作面綜放支架對(duì)煤壁的支撐力為0,8710工作面上覆巖層平均容重取25 kN/m3。將以上參數(shù)帶入式(1)計(jì)算可得,11-12號(hào)煤層8710工作面開(kāi)采對(duì)底板最大破壞深度為26.5 m,由此可知,81012運(yùn)輸巷受到上層工作面回采的影響,其圍巖的完整性和強(qiáng)度均受到影響。由于8710工作面采動(dòng)對(duì)于底板巖層的損傷破壞,81012運(yùn)輸巷圍巖的整體性和強(qiáng)度受到很大影響,巷道自穩(wěn)能力很差,頂板裂隙發(fā)育,兩幫煤體強(qiáng)度較低,常規(guī)錨梁網(wǎng)支護(hù)在頂板層間距很小的情況下難以有效控制巷道變形。

3 81012運(yùn)輸巷圍巖控制原理

通過(guò)以上分析可知,81012運(yùn)輸巷頂板屬于極薄破碎型頂板,兩幫為松軟破碎煤體,在巷道掘進(jìn)期間,巷道頂板會(huì)在巖層自重的張拉作用下形成松脫層,巷道寬度越大,頂板巖層受拉越為嚴(yán)重,且矩形斷面條件下,兩幫極易出現(xiàn)片幫、塌幫等現(xiàn)象,因此對(duì)81012運(yùn)輸巷斷面進(jìn)行優(yōu)化,將原設(shè)計(jì)的矩形斷面改為梯形斷面,優(yōu)化后頂板跨度由4 200 mm減小為4 000 mm,降低頂板和兩幫的控制難度,也有利于安裝梯形棚。81012運(yùn)輸巷圍巖特征和支護(hù)原理見(jiàn)圖3。

3-a 圍巖特征

3-b 煤巷強(qiáng)幫護(hù)頂控制原理圖3 81012運(yùn)輸巷圍巖特征和支護(hù)原理Fig.3 Surrounding rock characteristics and supporting principle in 81012 transportation roadway

將81012運(yùn)輸巷的斷面優(yōu)化為梯形,根據(jù)其圍巖特征提出強(qiáng)化幫部減跨穩(wěn)頂?shù)闹ёo(hù)原理,該原理的核心[3-4]為:通過(guò)提高巷道兩幫的支護(hù)強(qiáng)度來(lái)提升其支撐上覆巖層的能力,保證兩幫煤體的整體性,從而提高頂板支護(hù)的剛度,減小煤巷幫部極限平衡區(qū)寬度、頂板等效跨度、頂板變形量,使巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)形成合理耗能機(jī)制,提高巷道圍巖的整體穩(wěn)定性?；谠摾碚撎岢鲆詮?qiáng)化兩幫為主的錨棚、桁架聯(lián)合支護(hù)方式。

4 極近距離下部煤層開(kāi)采巷道控制技術(shù)應(yīng)用

煤峪口礦81012運(yùn)輸巷與上層采空區(qū)間巖層平均厚度為2.6 m,巷道斷面優(yōu)化為梯形,采用錨架棚、桁架聯(lián)合支護(hù)方式,沿14號(hào)煤層底板掘進(jìn),支護(hù)方案如下:

1)梯形棚,梯形鋼棚由礦用11號(hào)工字鋼加工組合而成,上部頂梁長(zhǎng)度為4.0 m,兩側(cè)棚腿長(zhǎng)度為3.5 m,棚腿底部墊塊采用尺寸為長(zhǎng)×寬×高=300 mm×300 mm×10 mm的正方體鋼板,頂梁與棚腿連接處焊制鋼板擋塊,鋼棚排距為900 mm。

2)頂板錨網(wǎng)+桁架支護(hù),頂板錨桿采用Φ22 mm×1 400 mm的左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿,每排三根,沿巷道中心線對(duì)稱布置,間距為875 mm,錨桿采用規(guī)格為K2335和Z2350的樹(shù)脂藥卷各一卷加長(zhǎng)錨固,預(yù)緊扭矩不小于400 N·m;頂板錨索采用Φ15.24 mm×4 800 mm的預(yù)應(yīng)力鋼絞線,錨索布置在巷道的肩角處,間距為3 500 mm,錨索安裝時(shí)與水平方向的夾角約為30°,錨固劑采用K2335藥卷一支和Z2360藥卷兩支,錨索預(yù)緊力不小于200 kN;桁架錨索和錨桿共用一套鋼帶,鋼帶為3.8 m長(zhǎng)的W型鋼帶,一帶5孔,每排中間3孔為錨桿孔,兩外側(cè)孔為桁架錨索孔,錨桿、錨索排距為900 mm,頂板金屬網(wǎng)采用Φ8 mm的鋼筋加工而成,網(wǎng)孔為邊長(zhǎng)100 mm的正方形。

3)兩幫錨桿支護(hù),兩幫錨桿和頂板錨桿規(guī)格相同,兩幫每排布置4根,靠近底板的錨桿沿水平方向施工,其余3根錨桿均垂直煤壁施工,最上部一排埋管距離頂板400 mm,錨桿間排距為1 000 mm×900 mm,采用由Φ6.5 mm冷拉鐵絲編制的菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫。81012運(yùn)輸巷支護(hù)詳情見(jiàn)圖4。

4-a 支護(hù)斷面圖

4-b 頂板支護(hù)圖4 81012運(yùn)輸巷支護(hù)詳情Fig.4 Supporting in 81012 transportation roadway

5 現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用效果

為檢驗(yàn)煤峪口礦81012運(yùn)輸巷采用錨架棚、桁架聯(lián)合支護(hù)的圍巖控制效果,在81012運(yùn)輸巷掘進(jìn)和81012工作面回采期間,設(shè)立圍巖位移觀測(cè)點(diǎn)[5],整理后結(jié)果見(jiàn)圖5。

由圖5-a所示的現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果可知,81012運(yùn)輸巷掘巷完成后,兩幫移近量最大為22 mm,頂?shù)装逡平孔畲鬄?7 mm,巷道圍巖穩(wěn)定性良好;由圖5-b所示的現(xiàn)場(chǎng)礦壓觀測(cè)結(jié)果可知,81012運(yùn)輸服務(wù)期間,兩幫移近量最大為350 mm,頂?shù)装逡平孔畲鬄?15 mm,能夠滿足工作面正常安全生產(chǎn)的斷面需求,取得了良好的支護(hù)效果。

5-a 掘進(jìn)期間

5-b 工作面回采期間圖5 圍巖位移監(jiān)測(cè)結(jié)果Fig.5 Displacement monitoring results of surrounding rocks

6 結(jié)論

通過(guò)對(duì)煤峪口礦81012工作面具體地質(zhì)和開(kāi)采技術(shù)條件的理論分析和數(shù)值計(jì)算表明,上層11-12號(hào)合并煤層8710工作面回采對(duì)底板損傷破壞的深度可達(dá)26.5 m,81012運(yùn)輸巷圍巖完整性和強(qiáng)度受到很大影響。根據(jù)其圍巖破壞特征,提出強(qiáng)化幫部減跨穩(wěn)頂?shù)闹ёo(hù)原理,設(shè)計(jì)采用錨架棚、桁架聯(lián)合支護(hù)方式?，F(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用過(guò)程中通過(guò)圍巖位移監(jiān)測(cè)表明,81012運(yùn)輸巷掘進(jìn)期間,兩幫移近量最大為22 mm,頂?shù)装逡平孔畲鬄?7 mm,工作面回采期間,兩幫移近量最大約為350 mm,頂?shù)装逡平孔畲鬄?15 mm,巷道圍巖變形有效的控制在合理的范圍內(nèi),取得良好的支護(hù)效果。