殷 聰 張仁同 郭 亮 李中偉
(1.兗州煤業(yè)股份有限公司;2.兗煤菏澤能化趙樓煤礦;3.陜西時代能源化工有限公司;4.天地科技股份有限公司)
天池煤礦開采15#煤,煤層厚度為3.3~5.6 m,煤層平均傾角為9°,煤層強度低,普氏硬度系數f<1,工作面間煤柱尺寸為6 m。煤層強度低,再加上巷道受臨近工作面采空影響,掘進期間小煤柱巷道兩幫移近量超過0.5 m,回采期間接近2 m,底鼓量1 m 以上,巷道多數地段需要刷幫起底,嚴重影響了工作面的正常回采。目前對軟煤小煤柱巷道支護的研究較少[1-5]。本研究在分析巷道變形機理的基礎上,提出了軟弱煤層小煤柱巷道支護技術,并進行現場試驗。
604 工作面地面標高為+1 475~+1 669 m,井下標高為+1 122~+1 085.3 m,604 回風順槽距602 工作面采空區(qū)凈煤柱6 m,如圖1 所示。15#煤以亮煤、鏡煤為主,其次為暗煤。煤層直接頂為中砂巖,厚度為5.86 m,普氏硬度系數f>7。基本頂為k2 灰?guī)r,厚度為5.84 m。
本礦以往的小煤柱巷道主要采取的支護方式:頂板采用錨網索+鋼帶支護,幫部采用錨網索+鋼筋托梁支護,具體支護參數如下。
(1)頂板采用φ22 mm×2 200 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨桿間排距為700 mm×850 mm,采用4 500 mmT 型鋼帶組合錨桿。錨索規(guī)格為φ22 mm×6 500 mm,錨索間排距為2 800 mm×2 550 mm。
(2)兩幫采用φ20 mm×2 200 mm 的全螺紋鋼錨桿,幫部錨桿間排距為800 mm×850 mm,采用φ12 mm 鋼筋梯組合錨桿,幫部中間施工一根φ17.8 mm×4 000 mm 錨索,排距為2 550 mm,與錨桿同排布置在鋼筋托梁上。
(3)采用菱形網護頂和幫,菱形網為8#鍍鋅鐵絲編制,每孔網格為65 mm×65 mm,頂網規(guī)格為5 200 mm×1 000 mm,幫網規(guī)格為3 700 mm×1 000 mm。
在上述支護方式下巷道回采幫移近量為884 mm,沿空幫移近量為1 125 mm,頂板下沉量為21 mm,底板底鼓量為1 125 mm。如604 工作面回風順槽采用上述支護方式,也面臨巷道變形嚴重、影響工作面正?;夭傻碾y題,為此,需要研究新的巷道圍巖控制技術。
小煤柱巷道變形量大的主要原因是鄰近工作面采空后,側向頂板形成的巖梁結構會使煤體內的應力分布與原巖應力分布差別極大,小煤柱巷道變形主要與鄰近工作面采空后引起的垂直應力變化有關。為此,采用數值模擬的手段研究602工作面采空后604工作面方向煤體內的側向垂直應力分布情況,了解煤體內的應力分布特征,為巷道變形機理分析提供依據。參照天池煤礦提供的地質資料,建立FLAC3D模型,模型的尺寸為210 m×30 m×50 m。FLAC3D數值模型如圖2所示。
602工作面回采后,604工作面煤體內的側向垂直應力分布情況如圖3所示,從圖中可以得出以下結論:
(1)受602工作面回采的影響,604工作面方向煤體內的垂直應力分布情況與原巖狀態(tài)下有明顯的不同,602 工作面采空后,距采空區(qū)2.5 m 位置側向垂直應力達26.31 MPa,原巖應力為14.04 MPa,峰值應力集中系數為1.87。
(2)距602 采空區(qū)6 m 處側向垂直應力為18.17 MPa,應力集中系數為1.29,距602 采空區(qū)15 m 位置側向垂直應力降至17.41 MPa,應力集中系數為1.24。距602 采空區(qū)越遠,應力集中系數越低,圍巖應力逐漸向原始狀態(tài)靠近,距602 采空區(qū)60 m 時圍巖降低到原巖應力水平,602 工作面回采側向擾動范圍約為60 m。
綜上所述,自距602 工作面采空區(qū)2.5 m 處垂直應力達峰值后,隨著距采空區(qū)距離增加,巷道垂直應力逐漸降低,如果選擇大的煤柱尺寸,巷道維護難度降低,但是資源浪費嚴重,6 m 煤柱處垂直應力集中系數為1.29,巷道維護難度較高。
依據上述巷道地質條件、支護情況和采空區(qū)側向垂直應力分布情況,結合現有巷道圍巖控制技術研究成果,分析巷道變形機理如下。
(1)側向支承壓力與超前采動應力疊加影響。上個工作面回采后產生的工作面?zhèn)认蛑С袎毫捅竟ぷ髅婊夭僧a生的超前采動應力的疊加影響,導致巷道變形劇烈。天池小煤柱沿空巷道掘進后,巷道兩幫即發(fā)生500 mm 左右的變形,工作面回采進一步加劇了巷道的變形,導致回采期間巷道兩幫移近量接近2 m。
(2)工作面?zhèn)认蝽敯褰Y構導致高應力與大變形。巷道頂板存在較厚的k2 灰?guī)r,灰?guī)r強度較高。從頂板巖層運動規(guī)律可知,上工作面回采后將在煤柱側形成懸臂梁結構,此厚層灰?guī)r形成的結構將大大增加小煤柱沿空巷道的應力及變形。
(3)小煤柱側幫錨桿錨固力不足。在604 工作面回風順槽小煤柱側幫拉拔3 根錨桿,錨固力為20~90 kN,說明錨桿錨固深度不足,錨固段處于巷道圍巖破碎區(qū)內,錨桿錨索難以生根,錨桿的支護能力沒有充分發(fā)揮,導致小煤柱側幫錨桿基本沒有支護強度。
(4)實體煤側幫初期支護強度不足。604 工作面回風順槽實體煤側幫拉拔3 根錨桿,錨固力均在157 kN 以上,能達到錨桿的屈服載荷。可見實體煤側幫錨桿錨固力較好,但是由于錨桿初始預緊力低,且錨索初始張拉力不足,導致巷道初期支護強度低,難以控制巷道變形。
(5)護表構件強度和剛度低。幫部護表構件為鋼筋托梁和金屬網,護表強度和剛度均不足,不能有效地把錨桿的預緊力和工作阻力擴散到距錨桿較遠處的圍巖中,導致錨桿支護作用范圍有限,不能有效地控制距錨桿較遠處巷道圍巖的變形破壞。
根據巷道變形分析結論,結合最新的錨桿、錨索支護研究成果,提出巷道支護方案如下。
錨桿桿體為φ22 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋,屈服強度為500 MPa,長度為3 000 mm,螺紋長度為150 mm,桿尾螺紋為M24,沖擊吸收功不低于40 J。使用2 支樹脂錨固劑,鉆頭直徑為30 mm。采用方形帶拱高強度托盤,配套調心球墊和減阻尼龍墊圈,托盤尺寸為100 mm×100 mm×10 mm。φ4 mm 鋼筋網護頂。T型鋼帶組合錨桿,寬140 mm,高20 mm,中間厚10 mm,凸臺寬56 mm,長4 700 mm,孔間距900 mm。錨桿排距900 mm,每排6根錨桿,間距900 mm。錨桿預緊扭矩要達到400 N·m,但不能超過550 N·m。
錨索材料為φ21.8 mm、1×19 股高強度低松弛預應力鋼絞線,最大力總延伸率不小于5.0%,長度為6 500 mm,鉆頭直徑為30 mm,采用3 支樹脂藥卷,1 卷CKb2350 和2 卷CKa2360。錨索為“二一二”布置,間距為2 800 mm,排距為2 700 mm。全部垂直巷道頂板打設,錨索張拉至250 kN。
錨桿桿體為φ22 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋,屈服強度為500 MPa,長度為3 000 mm,螺紋長度為150 mm,桿尾螺紋為M24,沖擊吸收功不低于40 J。使用2 支樹脂錨固劑,鉆頭直徑為30 mm。采用方形帶拱高強度托盤,配套調心球墊和減阻尼龍墊圈,托盤尺寸為100 mm×100 mm×10 mm。φ4 mm 鋼筋網護幫,T 型鋼護板配套錨桿,中間厚10mm,長350 mm,寬230 mm。錨桿排距為900 mm,每排5根錨桿,間距為900 mm。錨桿預緊扭矩要達到400 N·m,但不能超過550 N·m。
錨索形式和規(guī)格:錨索為φ21.8 mm、1×19 股鋼絞線,最大力延伸率不小于5.0%,長度為6 500 mm(小煤柱幫4 m),鉆頭直徑為30 mm,采用3 支樹脂藥卷,1 卷CKb2350 和2 卷CKa2360。錨索托盤為300 mm×300 mm×16 mm 高強度托板,配調心球墊和讓壓環(huán)。錨索“二二”布置,間距1 500 mm,排距1 800 mm。全部垂直巷道幫部打設,錨索張拉至200 kN。巷道支護方案如圖4所示。
巷道掘進50 m后進行了巷道表面位移監(jiān)測,結果如圖5所示,巷道頂板下沉量不到10 mm,兩幫移近量為226 mm,距掘進工作面迎頭約60 m 位置兩幫移近量開始保持穩(wěn)定。新支護方案下兩幫移近量較原支護方案降低50%以上,巷道支護效果有了顯著改善。
(1)天池煤礦小煤柱巷道變形機理是上個工作面回采后產生的工作面?zhèn)认蛑С袎毫捅竟ぷ髅婊夭僧a生的超前采動應力的疊加影響,導致巷道圍巖應力劇烈增加,再加上錨桿、錨索支護范圍小和護表構件剛度低,導致巷道支護強度不足以抵抗巷道圍巖變形力。
(2)通過加長錨桿(索)長度、提高錨桿(索)預緊力、采用鋼筋網和T 鋼護板護表的新型支護方式,試驗表明,巷道兩幫移近量較原支護方案降低50%以上,較好地解決了天池煤礦軟弱煤層小煤柱巷道變形量大的難題。