吴 涛
(山西乡宁焦煤集团通合煤业有限公司,山西 乡宁 042100)
通合煤业202 工作面位于一采区,工作面南侧为201 采空区,其余邻近区域均为实体煤。202 工作面走向长度1479 m,倾斜长度为128 m。工作面开采2#煤层下分层,煤层上分层厚度为2 m,上分层区域基本全部采空,局部区域留有护巷煤柱;2#煤层下分层均厚为2.3 m,平均倾角为15°。2#煤层顶底板岩层特征如图1。
图1 2#煤层顶底板岩层柱状图
202 工作面采用综合机械化放顶煤开采,工作面采高2.5 m,放煤2.8 m,循环进度0.6 m。由于上分层大部分已采空,中下分层回采遇煤柱时,压力增大,为保障巷道围岩稳定,特进行研究分析。
根据202 综放工作面回采巷道的赋存特征,结合顶分层的破坏特征,总结巷道布置特征如下:
(1)巷道沿2#煤层底板布置,顶板为已受采动影响的松软2#煤中分层,其上为上分层无序破坏后的上分层垮落顶板或上分层遗留的煤柱,压力分布不均衡。
(2)巷道顶底板产生强拉应力区,易造成巷道顶板冒顶,底板底鼓,因此对巷道支护强度和维护有较高的要求。
(3)巷道使用期间,存在底板治理困难的特征,由于巷道掘进沿松软煤层底板掘进,巷道顶板及两帮承载能力均较低,会导致力会大范围传递至底板区域,进而出现强烈的底鼓破坏。
(4)2#煤层下分层厚约2.3 m,下分层与中分层之间有一层厚度10~60 cm的泥岩夹矸,随掘随垮,因此掘进断面不易过高。
在巷道断面选择时,为充分保障回采巷道围岩的稳定,选择巷道断面为梯形[1-3];巷道高度在设计时,在满足机电设备的同时还不能过高导致出现上分层漏顶现象。综合上述分析取巷道净高为2.6 m。巷道宽度确定时,考虑顺槽巷道两帮受水平压力影响及其使用要求,确定巷道下口宽为4.5 m。
受2#煤上分层破碎顶板的影响,采用锚杆锚索等主动支护已不现实,结合上述巷道特征确定巷道采用工字钢棚支护。对于梯形巷道而言,其所选用的刚性金属支架主要为矿用工字钢,根据工程类比的分析方法[4-7],确定选择12号矿用工字钢进行支护。
根据巷道围岩赋存情况及支护方式的初步分析结果,确定202 综放工作面回采巷道沿2#煤层底板掘进,巷道断面为梯形,断面尺寸顶宽3700 mm、底宽4500 mm、巷高2600 mm。支护采用架棚支护,具体支护方案如下:
(1)梯形棚。梯形棚采用12 号工字钢,顶梁和棚腿长分别为4000 mm、2650 mm,棚距700 mm。(2)金属网。采用12#铁丝编制的金属网,规格为长×宽=8 m×1.2 m。(3)背板。采用木背板,规格为长×宽×厚=1000 mm×200 mm×30 mm的木背板。(4)撑杆。采用规格为长×厚=600 mm×50 mm 的木撑杆,间距700 mm 布置。(5)拉杆。采用规格为长×厚=3000 mm×40 mm 的木拉杆,布置在距底板1.5 m 的位置处,通过拉杆将棚架连接为一个整体。(6)地梁地锚。采用长×直径=100 mm×30 mm 的钢钉布置在底板棚腿位置处,起到固定架腿的目的。具体巷道支护方式如图2。
图2 巷道支护断面示意图(mm)
巷道掘进过断层、松软煤层区域时,采用超前注浆加固的方式进行超前支护,注浆钻孔直径为35 mm,长度为20 m,间距为600 mm,钻孔与煤壁成15°夹角布置,具体注浆钻孔布置方式如图3。注浆材料采用 FSS-化学加固材料(无机加固料),该加固材料由A/B 组分组成,施工时A/B 组分按1:1混合。
图3 注浆钻孔布置示意图(m)
为有效验证202 综放工作面回采巷道采用梯形棚支护的可行性,采用FLAC3D模拟软件进行模拟分析。基于工作面特征,数值模型中工作面宽度取100 m,顺槽宽4.5 m,两侧各留50 m 实体煤,模型宽209 m,工作面推进方向取100 m,高度方向取36.8 m,建立的模型尺寸:209 m×100 m×36.8 m,共计节点394 383 个,单元374 400 个。模型左右及前后的横向位移设置为零,模型顶部施工等效自重载荷,重力加速度取为9.81 m/s2,底部位移设置为零。
202 工作面两顺槽开挖后,采用12 号工字钢构建梯形棚对棚支护,两架梯形棚为一组,架棚排距为700 mm。计算平衡后,巷道围岩垂直应力、位移及塑性区分布如图4。
图4 围岩应力及塑性区分布图
分析图4 可知,巷道的开挖在其顶底板范围形成一个卸压拱,在巷道两帮及顶底板肩角处形成垂直应力集中带,峰值应力7.5~8.35 MPa。根据位移云图可知,巷道掘进完成采用工字钢支护后,巷道顶底板及两帮移近量分别为20 mm、30 mm。掘进施工完成后,巷道围岩位移量较小。根据塑性区分布可知,2 号煤层受顶分层小窑开采破坏影响,掘巷完成后,顶板塑性区发育高度可达到2.5 m 左右,两帮塑性区发育范围均在2 m 左右,围岩塑性区发育范围较大,进一步侧面验证了采用锚杆(索)支护时无可靠着力点。
进一步通过数值模型进行工作面回采期间围岩变形情况的模拟分析,数值模拟时通过循环开挖来模拟工作面的推进,设置工作面开挖40 m。回采期间在巷道顶板及两帮布置位移观测点,监测距离回采工作面不同位置巷道顶板及两帮位移量,得出顶板下沉和两帮位移曲线如图5。
分析图5 可知,当监测点距离工作面大于25 m时,顶板下沉量基本稳定在35 mm,测点与工作面间距小于25 m时,此时顶板下沉速率开始逐渐增大,最终至工作面回采至测点位置处,顶板累计下沉量达到70 mm。监测断面在距工作面小于10 m 时,巷道两帮变形速率逐渐增大。当工作面回采至监测点位置时,两帮累计移近量达到86 mm。综合上述数值模拟结果可知,巷道采用梯形钢棚的支护方式,能够保障巷道围岩的稳定,进而验证得出支护方案可行。
图5 工作面回采期间围岩变形曲线图
202 综放工作面回采巷道掘进期间,通过现场观测分析的方式,得出巷道采用梯形棚支护掘进期间最大变形量为60 mm,围岩整体变形量小,即巷道围岩在掘进期间处于稳定状态。为验证回采巷道现有支护是否满足回采期间使用要求,工作面回采期间同样进行围岩变形观测,根据观测数据能够绘制出变形量与距工作面距离间的关系曲线,如图6。
图6 工作面回采期间围岩变形曲线图
分析图6 可知,工作面回采期间,当巷道监测断面与工作面间的距离小于60 m 时,顶底板及两帮变形量开始大幅增大,最终顶底板移近量和两帮移近量的最大值分别为92 mm 和195 mm。
根据202 综放工作面顶分层破坏区下回采巷道的赋存特征,通过分析巷道赋存特征,结合巷道使用要求及工程类比法,确定巷道断面为梯形,采用工字钢支护,棚距700 mm;当煤层松软、过断层破碎带时,采用注浆加固措施;通过数值模拟验证了支护方案可行性。根据支护方案应用后的效果分析可知,巷道在现有支护方案下围岩处于稳定状态。