陳昌云,鄭西貴,于憲陽(yáng),張念超,汪良海
(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇徐州 221008;2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)煤炭資源與安全開采國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,江蘇徐州 221008)
厚層砂巖頂板小煤柱沿空掘巷圍巖變形規(guī)律研究
陳昌云1,2,鄭西貴1,2,于憲陽(yáng)1,2,張念超1,2,汪良海1,2
(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院,江蘇徐州 221008;2.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)煤炭資源與安全開采國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,江蘇徐州 221008)
從分析小煤柱沿空掘巷特殊應(yīng)力壞境和圍巖力學(xué)結(jié)構(gòu)入手,理論計(jì)算了弧形三角塊的變形失穩(wěn)情況,強(qiáng)調(diào)應(yīng)立足于高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿 (索)的支護(hù)路線,改善巖體自身的力學(xué)性能,從而控制圍巖失穩(wěn)變形。以謝橋煤礦 13318E厚層砂巖頂板留小煤柱沿空掘巷工作面為工程背景,分析了留小煤柱沿空掘巷圍巖在掘進(jìn)、回采階段的變形規(guī)律,說明工作面回采時(shí)超前應(yīng)力集中是圍巖變形的主要因素,同時(shí)得到了沿空掘巷圍巖變形的幾點(diǎn)有益結(jié)論,為類似工程的支護(hù)和分析提供借鑒。
小煤柱;沿空掘巷;弧形三角塊;滑動(dòng)失穩(wěn);轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn)
沿空掘巷巷道一般沿煤層頂板布置在上工作面采空側(cè)變形后處于穩(wěn)定狀態(tài)的煤體中,采空側(cè)留適當(dāng)煤柱護(hù)巷。
煤礦現(xiàn)場(chǎng)由于生產(chǎn)接續(xù)的壓力,掘巷工作往往在上工作面回采后,煤柱區(qū)域的煤體還沒來得及應(yīng)力釋放、穩(wěn)定后就開始,因此,該類巷道的變形規(guī)律比較特殊,圍巖控制難度也較大,應(yīng)立足于新型高強(qiáng)度、高預(yù)拉力、系統(tǒng)高剛度錨桿基礎(chǔ)支護(hù)[1],結(jié)合窄煤柱注漿加固和圍巖結(jié)構(gòu)補(bǔ)強(qiáng)的技術(shù)路線,同時(shí)開展有效地礦壓監(jiān)測(cè),對(duì)支護(hù)設(shè)計(jì)和施工方案及時(shí)反饋調(diào)整。
謝橋煤礦 13318E工作面上覆頂板為中細(xì)粒結(jié)構(gòu)、裂隙發(fā)育的石英砂巖,平均厚 21.75m。為了此類巷道具有針對(duì)性的維護(hù)技術(shù),在高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨梁網(wǎng)的控制思想下,開展精細(xì)的圍巖變形規(guī)律研究就顯得特別重要。
1.1 巷道圍巖特殊應(yīng)力環(huán)境
上工作面回采后,側(cè)向應(yīng)力集中使得掘巷區(qū)域的煤體發(fā)生變形或局部破壞,破碎的煤體卸載了側(cè)向應(yīng)力,沿空掘巷正是在應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)。沿空掘巷時(shí),擾動(dòng)比較小,應(yīng)力再分布不明顯,這種力學(xué)環(huán)境對(duì)巷道的穩(wěn)定是有利的;回采時(shí),超前應(yīng)力與側(cè)向應(yīng)力疊加,已經(jīng)體現(xiàn)不出該力學(xué)環(huán)境的優(yōu)勢(shì),相反,松軟破碎的圍巖會(huì)加劇巷道圍巖的變形。
1.2 沿空掘巷整體力學(xué)結(jié)構(gòu)分析
沿空掘巷整體力學(xué)結(jié)構(gòu)模型如圖 1[2],據(jù)此可將沿空掘巷上覆巖體的垮落運(yùn)動(dòng)分為 2組:其一是隨煤層的采出而不規(guī)則、或者規(guī)則垮落的直接頂巖層;其二是基本頂巖層及其上部載荷巖層垮落后能形成平衡結(jié)構(gòu)的巖層。沿空掘巷位于弧形三角塊 B的下方,由此可見,塊 B對(duì)于沿空掘巷巖體結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定很重要。
圖1 沿空掘巷整體力學(xué)結(jié)構(gòu)模型
沿空掘巷上覆巖體的運(yùn)動(dòng)具有如圖 1所示的幾個(gè)過程[3]:
(1)上工作面推過后,直接頂巖層隨之發(fā)生不規(guī)則或規(guī)則的垮落下沉,并導(dǎo)致其上位的基本頂巖層發(fā)生離層、破斷。
(2)基本頂巖層發(fā)生回轉(zhuǎn)或彎曲下沉,在側(cè)向煤體一定深度內(nèi)斷裂,直至在采空側(cè)形成如圖 1中所示的鉸接結(jié)構(gòu)。
(3)在基本頂巖層垮落過程中,其上覆較軟弱的載荷巖層隨之發(fā)生垮落。
(4)沿空掘巷時(shí),對(duì) A,B,C構(gòu)成的巖體結(jié)構(gòu)擾動(dòng)較小,造成圍巖淺部有一定的應(yīng)力調(diào)整,圍巖變形不大。
(5)回采過程中,側(cè)向集中應(yīng)力和超前應(yīng)力疊加,弧形三角塊產(chǎn)生二次旋轉(zhuǎn)回落[4],側(cè)向集中應(yīng)力又向上區(qū)段側(cè)和實(shí)體煤轉(zhuǎn)移,巷道變形非常劇烈,這與圍巖性質(zhì)、應(yīng)力大小和支護(hù)技術(shù)有關(guān)。
1.3 弧形三角塊 B穩(wěn)定性分析
弧形三角塊的參數(shù)主要有:基本頂沿工作面推進(jìn)方向斷裂長(zhǎng)度Ly,這可用周期來壓步距來計(jì)算,即式 (1)[5];沿側(cè)向斷裂跨度 Lx,計(jì)算公式(2)[6];在煤體中的斷裂位置 X,計(jì)算公式如(3)[7],具體計(jì)算公式如下:
式中,h為基本頂厚度,m;RT為基本頂?shù)目估瓘?qiáng)度,MPa;q為基本頂單位面積承受的載荷,MPa。
式中,l為工作面長(zhǎng)度,m。
式中,m為工作面采高,m;A為測(cè)壓系數(shù);φ為煤體內(nèi)摩擦角, (°);C為煤體黏聚力,MPa;K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為上覆巖層平均體積力,MN/m3;H為巷道埋深,m;p為上區(qū)段工作面巷道煤幫的支護(hù)阻力,MPa。
假設(shè)A,B巖塊之間的摩擦力與弧形三角塊結(jié)構(gòu)的剪切力τAB之比為滑落穩(wěn)定性系數(shù) K1;A,B巖塊之間的擠壓力與A,B巖塊接觸處的有效抗壓強(qiáng)度之比為轉(zhuǎn)動(dòng)穩(wěn)定性系數(shù),即有:
式中,FBA為 A巖塊對(duì) B巖塊的水平推力,N;tanφ為巖塊間的摩擦因數(shù);η為因巖塊在轉(zhuǎn)角的特殊受力取的系數(shù);RC為巖塊的抗壓強(qiáng)度,MPa;a為巖塊 A,C與弧形三角塊 B的作用位置,a=,其中 hz為弧形三角塊 B的厚度,m;θ為弧形三角塊 B旋轉(zhuǎn)角,(°)。
依據(jù)謝橋煤礦 13318E工作面的工程實(shí)際,考慮厚層砂巖頂板的特殊性,得到計(jì)算基本條件如下:采高 2.75m,基本頂厚度、體積力和單軸抗壓強(qiáng)度分別為 20m,0.025MN/m3,60MPa,巷道埋深 600m,煤層的力學(xué)性質(zhì)見表 1,代入公式計(jì)算,則有:
表1 煤層力學(xué)性質(zhì)
對(duì)于 13318E工作面給定的工程條件,K2取值影響最大的就是弧形三角塊 B旋轉(zhuǎn)角度θ,為了分析三角塊失穩(wěn)的情況,現(xiàn)就θ作單一變量討論,得到 K2與θ關(guān)系曲線如圖 2所示。由圖 2可知:K2值在掘進(jìn)階段很小,回采階段變化較快,K2值要大的多,反映出 B塊掘進(jìn)階段不會(huì)產(chǎn)生轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn),回采階段可能發(fā)生轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn)。另外,基本頂石英砂巖裂隙較發(fā)育,在應(yīng)用公式計(jì)算 K1,K2時(shí)沒有引入這個(gè)因子,實(shí)際上因?yàn)榱严栋l(fā)育的條件,現(xiàn)場(chǎng)的失穩(wěn)情況會(huì)更嚴(yán)峻,圍巖變形量也會(huì)相應(yīng)的加大。
為了有效控制采動(dòng)階段的弧形三角塊的滑落失穩(wěn)和轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn),應(yīng)立足于新型高強(qiáng)度、高預(yù)拉力、系統(tǒng)高剛度錨桿基礎(chǔ)支護(hù),利用高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿(索)的抗剪強(qiáng)度與抗剪剛度,有效阻止圍巖內(nèi)部的剪切變形與剪切滑動(dòng),提高圍巖體自身的峰值強(qiáng)度、殘余強(qiáng)度、黏聚力 C值和內(nèi)摩擦角φ值,并結(jié)合噴、注漿加固和圍巖結(jié)構(gòu)補(bǔ)強(qiáng),形成噴、錨、注一體化的技術(shù)路線。
圖2 K2與θ關(guān)系曲線
謝橋煤礦 13318E工作面水平為 -610m,主采煤層 8槽煤,地面標(biāo)高 20.8~27.6m,工作面標(biāo)高-620~-511m。工作面西起東二 B組采區(qū)上山,東至 F22斷層,北至 13218E運(yùn)輸巷,南至 -610m煤層底板等高線。相鄰的 13218E工作面已回采完畢。走向長(zhǎng) 1299.5m,傾向長(zhǎng) 219.6m,煤層為黑色、鱗片狀,局部發(fā)育有泥巖夾矸,可見黃鐵礦膜,煤層較穩(wěn)定,煤層西低東高,且局部煤層起伏較大,煤層傾向 189~210°,傾角 10~15°,煤厚1.5~3.6m,平均煤厚 2.75m。基本頂為石英砂巖,灰白色、中細(xì)粒結(jié)構(gòu),裂隙發(fā)育,硅質(zhì)膠結(jié)為主,局部含黃鐵礦脈,巖層厚 12.36~28.9m,平均厚 21.75m。直接底為泥巖,上部黏土質(zhì)為主,結(jié)構(gòu)均一,具有水平層理,容易碎裂,厚 0~2.65m,平均 1.44m。局部含 0.55m厚的泥巖偽頂。
巷道斷面采用直墻梯形斷面:凈寬 ×中高 =4.3m×2.8m,采用錨梁網(wǎng) (索)支護(hù)方式,具體參數(shù)如下[8]:
頂板用 5根 I V級(jí)左旋高強(qiáng)預(yù)拉力螺紋鋼錨桿加M4型鋼帶、10號(hào)菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù),錨桿規(guī)格為 φ20-M22-2200,錨桿間距 1000mm,排距900mm,錨桿預(yù)緊力矩不低于 300N·m,錨固力不低于 120kN。
低幫用 4根同頂板一樣的錨桿加鋼筋梯子、10號(hào)菱形鐵絲網(wǎng),錨桿間距為 650mm,排距為900mm,錨桿預(yù)緊力矩不低于 300N·m,錨固力不低于 80 kN。
高幫用 5根 I V級(jí)左旋超高強(qiáng)預(yù)拉力螺紋鋼錨桿加M4型鋼帶、10號(hào)菱形鐵絲網(wǎng),錨桿規(guī)格為φ22-M24-2500,錨桿間距為 700mm,排距為900mm。
頂板錨索布置采用 “1000-1000”形式,單體錨索,排距 3.6m,托盤采用 400mm×400mm×15mm的大托盤,配套 200mm×200mm×10mm的小托盤使用,鋼絞線規(guī)格為 φ17.8 mm×6200mm,每孔采用 3節(jié) Z2360中速樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固,預(yù)緊力 80~100kN,錨固力不低于 200kN。
在巷道高幫距底板 2.0m處沿巷道走向施工 1排錨索梁,鋼絞線規(guī)格為 φ17.8 mm×4300mm,鋼絞線下鋪設(shè) 2.6m長(zhǎng)的 16號(hào)槽鋼,鋼帶上 2眼孔,間距 2.2m,眼孔水平施工,每孔采用 3節(jié) Z2360中速樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固,槽鋼配 100mm×200mm×10mm的小托盤,錨索梁預(yù)緊力 80~100kN,錨固力不低于 200kN。
4.1 掘進(jìn)階段圍巖變形
巷道掘進(jìn)階段的表面收斂和頂板離層曲線如圖3所示。圖 3(a)中,巷道兩幫和頂?shù)鬃冃瘟烤?300mm以內(nèi),圍巖沒有出現(xiàn)大的變形現(xiàn)象;圖3(b)中,頂板石英砂巖基本沒有出現(xiàn)離層,說明巷道頂?shù)鬃冃沃饕堑坠?。掘巷?上工作面采動(dòng)應(yīng)力通過巷道圍巖的變形,大部分應(yīng)力已經(jīng)釋放,應(yīng)力集中已趨于較小值;掘巷后,對(duì)圍巖應(yīng)力擾動(dòng)較小,弧形三角塊沒有出現(xiàn)明顯滑落失穩(wěn)和轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn),巖體結(jié)構(gòu)穩(wěn)定,圍巖沒有發(fā)生大的變形。
圖3 掘進(jìn)階段圍巖變形
4.2 采動(dòng)階段圍巖變形
4.2.1 表面收斂規(guī)律分析
如圖 4所示,圖 4(a)為巷道幫部位移量和位移速度曲線,圖 4(b)為巷道頂?shù)装逦灰屏考拔灰扑俣惹€。
圖4 巷道表面收斂規(guī)律
由圖 4得到如下的變形規(guī)律:
(1)幫部變形量均呈現(xiàn)曲線上升的趨勢(shì),說明在超前采動(dòng)應(yīng)力下,巷道圍巖變形量逐漸增大。兩幫變形量為 1189mm,低幫變形量 522mm,高幫變形量 627mm,高幫變形量大于低幫。
(2)幫部變形速度超前工作面 40~100m階段變化不大,自 40m后變形速度較快增長(zhǎng)。兩幫最大變形速度為 113mm/d,低幫最大變形速度49.9mm/d,高幫最大變形速度 53.1mm/d。高幫、低幫的變形速度在距離工作面 40~100m階段基本相同,從距離工作面 40m開始高幫變形速度大于低幫,是低幫的 1.26倍。
(3)頂板變形量為 212.1mm,底板變形量900.2mm。底板變形量大于頂板,是后者的 4.24倍,底鼓量占到頂?shù)鬃冃瘟康?80.9%。
(4)頂?shù)装遄畲笞冃嗡俣?95mm/d,頂板最大變形速度 22mm/d,底板最大變形速度 73mm/d。頂板變形速度在距離工作面 40~100m階段較小,40m后有所增大;底板變形速度在超前工作面 40~100m階段基本相同,為 20mm/d左右,自 40m開始快速增長(zhǎng)。
4.2.2 深部圍巖變形規(guī)律
巷道低幫布置 2個(gè)多點(diǎn)位移計(jì),其中 1個(gè)鉆孔布置 6個(gè)基點(diǎn),分別是 1m基點(diǎn)、2m基點(diǎn)、3m基點(diǎn)、4m基點(diǎn)、5m基點(diǎn)、6m基點(diǎn);另 1個(gè)鉆孔布置 5個(gè)基點(diǎn),分別是 2m基點(diǎn)、4m基點(diǎn)、6m基點(diǎn)、9m基點(diǎn)、11m基點(diǎn)。高幫布置多點(diǎn)位移計(jì),基點(diǎn)分別是 1m,2m,3m,4m,5m,5.5m。假設(shè)最深基點(diǎn)位移量為零,其他的淺部基點(diǎn)與該基點(diǎn)作相對(duì)位移分析。
圖5 深部圍巖變形規(guī)律
得到的位移量曲線如圖 5所示,由圖 5可以得到:
(1)低幫 1m至 4m的基點(diǎn)變形較協(xié)調(diào),沒有出現(xiàn)明顯的離層;4m基點(diǎn)與 3m基點(diǎn)差值較大,說明 3~4m之間變形較大,可能出現(xiàn)較小的離層。
(2)低幫 6m以深基點(diǎn)變形量均較小,說明巷道低幫煤壁變形量主要集中在 6m以淺的區(qū)域。
(3)高幫 1m基點(diǎn)相對(duì)變形量達(dá)到 354mm,2m基點(diǎn)為 302mm,3m基點(diǎn)為 243mm,4m基點(diǎn)為199mm,5m基點(diǎn)變形量為 144mm。淺部的變形量大于深部的變形,各基點(diǎn)變形比較協(xié)調(diào),沒有明顯離層現(xiàn)象發(fā)生。
(4)超前工作面 75~40m階段內(nèi),各個(gè)基點(diǎn)的變形量都較小,自 40m以后,變形量開始較大地增加。說明圍巖變形量主要集中在超前工作面40m范圍內(nèi)。
(1)通過 K1,K2的計(jì)算,推出厚層砂巖頂板留小煤柱沿空掘巷不會(huì)發(fā)生滑動(dòng)失穩(wěn),在采動(dòng)影響階段可能會(huì)有轉(zhuǎn)動(dòng)失穩(wěn)的現(xiàn)象。相應(yīng)地,巷道圍巖變形量在掘前和掘后均不大,在采動(dòng)超前應(yīng)力與上工作面?zhèn)认驊?yīng)力疊加作用下,圍巖變形快速增大。
(2)沿空掘巷應(yīng)立足于高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨梁網(wǎng)索的支護(hù)路線,預(yù)應(yīng)力支護(hù)能夠平衡巖體結(jié)構(gòu),提高圍巖體自身的強(qiáng)度,有效阻止圍巖內(nèi)部的剪切變形與剪切滑動(dòng),較好地維護(hù)該類巷道。
(3)通過實(shí)測(cè)變形量分析,得到厚層砂巖頂板留小煤柱沿空掘巷在掘進(jìn)階段變形量只有300mm,而回采階段變形達(dá)到 1.2m,其中留小煤柱側(cè)煤壁變形量大于實(shí)體煤壁側(cè),巷道底鼓量大于頂板下沉量,底鼓量占到頂?shù)滓平康?80%。
(4)巷道圍巖在超前工作面 100m出現(xiàn)明顯變形,超前工作面 40m煤壁變形速度開始快速增大。說明圍巖變形主要發(fā)生在 100m范圍內(nèi),而 40m范圍是變形集中區(qū)。
(5)巷道低幫 6m以淺的區(qū)域變形較大,6m以深的深部煤體變形量較小,煤壁整體變形較協(xié)調(diào),局部有離層的現(xiàn)象存在。工作面煤體深部位移主要發(fā)生在 6m范圍內(nèi)。
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[責(zé)任編輯:鄒正立 ]
Deformation Rule of Surrounding Rock of Driving Roadway along
Small Coal-pillar under Thick Sand-stone Roof
CHEN Chang-yun1,2,ZHENG Xi-gui1,2,YU Xian-yang1,2,ZHANG Nian-chao1,2,WANG Liang-hai1,2
(1.Mining Engineering School,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221008,China;2.State Key Laboratory of Coal Resources&Safety Mining,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221008,China)
Based on the analysis of special stress environment and mechanics structure of surrounding rock of driving roadway along small pillar,applying theoretical method to calculating deformation and instability of arc triangle section.It was obtained that controlling deformation and instability of surrounding rock should improving mechanical properties of rock by applying pre-stress anchored bolt(rope)with high strength.Taking 13318E roadway driving face along small coal-pillar under thick sand-stone roof in Xieqiao Colliery,roadway deformation rules in driving and mining phrases was analyzed.Results showed that advanced stress concentration was the main factor of surrounding rock in mining.Deformation rule of roadway along small coal-pillar might provide reference for similar engineering.
s mall coal-pillar;driving roadway along gob;arc triangle section;sliding instability;rotation instability
TD322
A
1006-6225(2011)01-0007-04
2010-06-22
“十一五”國(guó)家科技支撐計(jì)劃“深井開采圍巖動(dòng)力災(zāi)害監(jiān)測(cè)與控制關(guān)鍵技術(shù)研究”(2007BAK28B00);2006教育部新世紀(jì)優(yōu)秀人才支持計(jì)劃 (NCET-06-0478)
陳昌云 (1985-),男,江西玉山人,碩士,研究方向?yàn)橄锏绹鷰r控制理論及技術(shù)。