董宗斌
(潞安環(huán)能股份公司王莊煤礦,山西省長治市,046031)
孤島煤柱內(nèi)采動作用下大巷圍巖變形機理與控制技術
董宗斌
(潞安環(huán)能股份公司王莊煤礦,山西省長治市,046031)
針對王莊煤礦孤島煤柱內(nèi)630運輸大巷圍巖變形量大、維護難度大的問題,著重分析了工作面動壓、孤島煤柱寬度、巷道支護技術等因素對圍巖穩(wěn)定性的影響,揭示了孤島煤柱內(nèi)支承應力呈“前期高強高速擴張、中期穩(wěn)勢緩慢增壓、后期持續(xù)高強作用”的演化規(guī)律,闡明了該類巷道具有來壓不均勻、采動幫塑性區(qū)向深部擴展誘發(fā)頂板失穩(wěn)的特征。提出了壁后充填碹體增大圍巖徑向約束力、淺部注漿限制深部圍巖位移、錨桿支護調(diào)動圍巖自承能力的控制技術。現(xiàn)場觀測結果表明,630運輸大巷經(jīng)歷兩側采空影響后,最大表面位移約64mm,控制效果良好。
孤島煤柱 采動作用 運輸大巷圍巖變形 壁后充填 淺部注漿
潞安環(huán)能王莊煤礦為解決630水平后期運輸問題,延長了630運輸大巷的服務時間。由于受工作面接替的限制,630運輸大巷后期服務期間將處在受兩翼采動影響的孤島煤柱內(nèi),受兩翼采動高應力疊加的作用,630運輸大巷維護極其困難。長期以來,眾多專家、學者對保護煤柱寬度和煤柱穩(wěn)定機理方面研究較多,而對孤島煤柱內(nèi)應力的動態(tài)效應以及該動態(tài)效應對巷道維護的影響規(guī)律研究較少。因此,亟待開展孤島煤柱內(nèi)采動作用大巷圍巖變形規(guī)律及控制技術的研究,揭示孤島煤柱內(nèi)大巷的穩(wěn)定機理。
王莊煤礦630運輸大巷南側為6112綜放工作面,已采空封閉,與630運輸大巷之間為36~40m的保護煤柱,北側為6110綜放工作面,留設50m的保護煤柱。3#煤層平均厚6.5m;直接頂為0.82m的黑色泥巖,質(zhì)均致密,含少量植物化石;基本頂為11.74m灰白色中砂巖,主要成分為石英、長石鈣質(zhì)膠結,含云母片;直接底為0.82m黑色粉砂巖,質(zhì)致密均一,厚層塊狀,含少量白云母片;基本底為2.03m灰色細粒砂巖,成分為長石、石英、云母片。630運輸大巷埋深267m,沿底板布置,巷道凈寬4.0m,墻高1.9 m,主要采用料石砌碹支護。6112工作面采空覆巖運動趨于穩(wěn)定后,在側向高支承應力作用下630運輸大巷局部料石崩裂,斷面有所收斂,6110工作面回采前需對630運輸大巷提前加固,采掘工程平面布置圖見圖1。
圖1 630運輸大巷采掘工程平面圖
圍巖應力、圍巖強度、支護技術以及三者之間的關系是影響巷道穩(wěn)定性的主要因素。王莊煤礦630運輸大巷前期服務期間未受明顯的動壓影響,大巷基本能夠保證穩(wěn)定。而后期兩側工作面采空后,孤島煤柱內(nèi)的大巷處在采動應力疊加作用下,應力環(huán)境惡劣,同時巷道采用砌碹被動支護方式,碹體與圍巖未充分接觸,易造成局部關鍵部位變形連帶支護整體失效的不利局面。因此,影響630運輸大巷后期圍巖穩(wěn)定性的因素主要有工作面動壓、孤島煤柱寬度、巷道支護技術等。
工作面動壓是影響礦山巷道圍巖穩(wěn)定性的主要因素,受鄰近回采工作面影響,在各種集中應力作用下,巷道圍巖應力再次或多次重新分布,巷道需要較長時間才能重新穩(wěn)定或難以穩(wěn)定。特別是位于工作面傾向的巷道,需經(jīng)歷側向支承壓力的全程調(diào)整影響,圍巖塑性區(qū)向深部不斷擴展,加劇了淺部圍巖殘余強度的衰減程度,兩幫移近量及頂?shù)装逡平考眲≡龃蟆?/p>
630運輸大巷距6110綜放工作面50m,在工作面回采期間,當運輸大巷進入采空區(qū)范圍時,煤柱內(nèi)的側向支承壓力會隨著采空區(qū)內(nèi)直接頂垮落、老頂和關鍵層斷裂而向運輸大巷方向轉(zhuǎn)移,其影響距離和傳播強度逐漸增大。圖2為6110工作面采空后側向支承應力影響距離與計算時步的關系,由圖2可見:工作面采空后前期,側向支承應力快速向孤島煤柱深部轉(zhuǎn)移;當計算到6000步時,側向應力向50m煤柱中的影響距離逐漸穩(wěn)定于44m。圖3為6110工作面采空后側向支承應力強度與計算時步的關系,由圖3可見:工作面采空后前期2000時步內(nèi),側向支承應力峰值以近乎直線速度由8.42MPa遞增到23.24MPa;隨著計算時步由2000增加到6000,側向支承應力峰值由23.24 MPa持續(xù)緩慢增加到27.07MPa;當計算大于6000時步后,側向應力峰值逐漸穩(wěn)定于28.5 MPa。因此,隨著6110工作面回采,630運輸大巷孤島煤柱內(nèi)支承應力呈“前期高強高速擴張、中期穩(wěn)勢緩慢增壓、后期持續(xù)高強作用”的演化規(guī)律,高應力長期作用圍巖,巷道維護難度大。
圖2 6110工作面?zhèn)认蛑С袎毫τ绊懢嚯x與計算時步關系
當煤柱兩側采空進入孤島煤柱應力環(huán)境時,兩側工作面采動分別形成采空區(qū)支承應力場和側向支承應力場,孤島煤柱上覆巖柱形成自重應力場,各場量彼此疊加,最終趨于穩(wěn)定,形成孤島煤柱最終應力分布特征。根據(jù)孤島煤柱寬度不同,其應力曲線可分為“駝峰狀”和“馬鞍形”。若應力分布呈前者特征,則整個煤柱進入失穩(wěn)或臨界失穩(wěn)狀態(tài),支護作用微弱,難以保證孤島煤柱內(nèi)巷道圍巖穩(wěn)定;若呈后者分布特征,則需合理調(diào)整巷道位置或煤柱留設,優(yōu)化巷道圍巖應力環(huán)境,減小支護難度。
圖3 6110工作面?zhèn)认蛑С袘鞑姸扰c計算時步關系
圖4為630運輸大巷兩側工作面均采空后,不同孤島煤柱寬度下垂直應力分布規(guī)律,由圖4可見:隨著煤柱寬度增大,煤柱內(nèi)垂直應力峰值逐漸減小,煤柱寬40m時,垂直應力峰值約為34.5MPa,煤柱寬100m時,垂直應力峰值減小為20.94MPa;煤柱寬40m、60m時,孤島煤柱中部支承應力非常高,最小值分別為16.59MPa、8.23MPa;隨著煤柱寬度增大,中部穩(wěn)定應力區(qū)域范圍逐漸增大,煤柱寬80m時,低應力區(qū)域約10m,寬度增大到100 m和120m時,低應力區(qū)域分別顯著增大到20m、40m。
圖4 630運輸大巷孤島煤柱寬度與垂直應力分布規(guī)律的關系
630運輸大巷大部分采用砌碹支護,支護體壁后不合理接觸,致使支護體與圍巖間存在空隙,支護體受力不均勻,同時,兩側采空后,孤島煤柱和運輸大巷圍巖應力重新調(diào)整,使巷道軸向和徑向應力場、位移場不均勻分布造成各種局部支護破壞,雖整體支護強度較大卻控制效果不甚理想。
圖5為6110工作面采空覆巖趨于穩(wěn)定后,630運輸大巷圍巖垂直應力等值線圖。從圖5中可以看出:由于6112采空區(qū)側煤柱寬度較小(左側36~40m),淺部2m處圍巖應力值最大,約為13.5 MPa;6110工作面?zhèn)龋ㄓ覀龋┟褐鶞\部2m處圍巖應力值次之,約為11.5MPa;頂板淺部圍巖應力值略高于底板。即圍巖應力呈不均勻分布,兩幫治理難于頂?shù)拙S護。
圖6為兩側工作面采空應力調(diào)整趨于穩(wěn)定后,630運輸大巷圍巖塑性區(qū)分布圖,從圖6中可以看出:6112采空區(qū)側煤幫(左幫)約3m范圍圍巖整體進入塑性區(qū);6110工作面?zhèn)让簬停ㄓ規(guī)停\部及直墻上部圍巖進入塑性狀態(tài),直墻上部最大分布深度約2m;頂板塑性區(qū)呈“梯形”分布,最大深度1.5m;底板幾乎無塑性狀態(tài)圍巖。塑性區(qū)與垂直應力等值線分布基本趨于一致,圍巖變形存在關鍵部位。
從上述分析可知,孤島煤柱內(nèi)630運輸大巷圍巖幫頂整體來壓,呈不均勻性分布,左幫略高,頂板右?guī)拖嗖畈淮?,底?m范圍內(nèi)應力較低。在此應力分布規(guī)律影響下,圍巖變形機理為左幫圍巖變形破壞深度大,誘發(fā)頂板和右?guī)图缃菄鷰r位移,底板較穩(wěn)定。
砌碹支護體為圍巖局部接觸時,圍巖變形沿巷道軸向常表現(xiàn)為隨機波動性,各段支護體獨立作用,形成了某段砌碹支護體集中受力而失穩(wěn),這種局部破壞往往是整個巷道失穩(wěn)的主要原因。630運輸大巷圍巖應力環(huán)境惡劣,雖應力分布及變形破壞存在關鍵部位,但大巷服務期限長,斷面要求較高,因此統(tǒng)一以關鍵變形部位的支護強度控制圍巖變形。即壁后充填技術充分發(fā)揮碹體支護強度,同時采用錨注聯(lián)合支護技術,發(fā)揮圍巖自承能力,控制圍巖整體變形。
圖7 壁后充填孔布置圖
充填材料為ZKD高水速凝材料,充填孔排距2m,孔深600mm,孔徑42mm。兩直墻各施工2個鉆孔:第一個充填孔距底板800mm呈下扎20°施工;第二個充填孔垂直于直墻施工在拱基線處。半圓拱共4個充填孔(不包括拱基線的兩個鉆孔),孔間距1250mm,鉆孔沿半圓拱徑向施工。壁后充填孔布置如圖7所示。
注漿材料為高水速凝材料,漿液的水灰比1.5∶1,注漿壓力為2~3MPa,漿孔排距為2.0m,孔深3m,孔徑42mm,兩幫下部注漿孔下扎20°,注漿孔布置如圖8所示。
采用規(guī)格為?22mm×2400mm高強螺紋鋼錨桿及規(guī)格為150mm×150mm×10mm的碟形托盤,配套使用高強螺帽、減磨墊圈、金屬墊圈、半球形墊圈。錨索規(guī)格為?18.9mm×7000mm,配套使用高強蝶形錨索托盤,托盤規(guī)格250mm×250mm×12mm。錨桿采用一支K2350和一支Z2350樹脂藥卷加長錨固,錨索采用一支K2350和兩支Z2350樹脂藥卷加長錨固,錨桿預緊力約80kN,錨索預緊力不小于200kN。
兩直墻支護參數(shù):每排3根錨桿,錨桿間排距850mm×800mm,底角錨桿下扎20°施工。半圓拱支護參數(shù):每排6根錨桿(不包括拱基線的兩根),錨桿間排距900mm×800mm,錨桿均垂直于半圓拱施工;每排3根錨索,錨索支護間排距1400mm×800mm,錨索均垂直于半圓拱施工。巷道錨桿支護布置如圖9所示。3.4 630運輸大巷控制效果分析
圖10為采動影響后,采用砌碹壁后充填、錨注聯(lián)合支護技術的630運輸大巷圍巖表面位移曲線,圖中X軸表示6110工作面推過測點的天數(shù),Y軸表示630運輸大巷圍巖位移量。巷道表面位移測量包括兩幫收斂、頂?shù)装逡平?。觀測結果揭示:砌碹壁后充填、錨注聯(lián)合支護后,630運輸大巷圍巖應力調(diào)整時間約為20d;630運輸大巷頂?shù)装搴蛢蓭鸵平偭糠謩e為40mm、64mm,聯(lián)合支護效果顯著,圍巖穩(wěn)定狀況良好。
圖10 6110采動影響后630運輸大巷表面位移曲線
(1)分析了工作面動壓、孤島煤柱寬度、巷道支護技術等因素對孤島煤柱內(nèi)采動作用大巷圍巖穩(wěn)定的影響規(guī)律,并進一步揭示了孤島煤柱內(nèi)支承應力呈“前期高強高速擴張、中期穩(wěn)勢緩慢增壓、后期持續(xù)高強作用”的演化特征。
(2)研究了孤島煤柱內(nèi)采動作用大巷圍巖變形破壞機理,揭示了該類巷道具有來壓不均勻、采動幫塑性區(qū)向深部擴展誘發(fā)頂板失穩(wěn)的特征。
(3)結合孤島煤柱應力演化規(guī)律和630運輸大巷圍巖變形破壞機理,提出了壁后充填碹體增大圍巖徑向約束力、淺部注漿限制深部圍巖位移、錨桿支護調(diào)動圍巖自承能力的控制技術,礦壓觀測結果表明控制效果良好。
[1] 王珠,傅鈞先.孤島煤柱側向支承壓力分布的數(shù)值模擬與雷達探測研究[J].巖石力學與工程學報,2002(2)
[2] 秦忠誠,王同旭.深井孤島綜放面支承壓力分布及其在底板中的傳遞規(guī)律[J].巖石力學與工程學報,2004(7)
[3] 沈杰,鄭厚發(fā),劉培海.孤島工作面開采沿空巷道支護技術研究[J].中國煤炭,2005(11)
[4] 馮尚輝.孤島煤柱下動壓重復影響復雜圍巖大巷擴修治理措施[J].煤炭技術,2006(5)
[5] 王衛(wèi)軍,侯朝炯,馮濤.孤島綜采面區(qū)段煤柱合理寬度的數(shù)值模擬分析[J].煤炭科學技術,2009(6)
[6] 劉長武.孤島煤柱巷道高強預拉力錨梁網(wǎng)支護技術[J].煤炭科學技術,2008(12)
[7] 馬念杰,侯朝炯.采準巷道礦壓理論及應用[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1995
[8] 候朝炯,郭勵生,勾攀峰.煤巷錨桿支護[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,1995
[9] 柏建彪.沿空掘巷圍巖控制[M].徐州:中國礦業(yè)大學出版社,2006
[10] 姚慶華.孤島煤柱沖擊地壓危險性評價研究[D].青島:山東科技大學,2006
[11] 王悅漢,陸士良.壁后充填對提高巷道支護阻力的研究[J].中國礦業(yè)大學學報,1997(4)
The surrounding rock deformation mechanism and control technology of roadway in isolated coal pillar affected by mining
Dong Zongbin
(Wangzhuang Coal Mine,Lu'an Environmental Energy Development Co.,Ltd.,Changzhi,Shanxi 046031,China)
For the problems of the big deformation of surrounding rock and hard maintenance of 630belt roadway in isolated coal pillar in Wangzhuang Coal Mine,it analyzed the impacts on the surrounding rock stability by the working face dynamic pressure,on the isolated pillar width and on the roadway support technology,etc.,it revealed the evolutional rule of bearing stress in isolated coal pillar:'high-strength and high-speed expansion in early period,and the slow pressurization in medium-term and continued high strength in late period,it illustrated that this kind of roadway has the features of uneven pressuring and plastic zone in the mining side extending to the deep and inducing the roof instability.it proposed the control technologies of back wall filling to enlarge the surrounding rock radial constraint force,and the shallow grouting to limit the deep surrounding rock displacement and the anchor support to mobilize the surrounding rock self bearing capacity.Field observations show that after the 630belt roadway experienced the effect of both sides mining,the maximum surface displacement is about 64mm,and the control effect is good.
isolated coal pillar,main haulage roadway,mining effect,back wall filling,surrounding rock deformation,shallow grouting
TD322
A
董宗斌(1965-),男,河南信陽人,高級工程師,從事煤礦生產(chǎn)技術工作。
(責任編輯 張毅玲)