煤柱區(qū)巷道超前支護(hù)段圍巖破壞機(jī)制及控制技術(shù)

孫運(yùn)江，李通達(dá)，宋志強(qiáng)，何尚森，謝生榮，李世俊，王金光

(中國礦業(yè)大學(xué) (北京)資源與安全工程學(xué)院，北京100083)

我國煤層賦存條件復(fù)雜且巷道支護(hù)方式多樣，其中，保護(hù)煤柱下巷道圍巖的控制，尤其是超前支護(hù)段圍巖控制，一直都是巷道支護(hù)的難題。由于煤層間距離較近，受上部煤層支承壓力及采動影響，下部煤層裂隙發(fā)育、穩(wěn)定性差;并且在下煤層回采巷道掘進(jìn)時，礦山壓力顯現(xiàn)強(qiáng)烈，巷道變形破壞嚴(yán)重，維護(hù)困難，返修率高，常出現(xiàn)前掘后修，反復(fù)整修的現(xiàn)象，嚴(yán)重影響礦井的安全生產(chǎn)［1－3］。因此，解決保護(hù)煤柱下回采巷道支護(hù)難題對實現(xiàn)礦井安全高效生產(chǎn)具有重要的理論和現(xiàn)實意義。

本文針對汾西礦業(yè)集團(tuán)新陽礦新102綜放工作面材料巷超前支護(hù)段出現(xiàn)的變形嚴(yán)重、支護(hù)困難問題，提出了“錨網(wǎng)+W鋼帶+錨索+U型鋼棚”的聯(lián)合支護(hù)方案，并在距工作面約30m范圍內(nèi)采用ZT2 ×3200/18/35型超前支護(hù)液壓支架加強(qiáng)支護(hù)，其左、右兩架形成一組，一共6組，平行于巷道布置。在距離工作面30～100m材料巷內(nèi)采用“單體支柱+π型鋼梁，1梁3柱”的加強(qiáng)支護(hù)方式。通過現(xiàn)場實踐取得了理想的支護(hù)效果，保障了工作面安全生產(chǎn)，加快了工作面的推進(jìn)速度，提高了經(jīng)濟(jì)效益。

1 工程概況

汾西礦業(yè)集團(tuán)新陽礦現(xiàn)主采煤層為10號煤，平均厚度7.8m，平均埋深約300m，為近水平煤層，其距上部9號煤平均約2m，最大間距5m。新102綜放工作面位于新一采區(qū)最下部，其直接頂為9號煤采空區(qū)垮落矸石，基本頂為石灰?guī)r，底板為泥巖，相鄰的新104綜放面也已采完。新102綜放工作面材料巷沿煤層底板掘進(jìn)，巷道為矩形斷面，寬4m，高2.7m，凈斷面積10.8m2，其空間位置如圖1所示，其位于9號煤層保護(hù)煤柱之下，距上部9號煤采空區(qū)邊緣約8m，距新104綜放工作面采空區(qū)邊緣約13m。煤層間采用下行開采，全部垮落法管理采空區(qū)頂板。

圖1 新102綜放面巷道空間位置

通過現(xiàn)場觀測發(fā)現(xiàn)，新102工作面材料巷掘成后不久，便出現(xiàn)巷道頂板顯著下沉、兩幫明顯移近的現(xiàn)象。并且在新102工作面回采的過程中，超前工作面30～40m范圍內(nèi)，U型鋼棚嚴(yán)重破壞，其頂梁彎曲下沉，如圖2(a)所示，棚腿彎曲變形，如圖2(b)所示。

2 巷道超前支護(hù)段圍巖破壞機(jī)制分析

由于受到上部保護(hù)煤柱集中應(yīng)力、新104綜放面和9號煤采空區(qū)側(cè)向支承壓力以及新102綜放面采動超前支承壓力等多重支承壓力的相互耦合作用，新102綜放面材料巷超前支護(hù)段支撐壓力顯著增大，并呈現(xiàn)出巷道變形劇烈、支護(hù)困難的現(xiàn)象，其嚴(yán)重影響了工作面推進(jìn)的速度。通過對新陽礦新102綜放面材料巷超前支護(hù)段的破壞情況進(jìn)行現(xiàn)場調(diào)研與深入分析，認(rèn)為支承壓力與采動影響是材料巷超前支護(hù)段嚴(yán)重變形破壞的主要影響因素。

2.1 支承壓力對超前支護(hù)段巷道影響

2.1.1 巷道布置于側(cè)向支承壓力增高區(qū)

新102工作面上部煤層回采之后，必將會引起采空區(qū)周圍巖體應(yīng)力的重新分布，在兩側(cè)煤柱上形成側(cè)向支承壓力，并向底板深部傳遞，引起煤柱下巖層一定范圍內(nèi)應(yīng)力重新分布［5－6］。在一定范圍內(nèi)，采空區(qū)側(cè)向支承壓力隨距采空區(qū)邊緣距離的增大而增大，在某一位置，側(cè)向支承壓力達(dá)到最大值，之后其分布規(guī)律呈現(xiàn)逐漸衰減的特性［7］。

現(xiàn)場實測發(fā)現(xiàn)，當(dāng)巷道與上部煤層的垂直距離一定時，其與上部采空區(qū)邊緣的距離是影響巷道穩(wěn)定的關(guān)鍵因素［8］。因此，新102工作面材料巷與上部9號煤層采空區(qū)邊界的相對位置，將決定其周圍應(yīng)力場的重新分布情況。故為避開上部采空區(qū)邊緣側(cè)向支承壓力增高區(qū)，新102工作面材料巷外錯距離Ln應(yīng)滿足［9］:

式中，H為9號煤與10號煤間距，取最大值5m; M為10號煤的煤層厚度，取7.8m;β為支承壓力底板傳遞影響角，取40°;K為安全系數(shù)，取1.5。

經(jīng)計算得Ln≥16.2m，而新102工作面材料巷距上部9號煤采空區(qū)邊緣約8m，距新104工作面采空區(qū)約13m，其處于兩側(cè)采空區(qū)所形成的側(cè)向支承壓力增高區(qū)。由于側(cè)向支承壓力疊加，底板巖層同一水平煤柱中心線處應(yīng)力最大，而新102工作面材料巷基本處于煤柱中心線下方，因此其所處位置的支承壓力非常大，從而導(dǎo)致巷道頂板破碎，支護(hù)困難，嚴(yán)重影響巷道圍巖的穩(wěn)定性。

2.1.2 支承壓力形成非均勻應(yīng)力場的影響

根據(jù)彈性力學(xué)半平面理論，在煤層回采之后，將煤層底板巖體視為一個半無限彈性體［10］，可得到煤柱下方不同位置的應(yīng)力，用該應(yīng)力與煤柱載荷的比值 (即應(yīng)力不均勻系數(shù))的變化特征，來反映非均勻應(yīng)力場的分布規(guī)律，如圖3所示。

圖3 煤柱下不同位置水平面應(yīng)力不均勻系數(shù)分布

從圖3可以看出，底板的應(yīng)力分布呈現(xiàn)出顯著的非均勻特性:不同水平面，應(yīng)力不均勻程度隨水平面距上部煤柱距離的減小而增大;同一水平面，應(yīng)力不均衡程度隨該點(diǎn)距煤柱中心線距離的減小而增大。由于新102工作面材料巷距上部煤柱約2m，距煤柱中心線約3m，因此其頂板的應(yīng)力分布極其不均勻。

對非均勻應(yīng)力作用下的新102工作面材料巷U型鋼棚頂梁進(jìn)行受力分析，為了便于計算，將非均勻載荷進(jìn)行簡化，如圖4所示。

圖4 非均勻載荷作用下頂梁受力模型

根據(jù)圖4對頂梁的受力分析，通過計算可以得到頂梁最大彎矩位于其最大彎矩可表示為:

同時可以求得棚腿對頂梁的支撐力:

由上式可知，在頂梁承受總載荷Q一定時，頂梁最大彎矩Mmax隨應(yīng)力變化系數(shù)k的增加而增大，且頂梁左右兩棚腿受力不均勻程度與應(yīng)力變化系數(shù)k呈現(xiàn)出正相關(guān)特性。由此可見，在非均勻荷載作用下，支護(hù)體更易產(chǎn)生局部過載，造成局部破壞，最終可能導(dǎo)致支護(hù)體結(jié)構(gòu)破壞失穩(wěn)?，F(xiàn)場U型鋼棚的變形破壞情況充分證明了這一點(diǎn)，U型鋼棚頂梁彎曲下沉的位置差異性非常顯著，見圖2 (a)，兩側(cè)棚腿的彎曲變形情況也不盡相同，見圖2(b)。

2.2 采動對超前支護(hù)段巷道影響

采動必然會引起周圍應(yīng)力的重新分布，使得采空區(qū)上覆巖層的部分重量轉(zhuǎn)移到周圍的煤體上，從而在工作面前方形成了超前支承壓力，在保護(hù)煤柱上形成了側(cè)向支承壓力。新102工作面材料巷超前支護(hù)段在兩側(cè)采空區(qū)形成的側(cè)向支承壓力與新102工作面回采形成的超前支承壓力相互疊加作用下，頂板壓力會顯著增高。再加之隨著工作面的不斷推進(jìn)，工作面周期性來壓會致使超前支承壓力呈現(xiàn)周期性波動?，F(xiàn)場礦壓觀測表明，來壓時超前支承壓力會顯著增大，其動載系數(shù)最大為1.46，說明來壓時超前支護(hù)需要承受更大的壓力。這也是新102工作面材料巷超前支護(hù)段圍巖破壞嚴(yán)重的一個重要因素。

3 超前支護(hù)段圍巖控制技術(shù)及效果

3.1 巷道超前支護(hù)段圍巖控制措施

(1)采用“錨網(wǎng)+W鋼帶+錨索+U型鋼棚”的聯(lián)合支護(hù)方式，如圖5所示。巷道頂板采用φ22－M24－2200mm螺紋鋼錨桿支護(hù)，每排5根，垂直于頂板布置，其間排距為1000mm×1000mm，兩側(cè)錨桿向兩幫傾斜10°;在相鄰兩排錨桿中間選用φ17.8×7300mm單體錨索支護(hù)，每排3根，垂直于頂板布置，其間排距為1000mm×2000mm。兩幫采用φ22－M24－2200mm螺紋鋼錨桿支護(hù)，每排4根，垂直于兩幫布置，其間排距為800mm×1000mm，上部錨桿距頂板300mm。此外，還在材料巷中架設(shè)U型鋼棚，棚腿與兩幫以及棚梁與頂板之間選用木板填充，使其充分接觸，避免應(yīng)力集中。

圖5 新102工作面材料巷支護(hù)

(2)在材料巷距工作面約30m范圍內(nèi)，選取ZT2×3200/18/35型液壓支架加強(qiáng)支護(hù)，其左、右兩架形成一組，一共6組，平行于巷道布置，見圖6(a)。支架為四連桿支撐掩護(hù)式，兩架之間頂梁間由防倒防滑千斤頂連接，每架由前后兩節(jié)組成，前節(jié)的頂梁后部與后節(jié)的伸縮梁相連，前節(jié)的底座后部與后節(jié)的底座前部通過連接頭、移架千斤頂相連，前后節(jié)互為依托，達(dá)到移架的目的。

(3)在距工作面30～100m材料巷的中央以及兩側(cè)距兩幫400mm處，選用DZ－35(31.5)型單體支柱并配以3.6m π型鋼梁，1梁3柱，加強(qiáng)支護(hù)。

3.2 巷道超前支護(hù)段圍巖控制效果分析

圖6 超前支架及其在現(xiàn)場支護(hù)

(1)合理的支護(hù)方式與支護(hù)強(qiáng)度能顯著提高巷道圍巖的穩(wěn)定性［11］，新102工作面材料巷采用“錨網(wǎng)+W鋼帶+錨索+U型鋼棚”的聯(lián)合支護(hù)方式，改善了圍巖應(yīng)力狀態(tài)，能夠使巷道圍巖形成自承載結(jié)構(gòu)，充分發(fā)揮圍巖自承載能力，有效控制巷道變形，使巷道長期處于比較穩(wěn)定的狀態(tài)。

(2)在超前支架的支撐作用下，超前支護(hù)段巷道頂板下沉得到了顯著的改善，如圖6(b)所示。通過現(xiàn)場實測，其下沉量由原先平均27mm/d減少到8mm/d，能夠有效控制新102工作面材料巷超前支護(hù)段破碎頂板，保障了工作面生產(chǎn)安全，加快了工作面推進(jìn)速度，提高了經(jīng)濟(jì)效益。

(3)在“單體支柱配以π型鋼梁，1梁3柱”加強(qiáng)支護(hù)作用下，U型鋼棚頂梁彎曲下沉情況得到了有效控制。此外，由于單體支柱承受了大部分頂板壓力，U型鋼棚腿彎曲變形也得到了明顯改善。

4 結(jié)論

(1)新102材料巷布置在煤柱區(qū)域內(nèi)，且與新104綜放面采空區(qū)和9號煤采空區(qū)的水平距離僅為13m和8m，在新104綜放面和9號煤采空區(qū)側(cè)向支承壓力以及新102工作面超前支承壓力等多重支承壓力作用下，巷道頂板破碎，穩(wěn)定性差，支護(hù)異常困難。

(2)為了控制巷道圍巖變形，保持巷道圍巖穩(wěn)定，新102工作面材料巷采用了“錨網(wǎng)+W鋼帶+錨索+U型鋼棚”的聯(lián)合支護(hù)方式，有效控制了巷道圍巖變形，取得了理想的支護(hù)效果。

(3)ZT2×3200/18/35型超前支護(hù)液壓支架對頂?shù)装宓倪m應(yīng)性強(qiáng)，一組2架，互為支撐，姿態(tài)可由防倒千斤頂調(diào)節(jié)，穩(wěn)定性好，實現(xiàn)了超前支護(hù)機(jī)械化，能夠有效控制新102工作面材料巷超前支護(hù)段破碎頂板。

［1］陳炎光，陸士良.中國煤礦巷道圍巖控制［M］.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社，1994.

［2］朱潤生.極近距離煤層回采巷道合理位置確定與支護(hù)技術(shù)［J］.煤炭科學(xué)技術(shù)，2012，40(2):10－13.

［3］張海韋，張農(nóng)，闞甲廣，等.采空區(qū)下軟煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制技術(shù)［J］.煤炭科學(xué)技術(shù)，2010，38(8).

［4］屠世浩，王方田，竇鳳金，等.上層煤柱下綜放沿空回采巷道礦壓規(guī)律研究［J］.中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報，2010，39(1).

［5］謝文兵，史振凡，陳曉祥.工作面開采對底板巖巷穩(wěn)定性的影響［J］.中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報，2004，33(1):82－85.

［6］謝文兵，史振凡，殷少舉.近距離跨采對巷道圍巖穩(wěn)定性影響分析［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2004，23(12).

［7］錢鳴高，石平五.礦山壓力與巖層控制［M］.徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社，2003.

［8］陸士良，孫永聯(lián)，姜耀東.巷道與上部煤柱邊緣間水平距離的選擇［J］.中國礦業(yè)大學(xué)學(xué)報，1993，22(2):1－7.

［9］馬全禮，李 洪，白景志.極近距離下位煤層工作面巷道布置及其支護(hù)方式［J］.煤炭科學(xué)技術(shù)，2006，34(9):37－39.

［10］張金才，張玉卓，劉天泉.巖體滲流與煤層底板突水［M］.北京:地質(zhì)出版社，1997.

［11］方新秋，郭敏江，呂志強(qiáng).近距離煤層群回采巷道失穩(wěn)機(jī)制及其防治［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2009，28(10).

［12］張百勝，楊雙鎖，康立勛，等.極近距離煤層回采巷道合理位置確定方法探討［J］.巖石力學(xué)與工程學(xué)報，2008，27 (1):97－101.