厚煤層沿空留巷巷道實(shí)體側(cè)煤柱補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)技術(shù)研究

郭子程

(山西高河能源有限公司,山西 長(zhǎng)治 047100)

我國(guó)厚煤層儲(chǔ)量約占煤炭?jī)?chǔ)量的45%[1],厚煤層沿空留巷對(duì)回收煤柱和解決瓦斯超標(biāo)問(wèn)題具有重要意義。厚煤層開采后,頂板旋轉(zhuǎn)空間大,對(duì)沿空留巷巷旁支護(hù)的動(dòng)載影響劇烈。沿空留巷一般經(jīng)歷5個(gè)階段[2],即掘巷影響階段、相鄰工作面一次超前采動(dòng)階段、一次滯后采動(dòng)階段、留巷穩(wěn)定階段和本工作面二次采動(dòng)超前影響階段。厚煤層巷道頂板均為頂煤,受多次加載和卸載作用,頂煤和實(shí)體側(cè)煤柱容易破碎,整體剛度降低,系統(tǒng)穩(wěn)定性進(jìn)一步減弱。因此,厚煤層沿空留巷的應(yīng)用較少。

目前厚煤層沿空留巷方式主要有柔?；炷翂χёo(hù)[3]和“110”工法[4],相應(yīng)的沿空留巷理論主要有“強(qiáng)支理論”“柔-強(qiáng)組合”“支-卸組合”等?？导t普[5]在淮南謝家集深部礦井,提出“三高一低”錨桿錨索作為巷內(nèi)基本支護(hù),膏體充填作為巷旁支護(hù)。張農(nóng)[6]根據(jù)應(yīng)力差異化,提出分區(qū)治理辦法,并通過(guò)強(qiáng)力控頂支架和高強(qiáng)度混凝土墻體實(shí)現(xiàn)巷道穩(wěn)定。譚云亮[7]根據(jù)大斷面堅(jiān)硬頂板的結(jié)構(gòu)特征,提出“柔-強(qiáng)”組合巷旁支護(hù),即上部采用塑性變形大的材料吸收前期變形,下部采用強(qiáng)度較高的材料承擔(dān)頂板后期壓力,實(shí)現(xiàn)“實(shí)體煤柱-充填體-矸石”三者共同承載。侯公羽[8]進(jìn)行了爆破切頂高度對(duì)混凝土巷旁支護(hù)的影響研究,通過(guò)爆破減少懸臂長(zhǎng)度,減少動(dòng)壓影響,維護(hù)巷旁支護(hù)體完整。

上述研究主要針對(duì)巷旁充填體形式和頂板支護(hù)結(jié)構(gòu)展開,在現(xiàn)場(chǎng)厚煤層應(yīng)用過(guò)程中,對(duì)充填體破壞較少,主要存在充填體鉆頂、鉆底,實(shí)體側(cè)煤柱整體擠出現(xiàn)象,影響巷道的二次復(fù)用。因此,本文以高河能源W4302工作面為工程背景,對(duì)實(shí)體側(cè)煤柱受力和變形特征進(jìn)行分析,提出相應(yīng)的治理手段,最后通過(guò)數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)進(jìn)行驗(yàn)證。

1 礦井地質(zhì)條件

W4302工作面為高河能源西四盤區(qū)工作面,切眼長(zhǎng)度325 m,所采煤層為3#煤層,煤厚5.15～6.70 m,平均5.74 m；煤層傾角為1°～9°,平均5°,煤層埋深383.4～456.8 m。煤層無(wú)發(fā)火自燃現(xiàn)象,屬不易自燃煤層。礦井絕對(duì)瓦斯涌出量269.28 m3/min,屬高瓦斯礦井。北臨W4301工作面采空區(qū),東接+450 m水平南翼大巷,西面為礦界,南面為未采區(qū)。工作面順槽沿底掘進(jìn),巷道寬×高為5 300 mm×3 900 mm,整體采用錨網(wǎng)索+梯子梁支護(hù)。工作面位置關(guān)系見圖1,巷道支護(hù)斷面見圖2,工作面巖性見表1。

圖1 工作面位置圖Fig.1 Working face location

圖2 巷道支護(hù)斷面圖Fig.2 Cross section of roadway support

表1 W4302工作面巖性Table 1 Lithology of W4302 working face

沿空留巷巷道為W4302進(jìn)風(fēng)順槽,其作為上個(gè)工作面W4301工作面的運(yùn)輸順槽,保留下來(lái)為下個(gè)工作面服務(wù)。通風(fēng)形式變成由W4302進(jìn)風(fēng)順槽和膠帶順槽進(jìn)風(fēng),W4302回風(fēng)順槽回風(fēng),使得W4302工作面進(jìn)風(fēng)順槽實(shí)現(xiàn)W型+高抽的通風(fēng)方式。

沿空留巷巷旁支護(hù)為C30混凝土澆筑柔模墻,寬度1.5 m。巷內(nèi)支護(hù)形式為錨網(wǎng)索+梯子梁支護(hù)。錨桿采用500#左旋無(wú)縱肋螺紋鋼錨桿,錨固形式為端頭錨固,型號(hào)為Φ22 mm×2 400 mm,間排距為1 200 mm×90 mm。采用高強(qiáng)度低松弛鋼絞線錨索,鋼絞線錨索直徑為Φ18.96 mm,長(zhǎng)度為8 300 mm,間排距為2 200 mm×900 mm,錨索托盤規(guī)格為300 mm×300 mm×16 mm。網(wǎng)片有塑料雙抗網(wǎng)和金屬網(wǎng)兩種,金屬網(wǎng)片為10#鉛絲加工編制的經(jīng)緯網(wǎng),網(wǎng)孔為50 mm×50 mm。梯子梁選用Φ14 mm圓鋼加工而成。

2 煤柱受力變形特征分析

2.1 煤柱受力特征分析

沿空留巷巷道全生命周期內(nèi)將經(jīng)歷5個(gè)階段,各個(gè)階段內(nèi)的應(yīng)力加卸載路徑不同導(dǎo)致煤柱失穩(wěn)破壞程度不同。各個(gè)階段的應(yīng)力路徑和演化規(guī)律如下。

1)巷道掘進(jìn)階段。巷道掘進(jìn)的應(yīng)力路徑為加載和卸載同步進(jìn)行,原來(lái)處于三向加載狀態(tài)的煤柱,由于開挖卸載的影響,應(yīng)力大小和方向進(jìn)行調(diào)整,切向應(yīng)力加載的同時(shí)徑向應(yīng)力卸載,導(dǎo)致煤體發(fā)生破壞,進(jìn)入塑性狀態(tài),符合卡斯特納方程[9],如圖3中曲線g所示。此時(shí),主要為靜載作用,巷道變形量小,與正常巷道掘進(jìn)來(lái)壓規(guī)律一致。

2)第一個(gè)工作面超前影響階段。巷道超前來(lái)壓階段(距工作面30～50 m),應(yīng)力路徑為加載,力源為工作面頂板的超前斷裂,煤柱淺部塑性區(qū)范圍增大,承載能力降低,應(yīng)力向煤體深部轉(zhuǎn)移,來(lái)壓系數(shù)超過(guò)掘進(jìn)時(shí)影響,應(yīng)力如圖3曲線f所示。此時(shí),頂板載荷由煤體、超前支護(hù)(單體或端頭支架)共同承擔(dān)。

3)第一個(gè)工作面滯后影響階段。根據(jù)來(lái)壓步距和滯后影響范圍,沿空留巷煤體主要經(jīng)歷4次加卸載作用過(guò)程。a. 在工作面后方附近,基本頂未破斷前,應(yīng)力路徑為加載。頂板的懸臂梁結(jié)構(gòu),隨著工作面推進(jìn),懸臂長(zhǎng)度加大,產(chǎn)生彎曲下沉,來(lái)壓系數(shù)繼續(xù)增大,煤柱淺部塑性區(qū)范圍增大,應(yīng)力向煤體深部轉(zhuǎn)移,如圖3曲線e所示。此時(shí)開始澆筑柔?；炷翂w,但強(qiáng)度未達(dá)到極限強(qiáng)度,頂板載荷由煤柱、墻體、臨時(shí)支護(hù)共同承擔(dān)。b. 在留巷段1個(gè)周期來(lái)壓步距(25 m)內(nèi),基本頂板彎曲下沉達(dá)到極限后破斷,出現(xiàn)反彈,應(yīng)力路徑為卸載。巷道頂板結(jié)構(gòu)為弧形三角塊,經(jīng)歷一次動(dòng)壓,如圖3曲線d所示。頂板斷裂后為給定變形狀態(tài),動(dòng)壓主要由混凝土墻體承擔(dān),煤柱受力降低。c. 留巷段2～3個(gè)周期來(lái)壓步距(50 m)的范圍內(nèi),上覆巖層活動(dòng)相對(duì)穩(wěn)定,內(nèi)應(yīng)力場(chǎng)應(yīng)力明顯下降,應(yīng)力路徑為加卸載,頂板為大結(jié)構(gòu)-小結(jié)構(gòu),出現(xiàn)內(nèi)外應(yīng)力場(chǎng),如圖3曲線c所示。此時(shí)頂板進(jìn)一步旋轉(zhuǎn),開始觸矸,頂板壓力由煤柱、墻體、采空區(qū)矸石共同承擔(dān),但受頂板回轉(zhuǎn)影響,煤體的變形加大,導(dǎo)致受力出現(xiàn)增加。d. 留巷段50～150 m區(qū)域以外,基本頂及更上位巖層運(yùn)動(dòng)仍處于結(jié)構(gòu)和應(yīng)力調(diào)整期,向下傳遞壓力,應(yīng)力路徑為加載。此時(shí),整個(gè)采場(chǎng)影響范圍較大,可引發(fā)底鼓、幫鼓等現(xiàn)象,應(yīng)力如圖3曲線b所示。

4)留巷穩(wěn)定階段。第一個(gè)工作面開采穩(wěn)定至第二個(gè)工作面開采前,沿空留巷巷道服務(wù)時(shí)間較長(zhǎng),此時(shí)主要發(fā)生蠕變,主要為加載過(guò)程,即應(yīng)力保持不變,巷道發(fā)生微量變形。

5)第二個(gè)工作面二次影響階段。二次回采超前影響階段(50 m以外),第二個(gè)工作面頂板超前斷裂,打破處于平衡狀態(tài)的弧形三角塊頂板結(jié)構(gòu),應(yīng)力路徑為加卸載,此時(shí)超前影響距離大于第一個(gè)工作面的超前影響距離,如圖3曲線a所示。

圖3 沿空留巷服務(wù)周期內(nèi)受力情況圖Fig.3 Stress diagram of gob side entry retaining in service period

2.2 煤柱變形分析

根據(jù)上文煤柱的受力特征分析可知,沿空留巷巷道充填體和實(shí)體煤側(cè)都經(jīng)歷了多次動(dòng)壓和加卸載過(guò)程,產(chǎn)生了不同程度的損傷和破壞。在上述過(guò)程中,巷道變形占主導(dǎo)過(guò)程為第一個(gè)工作面滯后影響階段。

根據(jù)圖4和圖5,結(jié)合巷道支護(hù)參數(shù)可以看出,受多次加卸載作用,煤體發(fā)生擴(kuò)容變形,塑性區(qū)范圍加大,整體擠出導(dǎo)致幫鼓,當(dāng)變形量超過(guò)錨桿的極限延伸值和梯子梁變形量時(shí),支護(hù)構(gòu)件發(fā)生破壞，這一方面與錨桿錨固范圍較小有關(guān)；另一方面是由于煤體已經(jīng)發(fā)生塑性破壞,承載能力不足引起的。

圖4 煤幫頂角梯子梁剪斷Fig.4 Shearing of ladder shaped beam at the top corner of coal walls

圖5 煤幫鼓出Fig.5 Heave of coal walls

根據(jù)應(yīng)力和變形特征可以看出,頂板的來(lái)壓加載和煤柱失穩(wěn)卸載是導(dǎo)致煤柱塑性區(qū)不斷增加的原因。煤柱結(jié)構(gòu)失穩(wěn)導(dǎo)致強(qiáng)度降低,由外向內(nèi)產(chǎn)生漸進(jìn)破壞,最終影響巷道的使用。

3 煤柱補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)技術(shù)分析

3.1 補(bǔ)強(qiáng)總體方案

針對(duì)煤柱破壞機(jī)理,主要從解決卸載方面著手,一方面提高外約束,恢復(fù)側(cè)向圍壓,選擇補(bǔ)打錨索;另一方面提高破碎煤體的承載能力,選擇注漿。在現(xiàn)場(chǎng)錨索補(bǔ)打過(guò)程中發(fā)現(xiàn)煤體破碎,錨索錨固力較低,受力僅為50～80 kN,遠(yuǎn)未發(fā)揮出錨索主動(dòng)約束作用,因此采用注漿。

3.2 注漿參數(shù)

1)注漿材料。結(jié)合高河煤礦現(xiàn)有的注漿材料,采用晉安加固I號(hào)化學(xué)漿?；瘜W(xué)漿具體參數(shù)見表2。

表2 化學(xué)漿材料參數(shù)Table 2 Material parameters of chemical pulp

2)注漿間排距。漿液擴(kuò)散半徑,根據(jù)馬格公式[10]中注漿壓力、注漿時(shí)間、裂隙發(fā)育程度等確定,見公式(1)。

(1)

式中:R為經(jīng)過(guò)時(shí)間t后漿液的最終擴(kuò)散半徑,m;t為注漿時(shí)間,取1 200 s;k為滲透系數(shù),取3×10-3m/s;h為注漿壓力相對(duì)于水柱的高度,取1×102m;R′為注漿管的半徑,取2.1×10-2m;β為漿液黏度與水的黏度比,取2;n為孔隙率,取3%。

根據(jù)式(1),估算漿液擴(kuò)散半徑約為1.6 m。參考錨桿間排距,要保證注漿管鉆孔不影響錨桿錨索的錨固,因此選取注漿排距為1.8 m。

3)注漿壓力。注漿壓力與注漿擴(kuò)散范圍整體呈正相關(guān),在考慮擴(kuò)散范圍的同時(shí)還要考慮煤體整體性。當(dāng)壓力較高時(shí),容易出現(xiàn)劈裂注漿,反而破壞煤體的完整性,因此壓力不能很高。根據(jù)高河能源其他位置的注漿經(jīng)驗(yàn),確定淺孔注漿壓力為0.8 MPa,深孔注漿壓力取2.5 MPa。

4)注漿方式。為了保證注漿整體的覆蓋面,采用深淺孔結(jié)合的注漿方式。錨桿長(zhǎng)度為2.4 m,塑性區(qū)范圍為6.5 m?？紤]到漿液擴(kuò)散范圍為1.6 m,因此選擇淺孔注漿深度2 m,深孔注漿深度為5 m。

4 煤柱補(bǔ)強(qiáng)效果分析

4.1 補(bǔ)強(qiáng)效果數(shù)值模擬分析

為驗(yàn)證W4302進(jìn)風(fēng)順槽經(jīng)補(bǔ)強(qiáng)加固方案后的支護(hù)效果,本節(jié)對(duì)W4302進(jìn)風(fēng)順槽圍巖在W4302工作面回采時(shí)的應(yīng)力分布、位移變形情況及塑性區(qū)分布情況進(jìn)行數(shù)值模擬分析。

注漿前后煤體取芯結(jié)果如表3所示。從表中可以看出，注漿后抗壓強(qiáng)度由9.49 MPa提升到14.51 MPa,提升1.5倍。

表3 注漿前后煤體參數(shù)表Table 3 Parameters of coal body before and after grouting

通過(guò)實(shí)驗(yàn)室試驗(yàn),確定煤體加固后的強(qiáng)度,在FLAC軟件中進(jìn)行代入,其他模擬條件均一致。

圖6和圖7是W4302工作面推進(jìn)70 m時(shí),即觀測(cè)點(diǎn)距工作面30 m時(shí),W4302進(jìn)風(fēng)順槽圍巖在原支護(hù)條件與補(bǔ)強(qiáng)加固支護(hù)下的垂直應(yīng)力云圖和塑性區(qū)云圖對(duì)比。

(a)垂直應(yīng)力分布圖

(b)塑性區(qū)分布圖圖6 原支護(hù)條件下工作面推進(jìn)70 m的應(yīng)力塑性區(qū)云圖Fig.6 Nephogram of 70 m stress plastic zone of working face in the condition of original supporting

(a)垂直應(yīng)力分布圖

(b)塑性區(qū)分布圖圖7 補(bǔ)強(qiáng)條件下工作面推進(jìn)70 m的應(yīng)力塑性區(qū)云圖Fig.7 Nephogram of 70 m stress plastic zone of working face in the condition of reinforcement

1)垂直應(yīng)力分布。從圖中可以看出,在觀測(cè)點(diǎn)距工作面30 m時(shí),在原支護(hù)條件下W4302進(jìn)風(fēng)順槽頂板應(yīng)力降低明顯區(qū)為頂板上方約3.1 m處;在補(bǔ)強(qiáng)加固支護(hù)后W4302進(jìn)風(fēng)順槽頂板應(yīng)力降低明顯區(qū)為頂板上方2.7 m處。原支護(hù)條件下,煤柱幫應(yīng)力集中,最大值27.1 MPa,柔模墻幫頂端應(yīng)力為31.6 MPa;補(bǔ)強(qiáng)加固后,巷道圍巖應(yīng)力集中水平整體降低,然而煤柱幫表面應(yīng)力升高,煤柱幫應(yīng)力最大值25.2 MPa,柔模墻頂部應(yīng)力集中為25.9 MPa。

總體來(lái)說(shuō),W4302進(jìn)風(fēng)順槽圍巖在補(bǔ)強(qiáng)加固后應(yīng)力降低區(qū)略微減小,煤柱淺部圍巖所承受的應(yīng)力增大,深部圍巖應(yīng)力集中變小。這是因?yàn)檠a(bǔ)強(qiáng)加固后圍巖由原來(lái)的疏松狀態(tài)轉(zhuǎn)變?yōu)檎w狀態(tài),內(nèi)聚力和抗壓強(qiáng)度增大,所能承受壓力的圍巖范圍向巷道方向移動(dòng),煤柱幫深部所承擔(dān)的部分壓力開始向巷道表面逐漸轉(zhuǎn)移,應(yīng)力由煤體和墻體共同承擔(dān)。

2)塑性區(qū)分布。從圖中紅色區(qū)域可以看出,在觀測(cè)點(diǎn)距工作面30 m處,比較原支護(hù)條件與補(bǔ)強(qiáng)加固條件下W4302進(jìn)風(fēng)順槽附近區(qū)域塑性區(qū)分布狀態(tài)發(fā)現(xiàn),塑性區(qū)范圍變小,原支護(hù)條件下煤柱幫塑性區(qū)深度為6.5 m左右,補(bǔ)強(qiáng)加固后塑性區(qū)深度控制在6 m左右。

4.2 補(bǔ)強(qiáng)效果現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析

從表4中可以看出,采取加固措施后,頂?shù)装逡平亢鸵平俾示玫接行p少,主要變化為頂板下沉量減少,由506 mm變?yōu)?04 mm,減少約40%。主要原因?yàn)橄锏姥氐拙蜻M(jìn),巷道上方為頂煤,受多次加卸載作用影響,煤體發(fā)生擴(kuò)容變形,下沉量明顯。當(dāng)幫部注漿后,幫部承載能力加強(qiáng),能有效承擔(dān)頂板壓力。底鼓量變化不大,主要是底板較硬,來(lái)壓主要對(duì)軟弱煤體進(jìn)行破壞。

表4 注漿前后位移量Table 4 Displacement before and after grouting

5 結(jié)論

1)沿空留巷巷道經(jīng)歷5次加卸載過(guò)程,其中以第一個(gè)工作面滯后影響階段最大。

2)受多次加卸載作用影響,煤體發(fā)生擴(kuò)容變形,塑性區(qū)范圍超過(guò)錨桿錨固范圍,整體擠出導(dǎo)致幫鼓。此時(shí),采用錨索補(bǔ)強(qiáng)時(shí)效果不佳,因此選用注漿補(bǔ)強(qiáng)。

3)選用深淺孔注漿方式,淺孔注漿壓力為0.8 MPa,深孔注漿壓力取2.5 MPa,淺孔注漿深度2 m,深孔注漿深度5 m,注漿間排距為1.8 m。

4)通過(guò)對(duì)注漿后煤體取芯發(fā)現(xiàn),抗壓強(qiáng)度由9.49 MPa提升到14.51 MPa,提升1.5倍。

5)通過(guò)數(shù)值模擬發(fā)現(xiàn)塑性區(qū)范圍減少0.5 m,現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)發(fā)現(xiàn)頂板下沉量減少40%,表明注漿效果良好。