大采高大斷面沿空巷道圍巖控制技術(shù)研究

郅榮偉

(山西工程職業(yè)學(xué)院，山西 太原 030001)

一直以來，厚煤層開采技術(shù)的優(yōu)化研究一直都是我國煤炭開采領(lǐng)域的重點(diǎn)研究內(nèi)容，因工作面開采時(shí)間逐漸變短，對礦井的銜接部署也就提出了更高的要求[1-3]。部分礦井因銜接調(diào)整不利或面臨資源枯竭等問題，工作面順序布置出現(xiàn)沿空巷道，回采過程中采掘壓力與臨空動壓疊加，極大地影響了巷道圍巖的穩(wěn)定[4-6]。大量學(xué)者對厚煤層沿空巷道煤柱合理寬度及巷道控制方面進(jìn)行了研究，取得了較為豐富的成果。張百勝等[7]針對小煤柱護(hù)巷礦壓顯現(xiàn)劇烈問題，提出了切頂卸壓技術(shù)；張洪偉等[8]則提出了上區(qū)段端頭垮落煤巖體注漿充填/加固技術(shù)；程利興等[9]提出以“高預(yù)應(yīng)力主動支護(hù)、注漿改性加固、強(qiáng)幫護(hù)頂”為核心的沿空掘巷支護(hù)技術(shù)，針對開采擾動問題；郭重托[10]提出了錨桿索、單體支柱、π型梁支護(hù)技術(shù)；李季等[11]從應(yīng)力差分布角度對煤柱寬度進(jìn)行了優(yōu)化。但由于我國煤礦眾多，各礦地質(zhì)生產(chǎn)條件不盡相同，高地應(yīng)力條件下，大采高大斷面巷道圍巖受采動影響劇烈，巷道圍巖變形及控制難度也要遠(yuǎn)大于普通巷道，生產(chǎn)實(shí)踐中需根據(jù)實(shí)際情況進(jìn)行分析[12-14]。以紅慶河煤礦3402工作面為研究對象，采用理論計(jì)算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場實(shí)測等方法確定區(qū)段煤柱合理寬度并提出了支護(hù)優(yōu)化技術(shù)方案，在現(xiàn)場試驗(yàn)中控制效果較好，為類似礦井提供參考。

1 工程概況

紅慶河煤礦3402工作面位于礦井北翼，主采3煤層，煤層結(jié)構(gòu)簡單，平均埋深約700m，煤層平均厚度為6.3m，采用大采高采煤法進(jìn)行回采，一次采高達(dá)到6m，3402工作面巷道布置如圖1所示。3401工作面回采完畢后，沿空區(qū)邊緣預(yù)留窄煤柱進(jìn)行沿空掘巷，用于3402工作面回風(fēng)、材料運(yùn)送及行人通道。考慮到液壓支架運(yùn)輸尺寸，軌道巷斷面設(shè)計(jì)達(dá)到5.5m×4m，巷道高度達(dá)到4m，工作面煤巖柱狀圖如圖2所示。

圖1 3402工作面巷道布置

圖2 工作面煤巖綜合柱狀圖

由于大采高沿空巷道圍巖開采后圍巖變形破壞嚴(yán)重，破壞控制機(jī)理還不明晰。因此，為進(jìn)一步探究大采高沿空巷道圍巖變形破壞特征，調(diào)研礦井同水平條件其他巷道礦壓顯現(xiàn)情況，得到以往工作面沿空掘巷圍巖變形有如下特點(diǎn)：巷道受掘進(jìn)和多次采動影響，圍巖發(fā)生持續(xù)變形，頂板明顯彎曲下沉，兩幫收斂，底板發(fā)生底鼓，斷面收縮嚴(yán)重，表現(xiàn)出明顯的蠕變性；巷道掘進(jìn)期間，相比于實(shí)體煤側(cè)，采空區(qū)圍巖變形更嚴(yán)重，回采期間采動影響主要以本工作面為主，實(shí)體煤側(cè)圍巖變形大于采空區(qū)；以往其他工作面常規(guī)沿空巷道受工作面采動影響，頂幫較為破碎，局部地段變形強(qiáng)烈，錨桿網(wǎng)與托盤連接部位多處出現(xiàn)嚴(yán)重撕裂支護(hù)體扭曲甚至脫錨失效，服務(wù)期間礦方不得采用圍巖注漿加固、補(bǔ)打錨桿索等措施進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。

2 沿空巷道上覆巖層結(jié)構(gòu)特征

考慮到3402工作面基本頂上下方為互相鄰接的堅(jiān)硬巖層，僅對煤層上方的單一巖層基本頂?shù)钠茢辔恢眉耙?guī)律進(jìn)行簡化研究。考慮到煤體自身的變形特性，參考基本頂走向斷裂力學(xué)模型，實(shí)體煤上方可建立基本頂結(jié)構(gòu)彈性地基梁模型[15，16]，如圖3所示。

圖3 力學(xué)模型

將基本頂視為半無限長梁，則梁的彎曲微分方程見式(1)。

(1)

式中，q(x)為支承壓力影響范圍內(nèi)(x

(2)

式中，q0為上覆巖層重量；q1為采動引起的側(cè)向支承壓力，MPa。

p=-ky

(3)

式中，k為彈性地基剛度，令

(4)

式中，N1為作用于懸臂處內(nèi)力。

對于四階常系數(shù)微分方程，式(1)通解如式(5)：

(5)

式中，γ為上覆巖層容重。

假設(shè)qc為懸臂段均布載荷，長度為L1，聯(lián)立式(1)—式(5)，根據(jù)邊界條件可求得基本頂巖梁的撓曲方程，見式(6)，對其進(jìn)行多次求導(dǎo)可得巖梁最大彎矩x0：

(6)

式中，M0、Q0為采空區(qū)煤壁位置梁截面內(nèi)力參數(shù)。

將3402工作面相關(guān)參數(shù)代入上式得到距采空區(qū)煤壁3.0～3.5m范圍內(nèi)彎矩值達(dá)到最大，彎矩值達(dá)到230MN·m左右，最大彎矩值為230.9MN·m，位于距煤壁3m處；因此，基本頂巖梁于3.0～3.5m范圍斷裂可能性較大。

3 巷道圍巖變形破壞數(shù)值模擬分析

3.1 偏應(yīng)力理論

巷道破壞主要由偏應(yīng)力差引起，巷道破壞模擬過程中需要考慮偏應(yīng)力對巖體破壞作用。巷道在開挖后圍巖受到的偏應(yīng)力不為零，此時(shí)巖體產(chǎn)生變形和破壞。巷道圍巖中任意一點(diǎn)的應(yīng)力狀態(tài)可以由張量矩陣表示，見式(7)[17-19]：

(7)

式中，P為各向相等的靜水應(yīng)力，P=(σ1+σ2+σ3)/3；等式右邊第2項(xiàng)是偏應(yīng)力。

其中，σ1-P為最大主偏應(yīng)力σ′，在應(yīng)力張量中起主導(dǎo)作用，偏應(yīng)力計(jì)算公式見式(8)：

(8)

3.2 不同煤柱寬度模擬分析

現(xiàn)有研究表明大采高沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性與工作面采高以及巷道高度、跨度等有著密切的聯(lián)系，因此采用FLAC3D數(shù)值模擬，設(shè)置模擬方案模擬不同因素影響下，3402軌道巷圍巖偏應(yīng)力分布特征及兩幫偏應(yīng)力演化規(guī)律，從而研究沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性受采高與巷道寬高比的影響規(guī)律，進(jìn)一步揭示沿空掘巷圍巖變形破壞機(jī)理。

模型大小為250m×100m×100m(長×寬×高)，巷道斷面5.5m×4m，采高6m，模型周圍各邊界均為水平位移約束，底部為固定位移約束，上邊界為自由邊界。巖石力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 巖石力學(xué)參數(shù)

圖4 巷道兩幫垂直應(yīng)力分布曲線

當(dāng)煤柱寬度為4～12m時(shí)，應(yīng)力值迅速增大至峰值后衰減，總體呈“單峰型”，當(dāng)6m≤l≤12m時(shí)，煤柱幫內(nèi)應(yīng)力值逐漸增大，承載能力大幅提高；當(dāng)18m≤l≤24m時(shí)，垂直應(yīng)力先增大至第一極值，而后降低、升高至第二極值，最終呈巷道側(cè)低、采空區(qū)側(cè)高的非對稱“雙峰型”布置。

隨著與巷道表面距離的增加，淺部煤體內(nèi)支承壓力呈快速增加至峰值，深部按負(fù)指數(shù)曲線關(guān)系衰減，曲線上升路徑基本一致；與上述煤柱幫內(nèi)應(yīng)力變化規(guī)律相一致，4m≤l≤12m，來自頂板的絕大部分壓力由實(shí)體煤承擔(dān)，實(shí)體煤側(cè)高分布。

兩幫垂直應(yīng)力峰值分布如圖5所示，由圖5可知，當(dāng)煤柱寬度為4～12m時(shí)，峰值位置距巷道左幫5m處且未移動，當(dāng)18～24m時(shí)，峰值位置向巷道淺部移近1m，這是由于留寬煤柱沿空巷道圍巖受采空側(cè)采動影響減弱引起的。由于窄煤柱寬度增加，煤柱完整性與承載能力將大幅度提高，而增加至一定范圍后，大采高工作面強(qiáng)采動和巷道掘進(jìn)造成的支承壓力峰值相互疊加直至重合，產(chǎn)生垂直應(yīng)力極大值，煤柱寬度增加后，支承壓力疊加作用減弱，垂直應(yīng)力峰后區(qū)在煤柱內(nèi)部重疊，應(yīng)力峰值逐漸降低。

圖5 兩幫垂直應(yīng)力峰值分布

根據(jù)基本頂斷裂位置計(jì)算，煤柱寬度應(yīng)大于3.5m，依據(jù)“極限平衡理論”計(jì)算[20]，留設(shè)煤柱寬度4.4～5.2m，結(jié)合兩種理論計(jì)算，煤柱寬度應(yīng)大于5.2m。

為保證煤柱有一定穩(wěn)定承載區(qū)，煤柱寬度合理范圍應(yīng)為“5.2～7m”。綜合基本頂斷裂位置以及煤柱極限平衡理論計(jì)算，并且重點(diǎn)考慮沿空掘巷降低煤炭資源浪費(fèi)等因素，最終確定3402工作面沿空掘巷的窄煤柱合理留設(shè)寬度為6m。

3.3 不同采高

考慮礦井生產(chǎn)實(shí)際條件，分別設(shè)置3402工作面采高為3m，4m，5m，6m，7m六種采高，通過單一變量進(jìn)行模擬。將不同采高條件下，沿空巷道兩幫監(jiān)測數(shù)據(jù)提取計(jì)算得到偏應(yīng)力值，軌道巷兩幫偏應(yīng)力演化規(guī)律曲線，如圖6所示。

圖6 不同采高巷道偏應(yīng)力及峰值變化曲線

由圖6(a)可知：從巷道左側(cè)淺部逐漸深入實(shí)體煤內(nèi)，實(shí)體煤幫偏應(yīng)力值經(jīng)歷先急速增長至峰值。距巷道左側(cè)0～5m范圍內(nèi)(急速增長段)，偏應(yīng)力曲線上升路徑基本一致，采高增加對于巷道實(shí)體煤幫影響有限，在5～15m范圍，隨采高增加，偏應(yīng)力曲線下降速率變緩，同一深度偏應(yīng)力值輕微增加，而后基本趨于恒定，與上述擴(kuò)散范圍增大結(jié)果一致。巷道淺部0～2m范圍內(nèi)偏應(yīng)力值較小，表明此區(qū)域經(jīng)巷道掘進(jìn)影響，表面破壞嚴(yán)重，應(yīng)選用長度不低于2m的錨桿，對淺部破碎圍巖進(jìn)行錨固。4～5m偏應(yīng)力進(jìn)一步增至峰值，之后逐漸減小，于15m后保持恒定，表明此區(qū)域圍巖完整性較好，是錨索支護(hù)的關(guān)鍵承載段，但是考慮到現(xiàn)有錨索規(guī)格，峰值附近的區(qū)域可作為錨索錨固點(diǎn)。

由圖6(b)可知：偏應(yīng)力呈現(xiàn)先緩慢后快速增長至峰值，而后又經(jīng)歷先快速后緩慢減小的過程。煤柱幫兩端淺部煤體(0～1m和5～6m)偏應(yīng)力均僅有3MPa左右，表明采動及掘進(jìn)影響下煤柱兩幫淺部煤體破壞嚴(yán)重，煤柱深部偏應(yīng)力值則相對較高，錨桿錨固于此區(qū)域穩(wěn)定性較好。以煤柱中軸(x=3m)為界限，采高3m時(shí)，煤柱內(nèi)右側(cè)偏應(yīng)力值明顯高于左側(cè)，采高3～6m增大過程中，煤柱內(nèi)偏應(yīng)力左、右兩側(cè)差值逐漸縮小，采高7m時(shí)，右側(cè)偏應(yīng)力值最終低于左側(cè)，表明存在某個(gè)臨界采高，小于臨界高度時(shí)，煤柱穩(wěn)定性受掘進(jìn)影響明顯，大于臨界高度時(shí)，煤柱穩(wěn)定性主要取決于強(qiáng)采動影響，受掘進(jìn)影響不大。隨著采高增加，煤柱偏應(yīng)力值逐漸降低，偏應(yīng)力峰值從12MPa逐漸減小至6MPa，峰值位置由3.5m轉(zhuǎn)移至3m，這表明大采高沿空掘巷煤柱幫淺部圍巖破壞加劇，煤柱內(nèi)穩(wěn)定承載區(qū)域逐漸收縮，煤柱幫支護(hù)難度增加，因此要加大煤柱幫側(cè)支護(hù)力度。

圖2 顯示了儒家社會規(guī)范對囚徒困境收益的改變。當(dāng)A不合作而B合作的時(shí)候，A的收益從4變?yōu)?-ax；當(dāng)A合作而B不合作的時(shí)候，B的收益從4變成4-by。這里，x和y表示儒家社會規(guī)范對不合作行為的“客觀”懲罰，或者是參與各方的一個(gè)“客觀”成本，a和b則可理解為當(dāng)事人對這種懲罰的心理感受程度，因此,ax和by可以理解為A和B感知到的成本。顯然，只要ax>1，和by>1,4-ax<3,4-by<3，儒家社會規(guī)范就可以使得“合作”變成一個(gè)納什均衡。

3.4 不同巷道跨度

跨度設(shè)為2.5m，3.5m，4.5m和5.5m四種跨度，采用上述同樣方法得到偏應(yīng)力峰值演化規(guī)律曲線，如圖7所示。

圖7 不同跨度巷道偏應(yīng)力及峰值變化曲線

由圖7(a)可知：從巷道左側(cè)淺部逐漸深入實(shí)體煤內(nèi)，實(shí)體煤幫偏應(yīng)力值經(jīng)歷先急速增長至峰值，而后以負(fù)指數(shù)曲線逐漸減小，最終趨于穩(wěn)定的過程。巷道淺部0～2m范圍內(nèi)偏應(yīng)力值較小，表明此區(qū)域巷道受采動影響，表面破壞嚴(yán)重，所以錨桿選型時(shí)長度應(yīng)至少不小于2m，2～5m內(nèi)偏應(yīng)力值急速增加，直至5m時(shí)增至峰值，之后逐漸減小，于15m后保持恒定，表明此區(qū)域煤體已具有較好的承載抗變形能力，可以給錨索提供較穩(wěn)定的錨固點(diǎn)。

由圖7(b)可知，以巷道中軸為界，巷道偏應(yīng)力值呈左低右高，表明巷道側(cè)淺部破壞受掘進(jìn)影響強(qiáng)烈，采空區(qū)側(cè)受工作面采動影響煤體更破碎。煤柱幫淺部偏應(yīng)力值均僅3MPa左右，向煤柱深部偏應(yīng)力值逐漸升高。巷道跨度增加，偏應(yīng)力峰值從6.7MPa輕微增加至7.0MPa，峰值位置保持在3m，表明巷道寬度增加，巷道頂板運(yùn)動使得煤柱壓縮變形增加，煤柱幫支護(hù)難度增加。

4 工程應(yīng)用

4.1 支護(hù)方案優(yōu)化

3402軌道巷為大采高、大斷面沿空巷道，巷道斷面為巷寬×中高=5.5m×4m，巷道支護(hù)參數(shù)不能簡單地按照以往工程經(jīng)驗(yàn)直接選取，高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨桿索支護(hù)系統(tǒng)穩(wěn)定性受支護(hù)參數(shù)影響明顯，為確定沿空巷道圍巖控制方案，基于上述對大采高大斷面巷道圍巖變形破壞特征的分析，結(jié)合礦井以往支護(hù)實(shí)踐，提出相應(yīng)的錨梁網(wǎng)加點(diǎn)錨索聯(lián)合支護(hù)，初步確定巷道具體支護(hù)方案如圖8所示。

圖8 改進(jìn)支護(hù)方案后支護(hù)(mm)

1)頂板支護(hù)。頂錨桿采用?22mm×2400mm等強(qiáng)度全螺紋鋼錨桿，配用尺寸規(guī)格為?150mm×9mm×26mm優(yōu)質(zhì)鋼盤、半球形墊圈和快速安裝螺帽。頂錨索采用?17.8mm×8500mm的小孔徑高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨索，巷中一道錨索與巷道頂板保持垂直，其余兩道錨索與鉛垂線保持15°夾角。錨桿索布置：頂板每排8根，中間四道錨桿間排距800mm×800mm，其余4道間排距700mm×800mm。

2)幫部支護(hù)。幫錨桿采用?20mm×2400mm的右旋等強(qiáng)度全螺紋鋼錨桿每孔采用兩支Z2360錨固劑，在兩幫來壓不大，較完整的區(qū)域配用寬度為100mm的梯子梁以及尺寸規(guī)格130mm×130mm×8mm金屬托盤，在兩幫較破碎的區(qū)域配用寬度為180mm的鋼帶加以支護(hù)。巷道兩幫底部錨桿與水平線保持30°夾角。

4.2 現(xiàn)場實(shí)測

1)圍巖表面位移。圍巖表面位移變化規(guī)律如圖9所示，由圖9可知，超前支承壓力影響下，巷道圍巖應(yīng)力增加，所以巷道變形明顯。因此，工作面回采期間，對沿空掘巷超前支承壓力影響范圍進(jìn)行了超前支護(hù)，由于軌道巷巷高大于4.0m，單體支柱無法進(jìn)行有效支護(hù)，故采取加密頂板錨索(?17.8mm×8500mm)的超前支護(hù)方式代替常規(guī)巷道原單體配合金屬鉸接頂?shù)某爸ёo(hù)方式，以確保工作面回采期間巷道超前支護(hù)段安全。

圖9 圍巖表面位移變化規(guī)律

2)錨桿索載荷分析。1#測站監(jiān)測的錨桿、錨索受力情況和變化規(guī)律如圖10所示。隨著工作面的推進(jìn)，錨桿錨索的載荷逐漸增大，其中頂板錨桿的載荷和右?guī)湾^索的載荷尤為明顯，分別達(dá)到了80kN和170kN，并未超出各自的屈服載荷。此時(shí)的錨桿、錨索載荷已經(jīng)是其使用期間遇到的最大載荷了，但依然沒有超過其屈服載荷，說明選用的錨桿錨索能夠滿足巷道的支護(hù)要求。

圖10 錨桿及錨索受力變化曲線

3)鉆孔應(yīng)力分析。測站鉆孔應(yīng)力與時(shí)間和工作面的距離的關(guān)系如圖11所示。巷道兩幫鉆孔的應(yīng)力隨著工作面的逐漸靠近而迅速增加且增加幅度較大。說明由測站進(jìn)入超前支承壓力范圍，巷道圍巖的應(yīng)力突然增加，鉆孔應(yīng)力隨之增大。而且比較采煤幫和非采煤幫鉆孔的應(yīng)力，可以發(fā)現(xiàn)采煤幫的鉆孔應(yīng)力要更大一些。

圖11 鉆孔應(yīng)力隨時(shí)間/工作面距離變化關(guān)系

綜上所述，由于工作面的推進(jìn)3402軌道巷1#測站的圍巖應(yīng)力突然增加，巷道兩幫發(fā)生了最大為700mm的變形量，在合理范圍內(nèi)，不影響正常的工作面回采，表明支護(hù)方案的可行性。錨桿、錨索測力計(jì)最大讀數(shù)分別為80kN和170kN，未發(fā)生錨桿錨索斷裂的現(xiàn)象，滿足巷道支護(hù)要求。測站煤體垂直應(yīng)力為35.6MPa，超出原巖應(yīng)力，表明巷道已處于超前支承壓力中，隨著回采面的推進(jìn)，仍需進(jìn)一步觀測巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律。因此，現(xiàn)場礦壓觀測結(jié)果均在合理范圍內(nèi)，支護(hù)效果良好，滿足了通風(fēng)及運(yùn)輸斷面的要求，驗(yàn)證了改進(jìn)支護(hù)方案的可行性。

5 結(jié) 論

1)根據(jù)支護(hù)方案改進(jìn)原則結(jié)合工程類比經(jīng)驗(yàn)，將原先的?16mm×1800mm普通A3圓鋼錨桿換成?20mm×2400mm等強(qiáng)度全螺紋鋼錨桿，?15.24mm×4500mm普通錨索換成?17.8mm×8500mm的小孔徑高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨索，并相應(yīng)地增加錨桿索支護(hù)密度、預(yù)緊力等參數(shù)，確定3402軌道巷改進(jìn)支護(hù)方案。

2)經(jīng)過現(xiàn)場礦壓觀測及結(jié)果分析，巷道兩幫移近量最大700mm，錨桿、錨索測力計(jì)最大讀數(shù)分別為80kN和170kN，未發(fā)生錨桿索斷裂的現(xiàn)象，均在合理范圍內(nèi)，滿足了通風(fēng)及運(yùn)輸斷面的要求，表明支護(hù)方案的可行性。

3)由不同煤柱寬度圍巖垂直應(yīng)力分布云圖以及應(yīng)力變化規(guī)律曲線，結(jié)合理論分析結(jié)果，最終確定煤柱合理留設(shè)寬度為6m。