謝 俊

(山西潞安環(huán)保能源開發(fā)股份有限公司五陽(yáng)煤礦，山西 長(zhǎng)治046000)

對(duì)于高瓦斯礦井，瓦斯抽采巷受開挖及鄰近開采煤層動(dòng)壓影響極易發(fā)生大變形，較難控制，嚴(yán)重影響瓦斯抽放效果，阻礙煤礦安全生產(chǎn)。針對(duì)這一難題，許多學(xué)者進(jìn)行了大量研究，且一種既經(jīng)濟(jì)又實(shí)用的承受二次動(dòng)壓巷道加固方案成為研究的重點(diǎn)。針對(duì)采動(dòng)巷道底鼓問題，柏建彪等［1］通過理論分析、現(xiàn)場(chǎng)鉆孔探視等方法研究了采動(dòng)巷道底板變形破壞特征及底鼓機(jī)理，提出了采動(dòng)巷道優(yōu)化布置及全長(zhǎng)水力膨脹錨桿加固底板的底鼓治理方案;常聚才等［2］通過對(duì)深部軟巖巷道底鼓問題的理論及實(shí)測(cè)分析，提出了超挖錨注回填技術(shù)，并取得了良好工程效果;神文龍、柏建彪等［3］通過現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研、理論計(jì)算的方法分析了泥質(zhì)底板動(dòng)壓巷道底鼓機(jī)理及破壞特征，并提出了底板承壓支護(hù)系統(tǒng);許海濤、李昊等［4］通過對(duì)瓦斯尾巷底鼓量較大的問題，分析研究了巷道底板變形機(jī)理及底鼓量構(gòu)成，為后續(xù)治理工程提供理論依據(jù);宣建軍等［5］通過分析影響頂板高抽巷掘進(jìn)速度的主要因素，提出了以技術(shù)裝備為關(guān)鍵的快速掘進(jìn)技術(shù)，并優(yōu)化了動(dòng)壓巷道支護(hù)方案;周旭明［6］提出了高抽巷錨梁網(wǎng)支護(hù)方案，通過數(shù)值模擬確定了動(dòng)壓巷道支護(hù)參數(shù)，并得到推廣應(yīng)用?，F(xiàn)針對(duì)五陽(yáng)煤礦高位瓦斯抽采巷大變形的難題，通過對(duì)該巷道受開挖及采動(dòng)影響無(wú)支護(hù)狀態(tài)下圍巖變形機(jī)理分析，在原有支護(hù)的基礎(chǔ)上，提出了采用兩幫加固+底板高預(yù)應(yīng)力管縫式讓壓錨桿補(bǔ)強(qiáng)的巷道變形治理方案，并取得了顯著應(yīng)用效果。

1 工程概況

五陽(yáng)煤礦是一座高瓦斯現(xiàn)代化礦井，目前主采3#煤層，為有效抽放采空區(qū)瓦斯，現(xiàn)采用布置高位瓦斯抽采巷抽采瓦斯;該巷距離3#煤層垂距35 m，距回風(fēng)巷平距40 m，端頭斷面距切眼60 m，斷面尺寸2.6 m×2.6 m;近3#煤層100 m 范圍內(nèi)，頂板均為砂質(zhì)泥巖，夾雜部分砂巖，平均抗壓強(qiáng)度75.3 MPa，屬于堅(jiān)硬型頂板;3#煤層導(dǎo)水裂隙帶最大發(fā)育高度90 m，且穿過瓦斯抽采巷布置層位，易造成巷道底板離層，破壞瓦斯抽放管路;同時(shí)受開挖及3#煤層開采的二次采動(dòng)影響，瓦斯抽采巷頂?shù)装逡平扛哌_(dá)574 mm，具有明顯動(dòng)壓巷道特征，給巷道支護(hù)帶來較大困難，從而嚴(yán)重影響工作面瓦斯抽采效果。

2 動(dòng)壓巷道破壞變形機(jī)理

為有效解決該動(dòng)壓巷道圍巖變形較大的難題，現(xiàn)通過UDEC4.0 軟件分析了該動(dòng)壓巷道原巖應(yīng)力狀態(tài)下變形特征，并結(jié)合二次應(yīng)力下工作面裂隙發(fā)育特點(diǎn)初步確定了巷道變形機(jī)理，為巷道加固支護(hù)提供了理論依據(jù)。

2.1 采動(dòng)影響下3#煤層裂隙發(fā)育特征

通過RFPA2D 數(shù)值模擬軟件研究了3#煤層采動(dòng)下上覆巖層裂隙發(fā)育特點(diǎn)，結(jié)果表明:隨工作面推進(jìn)裂隙不斷向上發(fā)育;當(dāng)采場(chǎng)推進(jìn)20 ～80 m 時(shí)，頂板裂隙緩慢向上發(fā)育且最大發(fā)育高度為20 m 左右;當(dāng)采場(chǎng)推進(jìn)80 ～130 m 時(shí)，頂板裂隙急劇增加，且在90 m左右處，裂隙發(fā)育高度達(dá)到動(dòng)壓巷道布置層位，此時(shí)嚴(yán)重影響巷道支護(hù)效果，需進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù);當(dāng)采場(chǎng)推進(jìn)130 m 以后，頂板裂隙高度最大為90 m，并趨于穩(wěn)定。受裂隙影響，巷道底板易發(fā)生離層，巖體整體強(qiáng)度降低，在水平應(yīng)力的作用下易形成撓曲褶皺型底鼓［7-10］。3#煤采動(dòng)后覆巖裂隙高度隨工作面推進(jìn)距離變化曲線如圖1 所示。

2.2 動(dòng)壓巷道圍巖巖性分析

受二次動(dòng)壓影響巷道老頂為粗砂巖，底板為砂質(zhì)泥巖，破壞前平均抗壓強(qiáng)度75.3 MPa，較為堅(jiān)硬，因此巷道自承能力較強(qiáng)，能夠局部控制圍巖變形。

圖1 3#煤采動(dòng)下覆巖裂隙發(fā)育高度變化曲線Fig.1 The curves of overburden strata fissure developing height under 3# mining influence

2.3 動(dòng)壓巷道采動(dòng)破壞數(shù)值模擬

現(xiàn)采用UDEC4.0 軟件對(duì)該動(dòng)壓巷道受3#煤層采動(dòng)影響下的斷面閉合率及頂?shù)装?、兩幫變形率進(jìn)行分析研究，從而確定巷道加固方案。

2.3.1 數(shù)值模型的建立

3#煤層厚度6.1 m，直接頂為砂泥巖互層，老頂為粗砂巖，底板為泥巖與砂質(zhì)泥巖，垂距35 m 處為動(dòng)壓巷道。動(dòng)壓巷道斷面尺寸為2.6 m ×2.6 m，側(cè)面采用水平位移約束，距離模型邊界100 m;底面采用豎直位移約束;頂部為自由面;并施加10 MPa 的均布載荷，以簡(jiǎn)化400 m 左右的無(wú)巖心巖層?，F(xiàn)取該動(dòng)壓巷道距離切眼60 m 處一界面作為模擬斷面，且巷道周圍圍巖加密處理。動(dòng)壓巷道力學(xué)模型如圖2 所示。

圖2 動(dòng)壓巷道力學(xué)模型圖Fig.2 Mechanical model of dynamic pressure roadway

2.3.2 數(shù)值模擬力學(xué)參數(shù)

為規(guī)避邊界效應(yīng)的影響，動(dòng)壓巷道掘進(jìn)邊界距離切眼40 m，即邊界保護(hù)煤柱為40 m;為研究該巷道原巖應(yīng)力下的采動(dòng)影響破壞過程，現(xiàn)依次研究工作面推進(jìn)距離為20、40、60、80、100、120 m 情況下斷面的閉合率及表面位移變化率;其中推進(jìn)距離為60 m 時(shí)，動(dòng)壓巷道選取監(jiān)測(cè)斷面位于采煤工作面正上方;推進(jìn)距離為80、100、120 m 時(shí)，動(dòng)壓巷道位于采空區(qū)上方。煤巖力學(xué)模擬參數(shù)如表1 所示。

表1 煤巖力學(xué)模擬參數(shù)Table 1 Mechanical simulation parameters of coal and rock

2.3.3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

在無(wú)支護(hù)狀態(tài)下，隨工作面的推進(jìn)，監(jiān)測(cè)部位巷道頂?shù)装遄兓?、兩幫變化率及斷面閉合率如圖3 所示。

圖3 巷道表面參數(shù)變化率Fig.3 Roadway surface parameter change rate

圖3 表明:隨工作面推進(jìn)，該動(dòng)壓巷道斷面變化率逐漸增大，當(dāng)巷道位于工作面前方20 ～40 m 時(shí)，頂?shù)装寮皟蓭妥兓史謩e為1.096%及0.789%，斷面閉合率為1.885%，巷道基本不發(fā)生變形;當(dāng)工作面推進(jìn)40 ～80 m 時(shí)，巷道表面發(fā)生較小變形，原傳統(tǒng)支護(hù)基本滿足要求;當(dāng)推進(jìn)距離為80 ～120 m 時(shí)，巷道抽采采空區(qū)瓦斯，巷道表面急劇發(fā)生變形，頂?shù)装迤骄冃温蕿榍捌诘?7.51 倍，兩幫收斂率為前期的3.39 倍，且兩幫變形量?jī)H為頂?shù)装遄冃瘟康?/14;同時(shí)最大底鼓量達(dá)到2.15 m，因此底鼓是引起巷道變形的最主要因素。

結(jié)合以上分析，動(dòng)壓巷道破壞變形機(jī)理為:隨工作面的不斷推進(jìn)，3#煤層上覆巖層裂隙不斷發(fā)育，當(dāng)裂隙發(fā)育高度達(dá)到巷道布置層位時(shí)巷道圍巖整體受二次擾動(dòng)影響，應(yīng)力區(qū)發(fā)生變化，圍巖自承能力顯著降低，從而巷道斷面閉合率不斷增加;同時(shí)底板發(fā)生離層較為嚴(yán)重，巖層主動(dòng)抗力減弱，在水平應(yīng)力的作用下，發(fā)生褶曲變形，且變形量較大，進(jìn)而形成撓曲褶皺型底鼓。

3 動(dòng)壓巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化

為有效控制采動(dòng)影響下巷道圍巖變形，現(xiàn)采用巷幫加固+底板高預(yù)應(yīng)力讓壓錨桿補(bǔ)強(qiáng)的加固方案對(duì)底鼓進(jìn)行治理。

3.1 支護(hù)參數(shù)優(yōu)化方案

采動(dòng)前巷道支護(hù)參數(shù):頂板采用桿體為22#左旋無(wú)縱筋螺紋鋼筋錨桿，長(zhǎng)度2.4 m，間距1.1 m，排距1.2 m，每排3 根，垂直于巖層施工;且錨固力不小于80 kN，預(yù)緊力不小于300 N·m，加長(zhǎng)樹脂錨固;錨固劑規(guī)格MSK2335 和MSZ2360，錨固長(zhǎng)度1 300 mm，鉆孔直徑30 mm。巷幫選用φ45 mm，長(zhǎng)度1 700 mm 的管縫錨桿進(jìn)行支護(hù)，間距1.2 m，排距1.2 m，每排2根。

加固優(yōu)化方案:在原支護(hù)方案的基礎(chǔ)上，確定采用φ45 mm，長(zhǎng)度2 200 mm 的高預(yù)應(yīng)力管縫式讓壓錨桿對(duì)底板及兩幫進(jìn)行加固補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。底板錨桿間排距800 mm×1 200 mm，每排布置4 根，從巷幫向中間錨桿與底板夾角分別呈45°，25°;兩幫進(jìn)行錨桿補(bǔ)強(qiáng)，布置于距頂板100 mm 處，排距2.4 m，與水平方向成45°夾角打入，控制頂板下沉。

3.2 支護(hù)效果模擬分析

根據(jù)支護(hù)效果模擬分析得出受采動(dòng)影響下原支護(hù)方案最大頂?shù)装逑鄬?duì)移近量為574 mm，采取加固方案后最大頂?shù)装逦灰屏績(jī)H是原支護(hù)方案的32.3%，頂?shù)装鍘缀跬较鲁?，基本達(dá)到控制圍巖變形的目的，保證了動(dòng)壓巷道安全高效抽放瓦斯。

4 現(xiàn)場(chǎng)試驗(yàn)

在采用兩幫加固+底板高預(yù)應(yīng)力管縫式讓壓錨桿補(bǔ)強(qiáng)方案后，在工作面推進(jìn)距離為85 m 時(shí)，受二次動(dòng)壓影響巷道距切眼60 m 處斷面最大頂?shù)装?、兩幫相?duì)移近量及斷面閉合率與原支護(hù)對(duì)比如圖4 所示。

由圖4 可以分析出在該動(dòng)壓巷道有效抽采瓦斯期間，對(duì)巷道采用兩幫加固+底板高預(yù)應(yīng)力管縫式讓壓錨桿補(bǔ)強(qiáng)方案后，底鼓量?jī)H為198 mm，是原有底鼓量的34.2%;頂板及兩幫移近量分別降低了58.5%和60.7%，有效控制了巷道圍巖變形，提高瓦斯抽采斷面利用率，解決了瓦斯抽采設(shè)備破壞的難題，保證了該動(dòng)壓巷道對(duì)瓦斯的安全高效抽采。

5 結(jié) 論

(1)通過模擬分析了受采動(dòng)影響下瓦斯抽采動(dòng)壓巷道圍巖變形破壞特征，結(jié)合3#煤層裂隙發(fā)育特點(diǎn)研究了巷道破壞變形機(jī)理，并提出了采用兩幫加固+底板高預(yù)應(yīng)力管縫式讓壓錨桿補(bǔ)強(qiáng)的治理方案，現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)數(shù)據(jù)表明:采用該方案后底鼓量?jī)H為原有底鼓量的34.2%，能夠有效控制巷道圍巖變形。

(2)優(yōu)化了原有支護(hù)參數(shù)，解決了該礦因圍巖變形較大，嚴(yán)重破壞瓦斯抽采設(shè)備，進(jìn)而影響瓦斯抽采效果的難題，并取得了良好的經(jīng)濟(jì)效益，為類似地質(zhì)條件下的工程施工提供技術(shù)借鑒。

［1］ 柏建彪，李文峰，王襄禹，等. 采動(dòng)巷道底鼓機(jī)理與控制技術(shù)［J］.采礦與安全工程學(xué)報(bào)，2011(1):1-5.

Bo Jianbiao，Li Wenfeng，Wang Xiangyu，et al. Mechanism of floor heave and control technology of roadway induced by mining［J］.Journal of Mining ＆ Safety Engineering，2011(1):1-5.

［2］ 常聚才，謝廣祥. 深部巖巷底鼓機(jī)理及底板超挖錨注回填技術(shù)［J］.采礦與安全工程學(xué)報(bào)，2011(3):361-364.

Chang Jucai，Xie Guangxiang.Floor heave mechanism and over-excavation ＆ grouting-backfilling technology in rock roadway of deep mine［J］. Journal of Mining ＆ Safety Engineering，2011(3):361-364.

［3］ 神文龍，柏建彪，于 洋，等. 泥質(zhì)底板動(dòng)壓巷道道底鼓機(jī)理及控制技術(shù)研究［J］.煤炭科學(xué)技術(shù)，2014(3):28-31.

Shen Wenlong，Bo Jianbiao，Yu Yang，et al.Research on floor heave mechanism and control technology of muddy floor roadway under dynamic pressure［J］.Coal Science and Technology，2014(3):28-31.

［4］ 許海濤，李 昊，康懷宇.瓦斯尾巷底鼓機(jī)理及底鼓量構(gòu)成分析［J］.華北科技學(xué)院學(xué)報(bào)，2013(1):49-51.

Xu Haitao，Li Hao，Kang Huaiyu.Analysis of floor heave mechanism and composition of gas tail gateway［J］.Journal of North China Institute of Science and Technology，2013(1):49-51.

［5］ 宣建軍，霍兆豐.頂板高抽巷快速掘進(jìn)技術(shù)［J］.煤炭科學(xué)技術(shù)，2013(S1):43-45.

Xuan Jianjun，Huo Zhaofeng. Rapid excavation technology for highlevel gas drainage roadway above seamroof［J］. Coal Science and Technology，2013(S1):43-45.

［6］ 周旭明. 桃山煤礦14138 工作面高抽巷錨梁網(wǎng)支護(hù)技術(shù)研究［J］.煤炭技術(shù)，2013(11):99-100.

Zhou Xuming.Research on combined support technology with anchor beam net in high drainage roadway at No. 14138 face in Taoshan Coal Mine［J］.Coal Technology，2013(11):99-100.

［7］ 趙海軍，馬鳳山，丁德民，等. 采動(dòng)影響下巷道變形機(jī)理與破壞模式［J］.煤炭學(xué)報(bào)，2009(5):599-604.

Zhao Haijun，Ma Fengshan，Ding Demin et al.Roadway deformation mechanism and failure model under the influence of mining［J］.Journal of China Coal Society，2009(5):599-604.

［8］ 楊雙鎖.煤礦回采巷道圍巖控制理論探討［J］. 煤炭學(xué)報(bào)，2010(11):1842-1853.

Yang Shuangsuo. Study on the surrounding rock control theory of roadway in coal mine［J］.Journal of China Coal Society，2010(11):1842-1853.