霍棟浩
(山西蘭花科創(chuàng)玉溪煤礦有限責(zé)任公司,山西 晉城 048000)
皇聯(lián)煤礦主采5#煤層,埋深在720m左右,煤層厚度在3.15~4.6m之間,傾角在4°~11°。15141工作面回采巷道留有一定厚度的頂煤,頂煤上部為泥巖與砂質(zhì)泥巖,頂板巖層總體變化較大,具較強(qiáng)的不穩(wěn)定性。15141工作面采用“三巷布置”方式,具體為:瓦斯抽放巷(回風(fēng)巷)、主運(yùn)巷、回風(fēng)巷,如圖1所示。其中一號(hào)煤柱的寬度為12m,二號(hào)煤柱的寬度為25m,這兩條回風(fēng)巷在實(shí)際使用的過程中均處于采動(dòng)影響之下?,F(xiàn)場工程實(shí)踐表明,在一次采動(dòng)之后,兩條回風(fēng)巷總體變形較小,處于總體可控的范圍內(nèi),但在二次采動(dòng)期間,整體表現(xiàn)出強(qiáng)烈的變形,特別是巷道底鼓量較大,頂板下沉嚴(yán)重,出現(xiàn)了大面積的冒頂問題。在區(qū)段巷道的西側(cè)有一個(gè)與回風(fēng)巷道近似平行的F601正斷層,落差6~8m,傾角55°~75°。針對這種情況下,主要通過增強(qiáng)支護(hù)強(qiáng)度的方式來控制。在兩條巷道中進(jìn)行了3~4次的錨索支護(hù)補(bǔ)強(qiáng),但是從控制效果來看,未實(shí)現(xiàn)較好控制,給煤礦安全高效生產(chǎn)帶來了較大的威脅。
圖1 工作面巷道布置示意圖
原巷道設(shè)計(jì)采用U29型鋼棚對稱布置方式,間距為700mm。為掌握巷道出現(xiàn)變形破壞的原因,對巷道變形情況進(jìn)行了現(xiàn)場勘查。
巷道在掘進(jìn)期間就出現(xiàn)了明顯的收縮,且整體的時(shí)間較短。根據(jù)現(xiàn)場觀測,在巷道掘進(jìn)的40d內(nèi),頂板和底板相對移近量在550~630mm之間,移動(dòng)速度平均達(dá)到了15.2mm/d;巷道兩幫移近量在560~810mm之間,移動(dòng)速度平均達(dá)到了17.1mm/d。在本工作面采動(dòng)過程中,由于采動(dòng)影響較為明顯,巷道出現(xiàn)了較大的變形破壞,進(jìn)行了多次的刷幫、臥底、挑頂。
在巷道掘進(jìn)的40d內(nèi),巷道頂板下沉量較大,平均達(dá)到330mm,下沉速度平均達(dá)到了6.9mm/d。其中與斷層距離相對較近的頂板肩角,最大下沉量超過了400mm,下沉速度平均達(dá)到了7.9mm/d,且頂板下沉表現(xiàn)出明顯的非對稱性,在距離斷層側(cè)的巷道頂板下沉量明顯較大,下沉速度也相對較快。
在同一水平的巷道兩幫出現(xiàn)了較為明顯的不對稱變形。在掘進(jìn)的40d內(nèi),距離斷層較近的巷道煤幫最大的移近量接近570mm,移近的速度超過了14mm/d,在實(shí)體煤幫層的最大移近量接近260mm,平均移近速度為5.2mm/d。
為了掌握巷道變形破壞出現(xiàn)的具體原因,選擇使用FLAC3D對其進(jìn)行了數(shù)值模擬,根據(jù)巷道所處位置構(gòu)建了對應(yīng)的數(shù)值計(jì)算模型。具體模擬過程為:首先對鄰近的工作面進(jìn)行分步開采,在模擬開采計(jì)算的過程中,對目標(biāo)巷道進(jìn)行開挖。
在臨近的工作面開采之后,在采動(dòng)應(yīng)力和斷層擾動(dòng)的影響下,在目標(biāo)巷道的掘進(jìn)位置形成了兩個(gè)明顯的采動(dòng)應(yīng)力集中區(qū),主要集中在巷道的幫部和肩角,圖2所示。從圖2可知,采動(dòng)應(yīng)力集中區(qū)域的應(yīng)力最大數(shù)值已經(jīng)超過35MPa,同時(shí),目標(biāo)巷道位于采動(dòng)應(yīng)力梯度變化非常劇烈的區(qū)域,目標(biāo)巷道兩側(cè)的壓力差值接近6MPa。復(fù)雜應(yīng)力作用及巷道兩側(cè)受力的不均勻性,導(dǎo)致巷道圍巖出現(xiàn)了明顯的大變形,也容易導(dǎo)致原支護(hù)U29型鋼出現(xiàn)偏載受壓的情況,導(dǎo)致目標(biāo)巷道局部出現(xiàn)了過早的失穩(wěn)和破壞。
目標(biāo)巷道在開挖之后,在集中應(yīng)力的影響下,斷層側(cè)的巷道肩角的位置首先出現(xiàn)拉剪復(fù)合破壞,導(dǎo)致形成撓曲離層變形。因?yàn)檫@個(gè)位置和斷層的實(shí)際距離相近,斷層滑移面?zhèn)认蚣s束作用降低明顯,在一定程度上加劇了斷層附近剪切滑移破壞的嚴(yán)重性,圖3所示。斷層側(cè)肩位置煤體的總體承載能力下降明顯,穩(wěn)定性也自然減少,塑性破壞區(qū)域向底角位置、斷層側(cè)幫部位置出現(xiàn)了明顯的擴(kuò)展,這也是導(dǎo)致斷層側(cè)出現(xiàn)破壞明顯超過實(shí)體煤側(cè)的主要原因之一,導(dǎo)致目標(biāo)巷道在掘進(jìn)期間出現(xiàn)了明顯的非對稱變形情況。隨著巷道斷層側(cè)變形失穩(wěn)情況的不斷加劇,巷道整體的支護(hù)體也必然出現(xiàn)整體支護(hù)失效。
圖2 目標(biāo)巷道附近采動(dòng)應(yīng)力場
圖3 目標(biāo)巷道周邊位移場
從目標(biāo)巷道圍巖組成情況來看,除了頂煤之外,在巷道的頂板和底板均有明顯的泥巖成分,同時(shí),煤巖體內(nèi)巷道節(jié)理裂隙發(fā)育明顯,總體的自我穩(wěn)定能力較差,再加上目標(biāo)巷道整體處于非對稱的高應(yīng)力場中,巷道內(nèi)部裂隙擴(kuò)展明顯,容易形成非連續(xù)碎脹大變形。
根據(jù)現(xiàn)場勘查及模擬研究,導(dǎo)致目標(biāo)巷道出現(xiàn)非對稱變形的主要原因是在斷層側(cè)肩角部位由于受斷層以及集中應(yīng)力影響,圍巖變形與巷道支護(hù)體之間出現(xiàn)了明顯的不協(xié)調(diào),即形成了關(guān)鍵位置首先破壞,隨著破壞范圍的不斷擴(kuò)大,整個(gè)支護(hù)系統(tǒng)逐漸整體失穩(wěn)。因此,在返修方案中需以錨桿支護(hù)為根本,使用錨索支護(hù)進(jìn)行強(qiáng)化,特別是對關(guān)鍵位置進(jìn)行注漿加固,從而形成圍巖和支護(hù)體之間的協(xié)調(diào)變形,推動(dòng)形成圍巖和支護(hù)體一體化支護(hù),確保目標(biāo)巷道載荷的均勻性。
考慮目標(biāo)巷道總體埋深及所處地質(zhì)環(huán)境,僅從高強(qiáng)度支護(hù)的角度進(jìn)行返修,與深部巷道支護(hù)理念不相符,容易在巷道圍巖內(nèi)形成超高能量積聚,不利于巷道穩(wěn)定。本次返修選擇使用高阻讓壓錨桿配合錨桿+錨索+注漿進(jìn)行返修,形成復(fù)合支護(hù)結(jié)構(gòu)。
(1)頂板支護(hù)。選擇讓壓錨桿5根對稱布置,參數(shù)為Φ20mm×2400mm,間排距均為800mm。為了提高靠近斷層側(cè)的支護(hù)效果,斷層側(cè)的讓壓錨桿設(shè)計(jì)采用雙讓壓管,其余均采用單讓壓管。頂板錨索設(shè)計(jì)采用Φ18.9mm×7300mm,間排距為1600mm×2100mm,為了提高靠近斷層側(cè)的支護(hù)效果,斷層側(cè)補(bǔ)打1根錨索。
(2)兩幫支護(hù)。在巷道實(shí)體煤幫側(cè)采用讓壓錨桿,數(shù)量為4根,參數(shù)為Φ20mm×2400mm,間排距均為800mm,均為單讓壓管。在斷層側(cè)的錨桿使用讓壓錨桿,數(shù)量為5根,參數(shù)為Φ20mm×2400mm,間排距均為800mm,均為雙讓壓管。
圖4 讓壓錨桿與錨索支護(hù)示意圖
(3)注漿加固支護(hù)。為了提升巷道斷層側(cè)肩部總體支護(hù)強(qiáng)度,本設(shè)計(jì)對肩部進(jìn)行注漿加固,采用深孔注漿,間排距設(shè)計(jì)為1600mm×1000mm,每排布置注漿孔的數(shù)量為2個(gè),與水平方向的夾角分布為15°、30°,注漿孔Φ42mm,水灰比為1.5:1,壓力控制在1.5~3MPa。
為了掌握返修支護(hù)方案效果,采用十字交叉法對巷道變形情況進(jìn)行了觀測。變形情況見圖5所示。
圖5 返修后巷道圍巖變形曲線
從圖5可知,在返修之后,巷道圍巖整體變形量相對于返修之前出現(xiàn)了明顯的下降,均處于有效可控的范圍內(nèi),且兩側(cè)的變形呈現(xiàn)出均勻化,巷道出現(xiàn)的非對稱變形問題得到了較好的控制,較好滿足了巷道安全生產(chǎn)的需要。