田計(jì)宏

(山西潞安環(huán)保能源開(kāi)發(fā)股份有限公司 王莊煤礦,山西 長(zhǎng)治 046031)

大斷面煤層巷道圍巖軟弱較破碎,受強(qiáng)采動(dòng)影響,維護(hù)十分困難。王莊煤礦9107工作面運(yùn)輸巷道多次進(jìn)行起底、擴(kuò)幫、返修,巷道變形嚴(yán)重影響安全生產(chǎn)[1]。由于巷道復(fù)雜應(yīng)力環(huán)境作用,加之巷道失穩(wěn)機(jī)理不清,采用多種控制方法后巷道控制效果有限。弄清強(qiáng)采動(dòng)影響下大斷面破碎煤層巷道的變形特征、失穩(wěn)機(jī)理是進(jìn)行巷道控制的前提。

國(guó)內(nèi)外專家學(xué)者對(duì)大斷面煤層巷道進(jìn)行較多研究[2],提出巷道失穩(wěn)影響因素、控制技術(shù)如加固、卸壓等[3],為研究提供了參考。由于該類巷道跨度大、頂板為煤和復(fù)合巖層、采動(dòng)影響下出現(xiàn)短時(shí)大變形,控制機(jī)理和方法需要進(jìn)一步研究。本文以王莊煤礦9107工作面運(yùn)輸順槽為研究對(duì)象,采用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用等方法,分析采動(dòng)下大斷面破碎巷道礦壓顯現(xiàn)規(guī)律和失穩(wěn)機(jī)理,提出巷道頂板錨桿-錨索、巷幫強(qiáng)力錨桿進(jìn)行協(xié)同支護(hù)的控制技術(shù)。

1 試驗(yàn)巷道概況

王莊煤礦91采區(qū)主要開(kāi)采3號(hào)煤層,煤層平均埋深為540 m,9107工作面長(zhǎng)度290 m,平均采高6.02 m,采用綜放開(kāi)采,留設(shè)煤柱寬度15 m。9107回采巷道沿3號(hào)煤層底板布置,均為矩形斷面,斷面尺寸為5.5 m×3.6 m,為大斷面破碎圍巖巷道。

由頂板鉆孔窺視結(jié)果可知,在0～4.5 m范圍內(nèi)為厚度不等的3號(hào)煤層;在4.5 m～10.0 m范圍內(nèi)為砂質(zhì)泥巖,砂泥質(zhì)結(jié)構(gòu),成分以粘土礦物為主,部分高度上巖層裂隙發(fā)育較為嚴(yán)重,巖層完整性相對(duì)較差;在10.0 m～13.0 m范圍內(nèi)為細(xì)粒砂巖,灰色,鈣質(zhì)膠結(jié),有植物化石,整體膠結(jié)性較差,巖層橫向裂隙發(fā)育嚴(yán)重。9107工作面運(yùn)輸巷自投入使用后兩幫移近量大,底板底鼓嚴(yán)重,巷道維修工程量大,嚴(yán)重制約著礦井的正常生產(chǎn)。

2 錨桿—錨索協(xié)同控制機(jī)理

2.1 大斷面煤層巷道控制機(jī)理

大斷面煤層巷道[4]開(kāi)挖后,提出巷道頂板錨桿-錨索、巷幫強(qiáng)力錨桿進(jìn)行協(xié)同支護(hù),頂板巖石以載荷形式存在,由支護(hù)體和巷道共同承擔(dān),并以巷道圍巖為主。在預(yù)應(yīng)力作用下錨桿錨索桿體兩端間的圍巖形成壓應(yīng)力區(qū),在現(xiàn)有支護(hù)密度在,高位錨索端部和低位錨桿端部巖石壓應(yīng)力區(qū)相互重疊,在巷道上方巖石中形成均勻壓縮帶,也是頂板載荷的主要承載結(jié)構(gòu)和自穩(wěn)結(jié)構(gòu),如圖1所示。

圖1 大斷面煤層巷道支護(hù)承載圖

對(duì)圖分析,組合拱內(nèi)的巖體處于三向受力狀態(tài),圍巖的強(qiáng)度得到了較大的提高,巷道的支承能力也得到了相應(yīng)的改善。

在組合拱壓縮帶,沿巷道軸向單位長(zhǎng)度上組合拱承載合力可以表示為[5]:

(1)

式中:α破裂巖體中的控制角,且錨桿等間距布置時(shí),L為錨桿長(zhǎng)度，m,D為錨桿間距，m,b0為組合拱厚度，m,Ps為錨桿約束力kN,φθ為破裂巖石內(nèi)摩擦角，°。

由圖1可知,組合拱在外力qc和錨桿約束力的作用下,根據(jù)平衡條件所產(chǎn)生的環(huán)向軸力N0有:

(2)

(3)

式中:R0為組合拱壓縮帶內(nèi)徑;ds為組合拱外弧形單元;dα為組合拱沿巷道中心的角度微分單元。

由式(2)和式(3)可以得到:

(4)

組合拱在覆巖載荷的作用下,要使組合拱保持穩(wěn)定,則其承載合力N與環(huán)向軸力N0應(yīng)滿足N≥N0,因此將式(2)-(4)代入式(1)得錨桿組合拱的所受外力載荷為:

(5)

由式(5)可以看出,組合拱形成以后錨桿只需提供較小的約束力即可獲得較大的支護(hù)承載能力,且影響組合拱承載能力的主要因素有錨桿長(zhǎng)度、間排距、錨桿在破裂巖體中的控制角和錨桿約束力等。

2.2 錨桿-錨索協(xié)同控制機(jī)理

錨桿-錨索的協(xié)同控制作用主要體現(xiàn)在以下兩個(gè)方面:1)在巷道頂板較近范圍內(nèi)1 m～3 m內(nèi)采用高強(qiáng)錨桿對(duì)頂煤、直接頂進(jìn)行錨固控制,次生承載結(jié)構(gòu),控制軟弱巖層的大變形;2)巷道頂板較遠(yuǎn)巖層采用高強(qiáng)錨索進(jìn)行控制,同時(shí)將頂煤、直接頂與頂板深部穩(wěn)定巖層擠壓形成共同承載體,增大了軟弱結(jié)構(gòu)面的摩擦力,增強(qiáng)巷道圍巖自穩(wěn)能力,從而有利于巷道控制。對(duì)于煤壁巷幫,采用高強(qiáng)錨桿進(jìn)行控制,將頂板傳遞載荷向煤幫、底板深部轉(zhuǎn)移,避免形成應(yīng)力集中,進(jìn)而改善巷道應(yīng)力環(huán)境,使更大范圍內(nèi)的巖體共同承載。

圖2是錨桿-錨索支護(hù)應(yīng)力分布圖。由圖可知,頂板近處使用錨桿支護(hù)時(shí),錨桿形成的壓應(yīng)力區(qū)相互重疊,沿著巷道頂板近處壓應(yīng)力區(qū)連成了一個(gè)整體。頂板遠(yuǎn)處錨索在頂板圍巖深部形成了錨索組合拱,當(dāng)錨桿-錨索耦合支護(hù)時(shí),不同層位巖石與錨桿錨索相互作用,形成承載的組合拱,擴(kuò)大了承載區(qū)和自穩(wěn)區(qū)范圍。

圖2 近錨桿-遠(yuǎn)錨索協(xié)同支護(hù)

3 錨桿—錨索協(xié)同控制技術(shù)

錨桿-錨索的協(xié)同控制機(jī)理認(rèn)為:支護(hù)體與圍巖的耦合作用主要包括錨桿、錨網(wǎng)與淺部圍巖之間的耦合以及錨索與深部圍巖之間的耦合[6]。本次巷道支護(hù)采用以“錨索+錨桿+網(wǎng)+鋼筋梯子梁”的聯(lián)合支護(hù)方式并噴射混凝土對(duì)表面封閉。巷道支護(hù)參數(shù):頂、幫錨桿規(guī)格Φ22 mm×2 400 mm,布置網(wǎng)度1 000 mm×850 mm;錨索規(guī)格Φ21.6 mm×9 300 mm,2-3-2布置,布置網(wǎng)度1 000 mm×1 600 mm;金屬網(wǎng)規(guī)格1 000 mm×5 000 mm,噴層厚度150 mm。圖3為支護(hù)設(shè)計(jì)斷面圖。

圖3 支護(hù)設(shè)計(jì)圖

3.1 模型的建立

建立9107回采工作面模型,研究巷道采用錨桿-錨索的協(xié)同控制效果。模型尺寸為長(zhǎng)×寬×高=496 m×200 m×117.99 m,劃分427 140個(gè)單元,450 368個(gè)結(jié)點(diǎn)。模型模擬3號(hào)煤層厚6.02 m,煤層上覆巖層73.71 m,底層38.2 m。模擬時(shí)回采巷道埋藏深度按最大埋深考慮,取530 m。上覆巖層的重力按均布載荷施加在模型的上部邊界。

3.2 巷道礦壓顯現(xiàn)及圍巖破壞特征分析

對(duì)圍巖塑性破壞和應(yīng)力演化規(guī)律分析,如圖4、圖5所示。受采動(dòng)影響,巷幫圍巖出現(xiàn)非對(duì)稱塑性破壞,在靠近回采工作面一側(cè),塑性區(qū)范圍更大,破壞寬度約為2.0 m;頂板圍巖受錨桿錨索支護(hù)塑性破壞范圍較小,約為1.5 m。巷道頂?shù)装邋^固范圍內(nèi)垂直應(yīng)力較小,約為5 MPa,為底應(yīng)力區(qū),受力較好;距離巷道兩幫6 m～10 m處圍巖應(yīng)力較大,為20 MPa,說(shuō)明采用錨桿-錨索的協(xié)同控制后應(yīng)力向深部轉(zhuǎn)移,巷道處于較好應(yīng)力環(huán)境中。

圖4 屈服破壞特征分析圖

圖5 垂直應(yīng)力分布云圖

3.3 巷道圍巖位移特征分析

對(duì)巷道頂?shù)装逡平冃畏治?運(yùn)輸順槽在距相鄰工作面前方60 m到后方80 m受采動(dòng)影響明顯,且工作面后方的采動(dòng)影響明顯較前方的強(qiáng)烈,其中頂?shù)装迨芟噜徆ぷ髅娌蓜?dòng)影響較大,但最大移近量值為230 mm,運(yùn)輸順槽圍巖能保持穩(wěn)定。

圖6 巷道水平位移云圖

4 現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用結(jié)果

根據(jù)錨桿—錨索支護(hù)方案,王莊煤礦9107工作面運(yùn)輸順槽進(jìn)行了工業(yè)性試驗(yàn)。巷道圍巖變形見(jiàn)圖7。

圖7 圍巖變形觀測(cè)曲線

掘巷初期,巷道兩幫圍巖變形速率最大,為6.5 mm/d,兩幫移近量為34.5 mm;巷道頂板變形速率最大為3 mm/d,頂板下沉量為15.5 mm;巷道左右頂角下沉速率最大分別為2 mm/d、3 mm/d,其下沉量分別為15 mm、16 mm。

采用優(yōu)化后的支護(hù)方案進(jìn)行91采區(qū)其他工作面回采巷道圍巖控制,巷道變形量和損壞程度均在安全生產(chǎn)允許范圍內(nèi),巷道不需要返修。減少巷道返修工程費(fèi)、材料費(fèi)、人工費(fèi)、水電費(fèi)等,產(chǎn)生經(jīng)濟(jì)效益:以9107工作面回風(fēng)巷為例,回風(fēng)巷工業(yè)試驗(yàn)長(zhǎng)度500 m,節(jié)省維護(hù)費(fèi)用:500×(2 427+931+5 910+3 268)=626.8(萬(wàn)元)。

5 結(jié)論

針對(duì)王莊煤礦91采區(qū)回采巷道生產(chǎn)地質(zhì)條件,在錨桿—錨索協(xié)同控制指導(dǎo)下,采取“錨索+錨桿+網(wǎng)+鋼筋梯子梁”的聯(lián)合支護(hù)技術(shù),取得了良好控制效果。

1)揭示了復(fù)雜應(yīng)力條件下大斷面煤層巷道失穩(wěn)機(jī)理,認(rèn)為巷道在煤層布置、掘進(jìn)斷面大、圍巖軟弱破碎、受強(qiáng)采動(dòng)影響、應(yīng)力復(fù)雜等方面使得圍巖控制失效。

2)提出91采區(qū)回采巷道的錨桿-錨索協(xié)同支護(hù)機(jī)理,得到了合理的支護(hù)方式和支護(hù)參數(shù)。

3)工業(yè)性試驗(yàn)表明,實(shí)施相關(guān)技術(shù)后,有效控制了91采區(qū)9107工作面回風(fēng)順槽的圍巖變形。