李立新,王平,2,*,劉海,蔣運良,劉燕翔,崔梓墨,薛闖,任恒

(1.廣西百色百礦集團有限公司,廣西壯族自治區(qū) 百色 533000;2.湖南科技大學 南方煤礦瓦斯與頂板災害預防控制安全生產(chǎn)重點實驗室,湖南 湘潭 411201;3.湖南科技大學 資源環(huán)境與安全工程學院,湖南 湘潭 411201)

隨著人們?nèi)找嬖鲩L的能源需求,煤炭作為不可再生資源,提高煤炭回采率成為國內(nèi)外煤炭行業(yè)共同關注的焦點.在我國,受綜采工作面采動影響下的回采巷道一般采用沿空掘巷窄煤柱(小煤柱)護巷的方法,相比大煤柱護巷(煤柱寬15～45 m),小煤柱巷道圍巖處于“大結構”保護之下,煤柱應力較小,不易變形破壞;相比于沿空留巷,小煤柱巷道能更好地防止采空區(qū)的水和瓦斯等有毒/有害物質涌入新工作面,同時,巷道更易維護.但是,如果小煤柱留設寬度以及支護參數(shù)不合理,不僅巷道難以維護,而且嚴重影響工作面的安全生產(chǎn).因此,合理確定小煤柱寬度及其圍巖控制是提高煤炭資源回采率、安全采煤的關鍵.針對小煤柱寬度合理確定的問題,李磊[1]通過分析“內(nèi)應力場”寬度來確定合理小煤柱寬度;鄭西貴[2]根據(jù)沿空掘巷和回采全過程中小煤柱應力場的變化來確定不同階段小煤柱的合理寬度;王紅勝[3]提出了基于老頂關鍵巖塊B斷裂線位置的小煤柱寬度確定方法；王衛(wèi)軍[4-6]通過位移變分法和損傷理論對沿空掘巷老頂下沉以及實體煤幫支承壓力分布進行了分析,提出了基于塑性區(qū)寬度和支護方式的小煤柱合理尺寸確定方法.關于沿空掘巷巷道圍巖控制技術,柏建彪[7,8]根據(jù)沿空掘巷圍巖應力分布以及錨桿支護機理,提出了以高強度錨桿控制小煤柱穩(wěn)定的支護技術；劉增輝[9]根據(jù)沿空掘巷的時效特征,指出掘巷時機和煤柱尺寸是沿空掘巷巷道穩(wěn)定的關鍵并提出了相應的支護技術;華心祝[10]、張煒[11]提出了錨網(wǎng)索和注漿聯(lián)合支護受動壓影響下孤島工作面沿空掘巷巷道圍巖的控制技術;李磊[12]針對復合頂板沿空掘巷圍巖提出了優(yōu)化臨時支護、噴漿封閉圍巖、高強度預應力錨桿初次和二次支護以及打向采空區(qū)的傾斜錨索支護技術;彭林軍[13]針對特厚煤層分層綜采沿空掘巷圍巖,提出了特厚煤層下分層沿空掘巷合理的巷道位置和煤柱尺寸及上覆巖層防控技術.

總的來講,針對軟弱頂?shù)装鍡l件下的小煤柱沿空掘巷及其圍巖控制研究甚少.軟弱頂?shù)装鍡l件下巷道頂?shù)装遄冃瘟看?且具有明顯的時間效應,沿空掘巷小煤柱護巷及其支護技術的可靠性還有待證實.因此,本文擬結合廣西百色東懷煤礦3I01工作面進風巷進行軟弱頂?shù)装鍡l件下小煤柱沿空掘巷及其圍巖控制技術研究，研究結果具有重要的實際意義.

1 工程概況

圖1 巷道布置

東懷煤礦3I01工作面布置在三采區(qū),三采區(qū)的地面位置屬丘陵地貌,地表標高平均為+198 m,上部分回采工作面的標高平均約+30 m.整個三采區(qū)位于井田南端,采區(qū)構造形態(tài)為一個走向北東160°左右,傾角10°～16°的單斜構造.三采區(qū)南部和北部構造相對復雜,中部則相對簡單,構造類別屬第二類.工作面布置如圖1所示.

采區(qū)主要煤層為I煤層,褐煤,厚度2.8～3.2 m,傾角14°～20°,硬度1.6～2.2,容重1.46 g/cm3.煤層結構簡單,老底為砂質泥巖,厚度14 m,硬度較大;直接底為深灰色泥巖,厚度4 m、硬度小且遇水膨脹;偽頂為含炭質泥巖,厚度在0.9～1.2 m,灰黑色、性軟斷口粗糙;直接頂為較破碎的泥巖和含砂質泥巖混合頂,厚度為3.6 m,遇水膨脹;老頂為灰白色砂質泥巖,有少量細砂巖,厚度約16 m,塊狀,煤、巖主要力學參數(shù)見表1所示.

表1 巖層力學參數(shù)

2 小煤柱寬度的合理確定

2.1 沿空掘巷理論基礎

沿空掘巷小煤柱護巷是在煤礦區(qū)段回采和關鍵層破斷理論的基礎上發(fā)展而來,煤炭的層狀賦存條件和區(qū)段式回采方式使得上區(qū)段回采后基本頂斷裂形成“X-O”型結構.在工作面端頭側向斷裂形成弧形三角塊(也稱關鍵塊體),在側向上形成類似于“砌體梁”式的 “大結構”[14],如圖2和圖3所示.

圖2 老頂“X-O”型斷裂結構

圖3 “大結構”及應力分布

在關鍵塊體B之下的煤體承受給定變形應力,在“大結構”的保護下沿著采空區(qū)邊緣掘進巷道穩(wěn)定性較好.巷道周圍煤體主要受到上區(qū)段回采后形成的部分側向支承壓力,以及本區(qū)段回采的超前支承壓力影響.東懷煤礦3I01工作面上區(qū)段的1201工作面已于2006年回采完畢,加之頂?shù)装鍘r層均較軟,采空區(qū)早已壓實,上區(qū)段的側向支承壓力對3I01工作面影響較小.但是,當回采本區(qū)段工作面時,超前支承壓力對軟弱頂?shù)装鍡l件下沿空巷道的穩(wěn)定性影響較大.因此,掘進時可以保證巷道的穩(wěn)定性,重點考慮回采時煤巷圍巖的穩(wěn)定性.

2.2 關鍵塊體力學分析

老頂斷裂形成的弧形三角塊的尺寸及其回轉情況與老頂?shù)闹芷趤韷河嘘P[15]:

(1)

弧形三角塊實體煤端下沉量幾乎為零,采空區(qū)一端老頂?shù)南鲁亮?

Sd=Mm[1-km(1-δ)]+Ms(1-ks).

(2)

式中:Sd為關鍵塊在采空區(qū)端的下沉量,m;Mm為煤層厚度,m;km為煤體碎脹系數(shù);δ為工作面回采率;Ms為直接頂厚度 ,m;ks為直接頂碎脹系數(shù).km,ks均為殘余碎脹系數(shù).

老頂在實體煤幫側的斷裂位置受到直接頂及老頂?shù)牧W特性、厚度以及采深、采高等因素影響.老頂側向斷裂位置距上區(qū)段采空區(qū)的距離等于應力極限平衡區(qū)寬度x0[16].

(3)

式中:m為工作面采高,m;A為側壓系數(shù);φ0為煤體內(nèi)摩擦角;K為應力集中系數(shù);γ為上覆巖層平均容重;H為采深;C0為煤體內(nèi)聚力,MPa;pz為上區(qū)段的支護阻力,MPa;

2.3 小煤柱寬度確定

2.3.1 理論分析寬度

東懷1201工作面長度為S=150 m,周期來壓步距L1=16.8 m,S/L1=8.9 m>6 m,故老頂側向斷裂跨度L2=16.8 m.上區(qū)段回采率δ=95%;煤層厚度Mm=3 m;直接頂厚度Ms=3.36 m;煤體碎脹系數(shù)km=1.2;直接頂碎脹系數(shù)ks=1.4;故關鍵塊下沉量Sd=1.476 m;聯(lián)立式(1)和式(2)可得關鍵塊回轉角θ約為5°.工作面采高m=3 m;側壓系數(shù)A=1;上覆巖層平均容重γ=2 700 kg/m3;采深H=78 m;煤體內(nèi)摩擦角φ0=18°;煤體內(nèi)聚力C0=0.5 MPa;應力集中系數(shù)K=3;上區(qū)段的支護阻力Pz=0 MPa;經(jīng)計算得老頂在實體煤內(nèi)的斷裂距S1=7.65 m.沿空掘巷巷道位置應使得巷道圍巖承受的總應力最小.根據(jù)研究發(fā)現(xiàn)在關鍵塊體B斷裂線兩邊,“內(nèi)應力場”應力衰減率約為“外應力場”應力增加率的1/3,因此,巷道在“內(nèi)應力場”的寬度為在“外應力場”內(nèi)寬度的3倍才能保證巷道圍巖所受的應力最小,小煤柱寬度應為4.65 m.同時,考慮到上區(qū)段開采時側向煤體有部分煤體已破壞,且礦井瓦斯含量較高,為保證煤柱的穩(wěn)定和防止采空區(qū)有毒氣體的涌入取一個安全系數(shù)1.07,因此,初步確定小煤柱寬度為5 m.

2.3.2 數(shù)值模擬驗證

根據(jù)東懷煤礦3I01工作面及上區(qū)段1201工作面之間的空間幾何關系,結合巖層地質力學條件,采用FLAC3D軟件建立小煤柱沿空掘巷的數(shù)值模型.如圖4所示,模型尺寸:200 mm×200 mm×80 mm,四周前后位移邊界,約束Y方向的位移;左右邊界為應力邊界,取側壓系數(shù)為1進行考慮;模型頂部為應力邊界.考慮到采空區(qū)已壓實,采空區(qū)壓實的矸石以具有一定強度的巖體來模擬.采空區(qū)矸石等效巖體的強度可根據(jù)實驗室內(nèi)矸石壓縮試驗確定,根據(jù)試驗結果本次數(shù)值模擬采空區(qū)矸石等效巖體參數(shù)為彈性模量E=1 GPa,粘聚力C=0 MPa,密度ρ=1 275 kg·m-3,壓縮強度R=5.25 MPa,內(nèi)摩擦角φ=21°,等效泊松比μ=0.25.

圖4 數(shù)值模型

圖5 垂直應力分布

由于老頂下沉穩(wěn)定,巖層結構屬于給定變形,根據(jù)前面的分析在老頂?shù)臄嗔丫€和采空區(qū)接矸處為關鍵塊體的兩個支點塊體.分別對煤柱寬度為3,5,8,12,15 m的數(shù)值模型進行計算,經(jīng)計算,巷道實體煤幫、小煤柱幫內(nèi)的垂直應力如圖5所示.

可以看出,由于巷道老頂屬于給定變形,在實體煤一側的老頂可看作是懸臂梁結構,在巷道上方的關鍵塊體看作是傾斜的簡支梁結構.因此,巷道布置在老頂斷裂線右側時,如煤柱寬度為3 m和5 m時,大部分支承應力在實體煤幫內(nèi)集中,煤柱只承受了較小的應力.隨著煤柱寬度的增大,當巷道布置在老頂斷裂線下方或者左邊時,如煤柱寬度超過8 m之后,煤柱內(nèi)的垂直應力不斷增大,在本區(qū)段回采時會同時受到超前支承壓力的影響,煤柱極有可能失穩(wěn).考慮煤柱的安全穩(wěn)定,確定留設5.0 m煤柱寬度是較為合理的.

3 軟弱頂?shù)装逖乜障锏绹鷰r控制技術

3.1 非對稱聯(lián)合支護基本思想

軟弱頂?shù)装鍡l件下沿空掘巷小煤柱護巷的基本思想可總結為如圖6所示.

圖6 非稱聯(lián)合支護關系

針對東懷軟弱頂?shù)装逑卵乜障锏绹鷰r的變形特點提出以控制“大結構”支點為核心的錨桿、金屬網(wǎng)、H型鋼帶、錨索和桁架錨索的非對稱聯(lián)合支護技術:首先,巷道開挖后及時對頂板和兩幫進行錨網(wǎng)+H型鋼帶支護,小煤柱局部破碎處噴漿封閉圍巖,控制圍巖的初始大變形,保持圍巖的整體性.其次,由于頂板軟弱破碎,自穩(wěn)能力差,錨桿和金屬網(wǎng)支護后需采用長錨索進行補強支護,錨索長度需穿過直接頂錨固在老頂,充分利用“大結構”的承載作用;再次,由于“大結構”的一個支點位于實體煤幫當中,煤體強度低、易變形,若“大結構”的支點不穩(wěn),勢必引起頂板和小煤柱失穩(wěn),因此,提出采用桁架錨索控制實體煤幫不下沉、不鼓出,這對整個巷道的穩(wěn)定至關重要.然后,對于軟弱底板巖體掘巷后進行一次臥底,采用底角錨桿和底板錨桿進行控制底鼓.最后,需加強圍巖應力、變形和離層監(jiān)測,反饋完善支護參數(shù),實現(xiàn)動態(tài)支護.

軟弱頂?shù)装逖乜站蛳飮鷰r控制總結起來就是以控制老頂“大結構”穩(wěn)定為核心,以控制實體煤幫不下沉為基礎,以非對稱聯(lián)合支護為支護體系來實現(xiàn)的.

3.2 非對稱聯(lián)合支護方案

根據(jù)軟弱頂?shù)装鍑鷰r控制原理，巷道不同部位選擇不同的錨桿支護密度,同時,根據(jù)不同部位的應力和變形特征進行有針對性的強化支護,通過巷道整體的非對稱聯(lián)合支護來實現(xiàn)巷道整體的協(xié)調(diào)變形和穩(wěn)定.

1)錨網(wǎng)帶支護保持圍巖整體性.巷道掘出后立即全斷面(底板除外)掛金屬網(wǎng),頂板加H型鋼帶,并利用預應力左旋無縱筋螺紋鋼錨桿緊固.

2)頂板錨索加強頂板.關鍵巖層斷裂形成的“大結構”是實現(xiàn)小煤柱護巷的基礎,但是軟弱的頂板圍巖難以自穩(wěn),因此,在金屬網(wǎng)+H型鋼帶+錨桿支護后需采用錨索將軟弱破碎圍巖錨固在“大結構”之上.

3)桁架錨索固定實體煤幫.在“大結構”的作用下,巷道實體煤幫受到上區(qū)段回采的側向支承壓力和本區(qū)段回采的超前支承壓力共同作用極易鼓出、下沉,實體煤幫的鼓出不僅影響巷道斷面的使用,更影響“大結構”的穩(wěn)定,而“大結構”的下沉會導致煤柱失穩(wěn)和軟弱頂、底板的鼓出.因此,實體煤幫的穩(wěn)定是沿空掘巷巷道穩(wěn)定的關鍵,需采用剛性支護.實體煤幫采用桁架錨索補強支護,每間隔兩排錨桿布置一組桁架錨索.

4)加密長錨桿強化煤柱.小煤柱幫煤體是整個巷道最薄弱的環(huán)節(jié),煤體大部分已進入塑性和破碎階段,因此,采用加長、加密螺紋鋼等預拉力錨桿強化煤體殘余強度是控制煤柱幫圍巖的主要方式.

5)底板錨桿控制底鼓.底板軟弱造成沿空掘巷巷道底鼓嚴重,由于實體煤一側支承應力較大，故實體煤幫一側的底鼓量更大.實體煤幫的桁架錨索部分限制了實體煤幫圍巖向底板移動,同時設計底角錨桿進一步限制幫部煤體向底板變形移動.因此,底板設計4根加長左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,兩邊底角錨桿呈25°傾斜布置,中間兩根錨桿垂直底板布置,靠近實體煤幫適當加密.根據(jù)軟弱頂?shù)装鍑鷰r控制原理,設計支護方案如圖7所示.

圖7 支護方案及參數(shù)(單位:mm)

4 現(xiàn)場試驗及監(jiān)測

根據(jù)設計的支護方案和參數(shù),在3I01工作面進風巷中選取50 m巷道作為支護試驗段,為對比分析,試驗段前后均采用普通的錨桿支護,共設置6個位移監(jiān)測斷面,采用“十字”觀測法監(jiān)測斷面位移和頂板離層儀觀測巖層離層情況.經(jīng)過為期5個月的監(jiān)測,巷道在掘進期間的兩幫和頂?shù)装迨諗孔冃稳鐖D8和圖9所示.

圖8 兩幫收斂變形

圖9 頂?shù)装迨諗孔冃?/p>

觀測顯示,在掘進期間普通支護段巷道的兩幫及頂?shù)装迨諗孔冃尉黠@大于非對稱聯(lián)合支護段的兩幫及頂?shù)装迨諗孔冃?其中普通支護段巷道的兩幫最大收斂量達到190 mm;設計支護段收斂量最小為80 mm.整個掘進影響期可分為3個階段:圍巖加速變形階段、圍巖穩(wěn)定變形階段和圍巖穩(wěn)定階段.其中圍巖加速變形階段大約在10 d左右,隨著時間的增加,掘進巷道逐漸遠離觀測斷面,圍巖進入穩(wěn)定變形階段,在觀測80 d左右巷道變形基本上穩(wěn)定.

5 結論

1)基于最小應力原理合理確定煤柱寬度的方法適用于東懷煤礦3I01工作面進風巷.

2)隨著煤柱寬度的增大,實體煤幫內(nèi)的垂直應力逐漸減小,而煤柱內(nèi)的垂直應力逐漸增大,應力逐漸由實體煤幫向煤柱內(nèi)轉移.

3)提出了軟弱頂?shù)装鍡l件下小煤柱沿空掘巷圍巖控制原理:在保持圍巖整體性的前提下.首先采用錨索強化頂板圍巖和采用桁架錨索固定實體煤幫,然后加密長錨桿強化煤柱幫圍巖,最后底角錨索和底板錨桿控制底鼓.

4)軟小煤柱沿空掘巷圍巖控制技術,即錨桿+金屬網(wǎng)+H型鋼帶+錨索+桁架錨索的非對稱聯(lián)合支護技術可以有效減小圍巖變形量、變形速度,控制頂板離層情況,支護效果顯著.