王夏南
(長治三元中能煤業(yè)有限公司,山西長治046600)
工作面開采過程中會對周圍巖體產(chǎn)生強烈的擾動作用,等圍巖穩(wěn)定后再對相鄰巷道進行掘進[1]。但在實際生產(chǎn)過程中面臨生產(chǎn)效率低、巷道掘進慢等問題,回采和掘進同時進行,掘進巷道受上個工作面的采動影響,使巷道發(fā)生變形破壞,維護困難[2-3]。目前多通過留煤柱來減弱回采對相鄰巷道的影響,但巷道依舊受到較大破壞,因此分析迎采動巷道圍巖變形機理、建立圍巖控制理論十分重要。本文基于松動圈測試方法對迎采動巷道圍巖破壞機理進行分析,通過數(shù)值模擬研究巷道掘進、相鄰工作面回采、本工作面回采期間的圍巖變形特征,從而提出迎采動影響下巷道圍巖控制技術(shù)。
某礦1203工作面隸屬2號煤層,煤厚1.60 m~3.65 m,煤層結(jié)構(gòu)簡單,全區(qū)穩(wěn)定可采。1203膠帶順槽處于掘進中,毗鄰1201 工作面,如圖1 所示。1203 膠帶順槽頂?shù)装鍘r層分布情況如圖2所示。通過巖石實驗力學(xué)參數(shù)測試,結(jié)果見表1。
圖1 工作面巷道關(guān)系圖
圖2 工作面頂?shù)装逯鶢顖D
表1 1203工作面頂?shù)装鍘r層力學(xué)特性
1203膠帶順槽原采用錨桿+錨索+金屬網(wǎng)+托盤聯(lián)合支護,但受1201 工作面回采影響,巷道頂板出現(xiàn)冒頂現(xiàn)象,加大了巷道支護難度。
1203膠帶順槽掘進后,打破了原巖應(yīng)力的平衡狀態(tài),圍巖應(yīng)力重新分布,在一定范圍內(nèi)出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象,當(dāng)應(yīng)力達到峰值后,對巷道周圍的煤巖產(chǎn)生破壞,產(chǎn)生裂隙從而形成松動圈。為了掌握巷道圍巖松動圈范圍,進行松動圈測試。
(1)測站布置
為綜合反映1203 膠帶順槽圍巖的松動圈特征,在巷道中共布置3 個測站,編號為4、5、6。測站布置如圖3所示。
圖3 松動圈測站布置圖
(2)鉆孔布置
在測站的頂?shù)装迮c兩幫中心打4 個鉆孔,頂?shù)装邈@孔垂向鉆進,兩幫鉆孔水平偏下成10°~15°夾角,孔深2 m,孔徑38 mm。
(3)測試過程
采用單孔測試法,將超聲波無損檢測分析儀連接探頭通電預(yù)熱后,用推桿將探頭送入孔底,然后拉動推桿將探頭向外移動,每移動10 cm 記錄一次讀數(shù),直到孔口為止。
表2 為1203 膠帶順槽的圍巖松動圈范圍,該結(jié)果表明,巷道在掘進過程中,受到相鄰工作面回采影響,巷道圍巖淺部比較破碎,破壞變形主要集中在頂板與兩幫,底板破壞程度較低?;诖私Y(jié)果,1203 膠帶順槽圍巖屬于Ⅳ類不穩(wěn)定巷道。
為了對迎采動巷道圍巖變形有清晰的認(rèn)識,采用FLAC3D數(shù)值模擬對巷道掘進期間、相鄰工作面回采期間、本工作面回采期間有無支護條件的圍巖情況進行模擬。因為原有支護時巷道變形較大,因此數(shù)值模擬中對巷道支護方式進行優(yōu)化,頂錨桿由原來的? 18×1 800 mm 改為? 20×2 400 mm,煤柱幫錨桿由原來的? 16×1 600 mm改為? 18×2 000 mm,實體煤幫錨桿由原來的? 18×1 800 mm改為? 20×2 000 mm,錨索由原來的? 17.8×5 500 mm改為? 17.8×7 500 mm。錨桿間排距為900 mm×900 mm,錨索間排距為1 800 mm×1 800 mm。
模型巷道位置如圖4 所示,膠帶順槽與軌道順槽均為矩形斷面,膠帶順槽為5 m×3 m,軌道順槽為4.5 m×3 m,1203工作面寬度180 m,1203軌道順槽與回風(fēng)順槽相距28 m,取1201工作面長度75 m,1205工作面取90 m,1203膠帶順槽與1201工作面之間的煤柱寬度取22 m,可得模型長度404.5 m;2 號煤厚2.80 m,頂板48.20 m,底板24.30 m;工作面推進距離為200 m,模型的長×寬×高為404.5 m×200 m×75.3 m。模型四周與底部均為固定條件,頂部施加載荷以代替覆巖的壓力。模型劃分261 300個單元,279 888個節(jié)點。
圖4 巷道布置示意圖
建立數(shù)值模擬模型,進行初始應(yīng)力平衡計算,隨后開始相應(yīng)的回采。第一步,掘進工作面的各巷道,隨之采用相應(yīng)的支護方案進行計算至平衡;第二步,模擬工作面回采,將每一次的回采距離對各巷道圍巖穩(wěn)定性的影響進行記錄。注意在下一次掘進前必須保證上一次的掘進已經(jīng)進行至平衡。由于回采過程中頂板垮落,采空區(qū)冒落矸石對上覆巖層起到了一定的支撐作用,因此在采空區(qū)充填具有碎脹系數(shù)及力學(xué)特征的彈性材料。在全部模擬過程中,記錄數(shù)值分析的結(jié)果及監(jiān)測各巷道的圍巖變形情況。
(1)巷道掘進期間
表3 為有無支護時1203 膠帶順槽圍巖變形量,從表3 可知,在有支護時頂?shù)装逡平坑蔁o支護時的122.05 mm減小到28.60 mm,兩幫移近量由410.10 mm減小到78.24 mm,錨桿錨固范圍頂板離層量為2.45 mm,錨索錨固范圍頂板離層量為3.44 mm,頂板錨固范圍總離層量為5.89 mm,由此可知,有支護時,圍巖變形量大幅減小,在受到采動影響前是穩(wěn)定的。
表3 有無支護時1203膠帶順槽掘進圍巖變形量
(2)相鄰工作面回采期間
圖5是有無支護條件下1203膠帶順槽巷道圍巖的變形量曲線圖,無支護時,隨著相鄰工作面的回采,頂?shù)装逡七M量由122.05 mm增至194.29 mm,兩幫移近量由410.4 mm 增至562.4 mm,進行支護后,頂?shù)装逡平坑?8.6 mm增至58.28 mm,兩幫移近量由78.0 mm增至129.5 mm。圖6為有支護巷道頂板離層量隨工作面至測點距離的變化曲線圖,由圖可知有支護時頂板離層量基本無變化,說明支護系統(tǒng)處于良好的承載狀態(tài)。圖7、圖8為巷道在有無支護時巷道圍巖屈服破壞圖,對比可知,支護后1203 膠帶順槽的圍巖破壞區(qū)域明顯減少。
圖5 相鄰工作面回采期間巷道圍巖變形曲線圖
圖6 巷道頂板離層量隨工作面至測點距離的變化曲線圖
圖7 膠帶順槽無支護時隨相鄰工作面煤壁至測點距離的圍巖破壞特征
圖8 膠帶順槽有支護時隨相鄰工作面煤壁至測點距離的圍巖破壞特征
根據(jù)上述數(shù)值模擬結(jié)果,1203膠帶順槽在掘進期間的塑性區(qū)與圍巖變形量較小,但受相鄰工作面和本工作面回采影響,塑性區(qū)范圍與圍巖變形量均顯著增加,并且巷道在煤柱幫受到的破壞影響要大于實體煤幫。該結(jié)果表明迎采動巷道在相鄰工作面動壓影響下,煤柱幫率先破壞,導(dǎo)致巷道圍巖受力不均,巷道穩(wěn)定性變差。對比1203膠帶順槽加入支護系統(tǒng)后,圍巖有了明顯改善,采用優(yōu)化后的支護系統(tǒng),巷道穩(wěn)定性明顯提升。
根據(jù)上述分析結(jié)果,迎采動巷道兩幫的破壞程度不同,優(yōu)化支護方案如下:
頂板支護為:? 20×2 400 mm 的高強度螺紋鋼錨桿,間排距均為900 mm;? 17.8×7 500 mm的鋼絞線錨索,間排距均為1 800 mm。
兩幫支護:實體煤幫采用? 20×2 000 mm 玻璃鋼錨桿,煤柱幫采用? 18×2 000 mm高強度螺紋鋼錨桿,支護密度相同,間排距1 100 mm×900 mm,如圖9 所示。
采用優(yōu)化后的支護方案后,經(jīng)長期巷道圍巖觀測結(jié)果可知,巷道圍巖變形幅度小,支護效果明顯提高。
圖9 巷道支護布置圖
本文對迎采動巷道圍巖控制技術(shù)進行了研究,結(jié)論如下:
(1)采用松動圈測試方法,對1203 迎采動巷道圍巖松動圈進行了測試。1203 膠帶順槽頂?shù)装搴蛢蓭偷乃蓜尤ζ骄疃葹?.95 m、0.08 m、0.55 m和0.30 m,圍巖淺部比較破碎,變形破壞主要集中在頂板與兩幫,底板破壞程度較低。基于此結(jié)果,1203膠帶順槽圍巖條件屬于Ⅳ類不穩(wěn)定巷道。
(2)通過數(shù)值模擬分析了1203迎采動巷道在不同時期的塑性區(qū)與圍巖變形量。巷道受相鄰工作面和本工作面回采動壓影響,塑性區(qū)與圍巖變形量均出現(xiàn)顯著性增大,巷道煤柱幫受到的破壞要大于實體煤幫。該結(jié)果表明迎采動巷道在相鄰工作面回采擾動下,煤柱幫率先出現(xiàn)破壞,導(dǎo)致巷道圍巖受力不均,巷道穩(wěn)定性差。
(3)基于松動圈測試與數(shù)值模擬結(jié)果,對1203 膠帶順槽支護方案進行了優(yōu)化,采用錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁+錨索聯(lián)合支護,巷道兩幫破壞擾動存在差異,因此采用不同的支護參數(shù)。采用優(yōu)化后的支護方案后,經(jīng)長期巷道圍巖觀測結(jié)果可知,巷道圍巖變形幅度小,支護效果明顯提高。