李國(guó)志,孫立軍
(內(nèi)蒙古平莊能源股份有限公司 老公營(yíng)子煤礦,內(nèi)蒙古 赤峰 024076)
煤柱巷道因多次采動(dòng)影響常出現(xiàn)圍巖大變形、支護(hù)體失效等問(wèn)題,需要在其服務(wù)期間進(jìn)行多次的返修工作,不僅增加了巷道維護(hù)成本,而且嚴(yán)重影響礦井的安全高效生產(chǎn)[1-3]。分層開采與常規(guī)采煤方法具有一定的區(qū)別,需要將煤層劃分為幾個(gè)分層后順序開采,那么區(qū)段煤柱受多分層采動(dòng)影響,其圍巖應(yīng)力環(huán)境及運(yùn)動(dòng)特征更為復(fù)雜,增加了分層開采煤柱巷道圍巖大變形控制的難度[4,5]。據(jù)統(tǒng)計(jì),僅老公營(yíng)子煤礦近2年內(nèi)就有近千米的中、下分層煤柱巷道經(jīng)歷了2~3次的返修,巷道維護(hù)難度不斷增大,嚴(yán)重制約了工作面推進(jìn)速度。因此,亟待研究分層開采煤柱巷道破壞機(jī)理及控制技術(shù)。
采動(dòng)影響、地應(yīng)力場(chǎng)、煤巖結(jié)構(gòu)與支護(hù)結(jié)構(gòu)等都會(huì)對(duì)回采巷道大變形破壞產(chǎn)生較大的影響[6]。近年來(lái),許多專家學(xué)者對(duì)重復(fù)采動(dòng)回采巷道圍巖失穩(wěn)機(jī)理及控制技術(shù)進(jìn)行了大量的研究探討。康紅普[7]指出回采巷道主要變形滯后本工作面,二次采動(dòng)時(shí)工作面超前位置巷道易發(fā)生大變形;張洪偉等[8]認(rèn)為回采巷道主要受上方非充分穩(wěn)定覆巖運(yùn)動(dòng)影響發(fā)生變形失穩(wěn);郝登云、吳樂(lè)等[9,10]研究認(rèn)為下層回采巷道與上層回采巷道垂直布置、巷道支護(hù)強(qiáng)度低時(shí),下層回采巷道易失穩(wěn),并提出錯(cuò)位布置下層回采巷道的布置方式;吳祥業(yè)等[11]研究獲得重復(fù)采動(dòng)巷道塑性區(qū)非對(duì)稱擴(kuò)展機(jī)理,并提出分次補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方法控制圍巖變形;李家卓等[12]研究了近距離煤層群動(dòng)壓巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境,得到多次動(dòng)壓作用巷道失穩(wěn)力學(xué)機(jī)理。以上研究主要針對(duì)近距離煤層群或單煤層相鄰區(qū)段采動(dòng)影響巷道進(jìn)行研究,而因分層開采應(yīng)用條件與應(yīng)用范圍的限制,目前對(duì)分層開采多次采動(dòng)影響的煤柱巷道失穩(wěn)機(jī)理研究較少。本文針對(duì)老公營(yíng)子煤礦中分層I05(8)2工作面軌道平巷煤柱幫大變形控制難題,對(duì)分層開采覆巖運(yùn)動(dòng)特征進(jìn)行研究,闡明煤柱幫失穩(wěn)的力學(xué)機(jī)制,據(jù)此在原巷道支護(hù)的基礎(chǔ)上提出“表層噴漿+內(nèi)部注漿+錨桿支護(hù)”的聯(lián)合控制方案并成功進(jìn)行了現(xiàn)場(chǎng)工程實(shí)踐,支護(hù)方案對(duì)中下分層回采巷道控制效果較好,可為類似條件下巷道圍巖控制提供借鑒。
老公營(yíng)子煤礦5#煤層平均厚度14.2m,平均傾角4°,煤類為褐煤,該煤層結(jié)構(gòu)簡(jiǎn)單,矸石巖性以泥巖、粉砂巖為主,局部可見炭質(zhì)泥巖;頂板以泥巖、細(xì)粒砂巖為主,局部為粗粒砂巖。頂板含水,巖性較為松散、泥質(zhì)膠結(jié),遇水膨脹,易破碎。底板以細(xì)粒砂巖、粉砂巖為主,膠結(jié)松散,遇水膨脹,易破碎。5#煤層分三層采用垂直式巷道布置分層開采,每層采用綜合機(jī)械化采煤,分層間留2.0m煤層作為假頂。
I05(8)2工作面為八區(qū)段中分層工作面,工作面長(zhǎng)196m,推進(jìn)長(zhǎng)度1241m,其上方為I05(8)1工作面采空區(qū),西側(cè)為上分層I05(7)1工作面和中分層I05(7)2工作面采空區(qū),區(qū)段煤柱為9m。巷道斷面為梯形,斷面尺寸為上寬3000mm,下寬5010mm,高3160mm,原巷道采用“架棚錨索+鋼帶”的支護(hù)方式,頂板鋪設(shè)工字鋼6排,間距500mm,然后鋪設(shè)背板;兩幫鋪設(shè)工字鋼6排,間距500mm,鋪設(shè)背板,然后進(jìn)行錨索支護(hù),錨索采用?22mm×4200mm高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力低松弛鋼絞線,每排打設(shè)3根,間距700mm,如圖1所示。
圖1 工作面巷道布置及支護(hù)方案(mm)
I05(8)2工作面回采過(guò)程中,軌道平巷圍巖發(fā)生嚴(yán)重的失穩(wěn)大變形,經(jīng)歷了1次擴(kuò)幫返修,但效果較差,具體表現(xiàn)為:
1)巷道煤柱幫出現(xiàn)嚴(yán)重的鼓幫和片幫現(xiàn)象,沿巷道走向出現(xiàn)15m以上范圍的鼓幫,位移量達(dá)1500mm左右,鼓幫導(dǎo)致工字鋼發(fā)生明顯的彎曲變形,鼓幫至一定程度后,發(fā)展為大面積的片幫,致使工字鋼與煤幫間形成較大的空洞,嚴(yán)重區(qū)域片幫深度達(dá)1000mm以上,導(dǎo)致錨桿、工字鋼、背板等支護(hù)體失效,并且擴(kuò)幫返修后煤柱幫大變形仍然持續(xù)發(fā)生。
2)實(shí)體煤幫變形程度較煤柱幫變形程度低,巷道掘進(jìn)階段,變形量較小,當(dāng)受工作面回采擾動(dòng)影響時(shí),巷道變形嚴(yán)重,鼓幫位移量范圍為500~750mm,部分工字鋼發(fā)生彎曲變形,沿巷道軸向破壞范圍為3m左右。
3)巷道頂板下沉量較小,主要發(fā)生在工作面前方20m范圍內(nèi),下沉量在300mm左右,鋼帶發(fā)生輕微彎曲變形;超前工作面20 m范圍內(nèi)巷道有底鼓現(xiàn)象,實(shí)測(cè)最大底鼓量在200mm左右,對(duì)工作面安全生產(chǎn)影響較小。
首分層工作面開采與常規(guī)綜采工作面覆巖運(yùn)動(dòng)相同,基本頂發(fā)生“O-X”型破斷[13],破斷后形成一端搭接在煤體上方,一端由采空區(qū)支撐的穩(wěn)定結(jié)構(gòu)。相關(guān)研究表明[14],基本頂破斷形成的關(guān)鍵塊體發(fā)生回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng),對(duì)直接頂及煤柱施加給定變形,因此首先應(yīng)確定其破斷位置。依據(jù)“極限平衡理論”對(duì)基本頂破斷位置進(jìn)行求解[15]:
式中,M為采高,m;A為側(cè)壓系數(shù);φ為內(nèi)摩擦角,(°);c為粘聚力,MPa;K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為容重,kN/m3;H為煤層采深,m;p為側(cè)向支護(hù)力,MPa。
根據(jù)首分層I05(8)1工作面地質(zhì)生產(chǎn)參數(shù)確定M=3.0m,A=0.6,φ=20°,c=2MPa,K=2,γ=25kN/m3;H=300m,p=0MPa(支護(hù)阻力在計(jì)算中影響很小,忽略不計(jì)),經(jīng)計(jì)算后求得基本頂斷裂線位置距離煤幫3.3m。
中分層開采,其覆巖結(jié)構(gòu)會(huì)在上分層覆巖運(yùn)動(dòng)的基礎(chǔ)上進(jìn)一步發(fā)展運(yùn)動(dòng),如圖2所示,建立中分層開采覆巖結(jié)構(gòu)運(yùn)動(dòng)模型。首分層首采面采后覆巖破斷運(yùn)動(dòng)特征如圖2(a)所示,基本頂深入煤體3.3m發(fā)生破斷,關(guān)鍵塊B向采空區(qū)回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng),上覆載荷層隨基本頂發(fā)生同步破斷,其施加的載荷作用于直接頂與煤柱,直接頂與煤柱處于給定變形狀態(tài),煤柱在加卸載作用下煤幫向里3.3m發(fā)生塑性破壞,由于采高較小,高位關(guān)鍵層未發(fā)生破斷。當(dāng)首分層接續(xù)面采后,關(guān)鍵塊A沿原破斷線向采空區(qū)下沉運(yùn)動(dòng),如圖2(b)所示。由于關(guān)鍵塊A的回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng),上覆載荷對(duì)區(qū)段煤柱繼續(xù)進(jìn)行加卸載破壞,此時(shí)首分層9m煤柱發(fā)生塑性破壞,其承載能力明顯降低,屬于強(qiáng)度劣化區(qū)。
圖2 分層開采側(cè)向覆巖結(jié)構(gòu)運(yùn)動(dòng)特征
若中分層假頂厚度為h,采高為M,煤體碎脹系數(shù)為Kp,中分層采后假頂全部垮落,則需要滿足式(2)條件,垮落的假頂將充滿采空區(qū)。
hKp-(h+M)≥0
(2)
中分層采高為3m,假頂為2m,煤體碎脹系數(shù)一般小于1.2[13],此處取1.2進(jìn)行計(jì)算,經(jīng)計(jì)算可以發(fā)現(xiàn),2m的假頂無(wú)法充滿采空區(qū),所以當(dāng)中分層開采時(shí),采空區(qū)空間增大,基本頂關(guān)鍵塊B仍會(huì)發(fā)生回轉(zhuǎn)下沉,載荷層與高位關(guān)鍵層之間的懸露空間會(huì)進(jìn)一步增大,此時(shí)覆巖運(yùn)動(dòng)特征可能出現(xiàn)兩種情況,第一種情況是雖然采空區(qū)空間增大但未引起高位關(guān)鍵層破斷;第二種是由于采空區(qū)范圍增大引起高位關(guān)鍵層破斷。當(dāng)高位關(guān)鍵層未破斷時(shí),煤柱載荷仍然來(lái)自于關(guān)鍵塊B及其載荷層,關(guān)鍵塊B回轉(zhuǎn)下沉導(dǎo)致煤柱發(fā)生塑性破壞;中分層接續(xù)面開采,關(guān)鍵塊A以同樣的方式回轉(zhuǎn)下沉,引起I05(8)2軌道平巷發(fā)生塑性大變形,如圖2(c)所示。當(dāng)中分層開采引起高位關(guān)鍵層破斷時(shí),煤柱載荷不僅來(lái)自于低位關(guān)鍵層及其載荷層作用,同時(shí)受高位關(guān)鍵層及其載荷層加載作用,施加至煤柱的載荷增大,煤柱塑性破壞程度將大于高位關(guān)鍵層未破斷時(shí),煤柱自承能力大幅度下降。由此可以發(fā)現(xiàn),不管高位關(guān)鍵層是否破斷,煤柱都將處于給定變形。
由于分層開采區(qū)段煤柱留設(shè)尺寸較小,煤柱整體已發(fā)生塑性破壞,其強(qiáng)度極限明顯降低,煤柱支承壓力峰值處于峰后強(qiáng)度值,煤柱內(nèi)支承壓力低于彈性煤體強(qiáng)度極限,支承壓力分布如圖3所示。首分層采后煤柱支承壓力如圖中實(shí)線分布,當(dāng)中分層采后,上覆載荷轉(zhuǎn)移至采空區(qū)及下分層和底板,所以煤柱上支承壓力降低,而采空區(qū)及下分層應(yīng)力增加。
圖3 煤柱應(yīng)力分布
綜上分析,分層開采區(qū)段煤柱受多次采動(dòng)影響,關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)給定位移作用下,重復(fù)的加卸載過(guò)程導(dǎo)致煤柱整體發(fā)生塑性破壞,其內(nèi)部裂隙分布密集,自承能力和完整性下降,導(dǎo)致原支護(hù)方案中雖然采用高預(yù)緊力錨索但其處于強(qiáng)度劣化區(qū),錨固端無(wú)穩(wěn)定的錨固基礎(chǔ),無(wú)法達(dá)到預(yù)期預(yù)緊力,難以發(fā)揮支護(hù)作用。因此,關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)、煤柱自承能力弱及無(wú)穩(wěn)定的錨固基礎(chǔ)是煤柱失穩(wěn)的主要原因。
基于I05(8)2軌道平巷煤柱幫大變形機(jī)理及原因的分析,控制煤柱失穩(wěn)的措施也應(yīng)從這三方面入手,但實(shí)踐證明,控制關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)下沉是很難實(shí)現(xiàn)的,因此針對(duì)其他兩個(gè)原因,根據(jù)礦井的實(shí)際情況,提出巷道圍巖大變形主要通過(guò)“強(qiáng)化煤柱、增強(qiáng)錨固”的聯(lián)合控制思路。
1)強(qiáng)化煤柱:相關(guān)研究表明[8],在軟弱的圍巖情況下,僅依靠架棚不足以保持圍巖松動(dòng)圈內(nèi)破碎圍巖的整體性,I05(8)2軌道平巷兩幫為煤體,強(qiáng)度低且受上分層開采的影響,較為破碎,因此首先需要加固表面煤體,具體通過(guò)巷幫及頂板噴漿,使表面破碎的圍巖形成一個(gè)穩(wěn)定的整體,防止結(jié)構(gòu)面出現(xiàn)離層、滑開和張開等現(xiàn)象,避免出現(xiàn)由于局部破碎煤體垮落而引起大面積片幫;其次,通過(guò)煤柱內(nèi)部注漿,填充粘結(jié)已有的裂隙,加固煤體強(qiáng)度,提高煤柱的整體穩(wěn)定性和承載能力。
2)增強(qiáng)錨固:煤柱幫破碎時(shí),托盤效用降低,錨桿無(wú)穩(wěn)定的錨固點(diǎn),通過(guò)噴漿與注漿使煤柱穩(wěn)定性提高后,在原支護(hù)基礎(chǔ)上增加錨桿支護(hù),充分利用注漿后穩(wěn)定的煤柱穩(wěn)定中心,加強(qiáng)巷道支護(hù)的強(qiáng)度,強(qiáng)化淺部煤體整體性,實(shí)現(xiàn)自身穩(wěn)定;煤柱內(nèi)部注漿后,錨固端牢固穩(wěn)定可提高錨索的預(yù)緊力,充分限制巷幫的整體位移。
基于以上分析,為了保證煤柱巷道圍巖的整體穩(wěn)定,在原支護(hù)方案的基礎(chǔ)上,實(shí)施以下具體支護(hù)措施:
1)煤柱幫支護(hù):在原有支護(hù)的基礎(chǔ)上,巷幫表面噴射厚度為100mm的C20混凝土層,然后進(jìn)行壁后注漿,注漿孔垂直于煤幫按照間距1200mm進(jìn)行布置,注漿孔直徑50mm,注漿深度4500mm,注漿材料選用馬麗散,注漿泵選擇ZBQ-5/12型風(fēng)動(dòng)雙液注漿泵,設(shè)置泵站壓力大于6MPa,一旦發(fā)現(xiàn)漏漿跑漿之后,停止注漿。另外,漿液凝固需要一定時(shí)間,同時(shí)考慮覆巖運(yùn)動(dòng)對(duì)注漿效果的影響,選擇提前150m在巷道進(jìn)行注漿加固。巷幫補(bǔ)設(shè)錨桿,錨桿參數(shù)為?20mm×1800mm,間排距800mm×1000mm,錨桿與巷幫表面垂直布置,如圖4所示。
圖4 巷道支護(hù)方案(mm)
2)頂板支護(hù):在原支護(hù)基礎(chǔ)上,對(duì)頂板噴射厚度為80mm左右的C20混凝土層。
3)實(shí)體煤幫支護(hù):在原支護(hù)基礎(chǔ)上,對(duì)巷幫表面噴射100mm左右的C20混凝土層,不對(duì)煤體進(jìn)行注漿。
I05(8)2工作面軌道平巷通過(guò)表面噴漿、煤柱內(nèi)部注漿及增加錨桿支護(hù),巷道圍巖穩(wěn)定性與整體性得到明顯改善,煤柱幫無(wú)鼓幫及片幫現(xiàn)象。超前工作面100m布置十字測(cè)點(diǎn)對(duì)注漿加固后巷道圍巖變形量進(jìn)行監(jiān)測(cè),監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖5所示,從圖5中可以看出,巷道錨注加固初期(距離工作面80~100m)受本工作面采動(dòng)影響較弱,由于注漿后漿液需要一定的時(shí)間凝固,巷道變形速度較大,但圍巖的變形量相對(duì)較??;圍巖錨注終凝穩(wěn)定期(距離工作面30~80m)受本工作面采動(dòng)影響增強(qiáng),巷道的圍巖變形呈增長(zhǎng)的趨勢(shì),但由于煤柱自承能力的提高,變形速度降低;巷道注漿加固后受擾動(dòng)顯著期(距離工作面0~30m),隨著距離工作面的距離越近,巷道圍巖的變形量及變形速度明顯增大。
圖5 錨固加注后圍巖變形曲線
對(duì)比頂?shù)装搴蛢蓭偷淖冃瘟?,可以看出兩幫的變形量要大于頂?shù)装宓淖冃瘟?,煤柱幫變形量最大?18mm,實(shí)體煤幫變形量為289mm,頂?shù)装宓淖冃瘟繛?72mm。數(shù)據(jù)顯示雖然超前工作面30m范圍內(nèi)巷道圍巖變形量仍然較大,但從現(xiàn)場(chǎng)可以發(fā)現(xiàn),巷道圍巖變形主要呈整體位移的特征,無(wú)大面積片幫形成空洞的現(xiàn)象,支護(hù)體仍能發(fā)揮良好的作用,未出現(xiàn)托盤與煤幫分離導(dǎo)致支護(hù)體失效的問(wèn)題,因此,進(jìn)一步驗(yàn)證了理論分析,雖然無(wú)法限制關(guān)鍵塊體的回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)引起的給定變形,但是可以通過(guò)提高煤柱自承能力及完整性達(dá)到安全生產(chǎn)的要求。
1)中分層I05(8)2工作面采用垂直分層巷道布置,軌道平巷表現(xiàn)出明顯的大變形破壞特征,以煤柱幫鼓幫、片幫、支護(hù)體失效為主,實(shí)體煤幫、頂板、底板變形量依次減小。
2)首分層關(guān)鍵塊斷裂位置位于煤壁內(nèi)3.3m,中分層開采時(shí)2m假頂無(wú)法充滿采空區(qū),關(guān)鍵塊再次回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng),煤柱處于給定變形狀態(tài),導(dǎo)致煤柱內(nèi)支承壓力降低,而采空區(qū)及下分層應(yīng)力增加;關(guān)鍵塊體回轉(zhuǎn)運(yùn)動(dòng)、煤柱穩(wěn)定性差及無(wú)穩(wěn)定的錨固基礎(chǔ)是引起煤柱失穩(wěn)的主要原因。
3)基于煤柱巷道失穩(wěn)機(jī)理,提出“強(qiáng)化煤柱、增強(qiáng)錨固”的控制思路,具體支護(hù)方案為表面噴射厚度為100mm的C20混凝土層固結(jié)破碎圍巖,提高圍巖表面完整性;內(nèi)部注入馬麗散填充粘結(jié)裂隙,提供穩(wěn)定的錨固點(diǎn),煤柱幫打設(shè)參數(shù)為?20mm×1800mm的錨桿,間排距800mm×1000mm,達(dá)到提高煤柱承載能力的目的。
4)“噴漿+注漿+錨桿(索)鋼帶”的支護(hù)方案試驗(yàn)效果顯著,煤柱幫變形量最大為418mm,實(shí)體煤幫變形量為289mm,頂?shù)装逡平繛?72mm,能夠?qū)崿F(xiàn)巷道服役期內(nèi)安全生產(chǎn)的要求,該技術(shù)已經(jīng)在老公營(yíng)子煤礦得到了推廣應(yīng)用。