蘇士龍,高海海,周康樂
(1.華晉焦煤有限責(zé)任公司,山西 呂梁 033000;2.華晉吉寧煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 臨汾 042100)
我國作為世界上主要的煤炭資源生產(chǎn)大國和消費(fèi)大國,煤炭資源的戰(zhàn)略性地位不可忽視。我國經(jīng)濟(jì)的發(fā)展促進(jìn)了煤炭資源的大規(guī)模開采利用,尤其在淺部煤炭資源面臨枯竭的嚴(yán)重形勢下,提高煤炭資源回收率逐步成為促進(jìn)我國煤炭工業(yè)可持續(xù)發(fā)展的重要舉措[1-2]。其中,沿空掘巷技術(shù)通過在煤體邊緣留設(shè)3~5 m的小煤柱,再掘進(jìn)下區(qū)段回采巷道[3-4],既避開了上覆頂板集中壓力的影響,又減少了煤柱留設(shè)造成的資源浪費(fèi),在我國各大礦區(qū)得到普遍的推廣和應(yīng)用。近年來,隨著煤炭資源開采力度的加大,以及厚煤層綜合機(jī)械化采煤技術(shù)的發(fā)展,采動導(dǎo)致的礦山壓力顯現(xiàn)突出,且由于我國煤層賦存條件的復(fù)雜性,以及窄煤柱沿空巷道與傳統(tǒng)的寬煤柱回采巷道所處應(yīng)力環(huán)境的差異性,沿空巷道圍巖的穩(wěn)定性控制問題成為廣大采礦工作者關(guān)注的焦點(diǎn)之一[5-8]。
本文以山西吉寧煤礦2103軌道順槽為工程背景,采用超聲波測試方法對巷道圍巖松動圈監(jiān)測和分析的基礎(chǔ)上,鑒于巷道所處圍巖應(yīng)力環(huán)境的復(fù)雜性,對巷道圍巖破碎明顯的非對稱變形段進(jìn)行了有針對性的支護(hù)方案優(yōu)化設(shè)計(jì),通過對巷道圍巖變形、錨桿索受力及圍巖裂隙發(fā)育的鉆孔成像監(jiān)測進(jìn)行了支護(hù)效果評價。研究結(jié)果對相似地質(zhì)及開采條件下的巷道圍巖穩(wěn)定性控制具有重要的指導(dǎo)意義。
吉寧煤礦所處井田位于華北板塊鄂爾多斯地塊河?xùn)|區(qū)塊的南部邊緣,河?xùn)|區(qū)塊東部以離石斷裂為界,西部為黃河,南部和北部為沉積帶邊緣。井田總體為向西傾斜的單斜構(gòu)造,以褶曲為主,次級褶曲走向主要為南北向,較少斷裂,未見大規(guī)模的巖漿活動。地層由老到新,自東南向西北出露有二疊系上石盒子組下段、中段、上段及石千峰組地層。2103工作面處于2#煤層,該煤層松軟、節(jié)理裂隙發(fā)育。圖1為2#煤層及頂?shù)装鍘r層綜合柱狀圖。
圖1 煤系地層綜合柱狀圖Fig.1 Stratigraphic comprehensive column map
目前正在進(jìn)行2#煤層一盤區(qū)右翼的開采工作,工作面布置情況如圖2所示。一盤區(qū)右翼有采空區(qū)2101工作面和2206上分層采面、2204上分層采面、2202上分層采面。為提高煤炭資源采出率和建設(shè)資源浪費(fèi),礦方將上述工作面整合為2103后綜采面、2101后綜采面和2206下綜采面、2202下綜采面,為此,需要開掘新的巷道,以將煤炭資源采出。由于煤層賦存條件及開采技術(shù)條件的復(fù)雜性,2103工作面軌道順槽掘進(jìn)過程中,巷道兩幫破碎及頂板圍巖變形破壞嚴(yán)重,尤其臨空側(cè)幫部的變形最為突出,表現(xiàn)出沿空巷道非對稱變形特點(diǎn)。
為獲得吉寧煤礦回采巷道圍巖松動破碎情況,考慮到施工作業(yè)的方便性和巷道環(huán)境的代表性,采用超聲波測試法對2103工作面軌道順槽進(jìn)行巷道圍巖松動圈測試和支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計(jì)[9-10]。在2103工作面軌道順槽內(nèi)布置1#、2#兩個監(jiān)測站,分別位于距2103工作面軌道順槽1 050 m、650 m位置,具體布置位置如圖2所示。其中,1#鉆孔站位置巷道一幫為2103工作面實(shí)體煤,另一幫為2103工作面與2101工作面采空區(qū)之間的窄護(hù)巷煤柱,2#鉆孔位置巷道兩幫均為實(shí)體煤。
圖2 一盤區(qū)右翼采面布置示意圖Fig.2 Schematic layout of right-wing mining face
將測得數(shù)據(jù)轉(zhuǎn)換成波速,并對異常數(shù)據(jù)剔除或修正,對鉆孔測點(diǎn)波速數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,得到2103工作面軌道順槽兩個監(jiān)測斷面的測孔不同深度處波速變化情況,分別如圖3和圖4所示。由圖3和圖4可知,波速隨孔深基本呈逐漸增大的趨勢,且在某一點(diǎn)波速會出現(xiàn)較大波動,可將此點(diǎn)作為圍巖松動區(qū)與完整區(qū)的分界。圖3觀測結(jié)果顯示,煤柱側(cè)鉆孔松動破壞區(qū)大小約為1.6 m,實(shí)體煤側(cè)鉆孔測得的松動破壞區(qū)大小約為1.2 m,即2103工作面軌道順槽煤柱段的圍巖松動破壞情況明顯比實(shí)體煤段嚴(yán)重。圖4觀測結(jié)果顯示,非煤柱段巷道兩幫鉆孔測得松動圈范圍分別為1.0 m、1.1 m,說明該段巷道圍巖破壞情況較輕??傮w而言,煤柱段和實(shí)體煤段巷道兩幫圍巖的松動破壞范圍均未超過2 m,巷道圍巖破壞深度較小,回采巷道煤柱段松動破壞范圍略大于實(shí)體煤段,監(jiān)測結(jié)果可為回采巷道支護(hù)設(shè)計(jì)合理支護(hù)參數(shù)的選取提供參考。
圖3 1#鉆孔孔深與波速的關(guān)系Fig.3 Relationship between the depth of 1# drilling and wave velocity
圖4 2#鉆孔孔深與波速的關(guān)系Fig.4 Relationship between the depth of 2# drilling and wave velocity
吉寧煤礦2103工作面軌道順槽斷面為矩形,掘進(jìn)斷面寬×高為4 400 mm×3 700 mm。在原有支護(hù)方案的基礎(chǔ)上,為有效控制頂板下沉及沿空巷道兩幫圍巖的非對稱變形,采取非對稱支護(hù)方案。優(yōu)化后的支護(hù)方案如圖5所示,巷道臨空側(cè)幫采用Φ20 mm×2 200 mm的高強(qiáng)蛇形螺紋鋼讓壓錨桿和Φ17.8 mm×4 300 mm的普通螺紋鋼錨索,錨桿、錨索間排距分別為800 mm×800 mm、1 800 mm×1 600 mm;實(shí)體煤側(cè)采用Φ20 mm×1 800 mm的玻璃鋼錨桿,間排距為800 mm×800 mm;頂板采用Φ20 mm×2 400 mm和Φ17.8 mm×6 300 mm的普通螺紋鋼錨桿和錨索,錨桿、錨索間排距分別為800 mm×800 mm、2 400 mm×1 600 mm,并且在錨桿錨索聯(lián)合支護(hù)的基礎(chǔ)上支護(hù)增加JW型護(hù)表鋼帶。
圖5 2103工作面軌道順槽支護(hù)示意圖Fig.5 Schematic diagram of track entry support in 2103 work face
3.2.1 錨桿受力監(jiān)測
通過測試錨桿在支護(hù)過程中受力狀態(tài),評價錨桿的支護(hù)特性,并可結(jié)合位移監(jiān)測結(jié)果,對巷道支護(hù)系統(tǒng)的優(yōu)化效果進(jìn)行評價。錨桿受力測試可以采用錨桿測力計(jì)進(jìn)行測試,用于測試錨桿的軸向錨固力。對2103工作面軌道順槽每隔10 m布置一組測點(diǎn),在200 m巷道范圍內(nèi)布置20組,從1#~20#順序編號,測試斷面內(nèi)錨桿受力情況,連續(xù)監(jiān)測60 d,每天采集一次數(shù)據(jù)。其中,每個測試斷面布置6套錨桿測力計(jì)(MCJ-30),分別布置于巷道頂板兩側(cè)和兩幫。
由表1可知,71.7%的錨桿軸力在30~60 kN之間,遠(yuǎn)小于錨桿承受能力,錨桿能夠充分發(fā)揮其支護(hù)作用,約1.7%的錨桿受力接近錨桿承受極限,而極少數(shù)錨桿由于錨固端頭巖體的破碎、預(yù)應(yīng)力托盤的松弛等原因未能發(fā)揮其支護(hù)作用,表現(xiàn)出異常。
表1 錨桿軸力統(tǒng)計(jì)結(jié)果Table 1 Statistics of bolt axial force
3.2.2 圍巖變形監(jiān)測
在進(jìn)行錨桿受力監(jiān)測的同時,在每個巷道斷面內(nèi)采用十字交叉法布置圍巖變形監(jiān)測計(jì),分別監(jiān)測巷道頂?shù)装搴蛢蓭蛧鷰r的移近量。圖6和圖7為巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化前后的頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟勘O(jiān)測結(jié)果,其中,支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后的巷道兩幫移近量在70~100 mm之間,平均值為80.5 mm;頂?shù)装逡平吭?0~90 mm之間,平均值為70.1 mm;頂?shù)装寮皟蓭偷淖畲笠平糠謩e占巷道橫斷面尺寸的2.1%和2.4%,較原支護(hù)形式的巷道最大移近量降低幅度分別為55%和56%。另外,原支護(hù)形式下的巷道煤柱側(cè)與實(shí)體煤側(cè)的平均變形量差值為33.4 mm,而支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后的差值僅為9.05 mm。由此可知,支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后的巷道頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟棵黠@降低,其變形量在保證巷道安全使用的允許范圍內(nèi),并且煤柱側(cè)與實(shí)體煤側(cè)的非對稱變形得到有效控制。
圖6 巷道兩幫變形量Fig.6 Deformation of two sides of roadway
圖7 巷道頂?shù)装遄冃瘟縁ig.7 Deformation of roadway roof and floor
利用鉆孔成像技術(shù)可以直觀化觀測巷道圍巖裂隙發(fā)育情況。圖8和圖9分別為試驗(yàn)巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化前后兩幫圍巖裂隙擴(kuò)展情況對比。通過對巷幫圍巖2.2 m范圍內(nèi)圍巖裂隙擴(kuò)展監(jiān)測可以看出,同一測點(diǎn),在支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后巷幫圍巖裂隙程度明顯較小(圖8)。支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后,巷道兩幫圍巖沒有出現(xiàn)明顯的塌孔現(xiàn)象,但是相比于實(shí)體煤側(cè)巷道裂隙情況,煤柱側(cè)圍巖裂隙數(shù)量和發(fā)育程度更為嚴(yán)重(圖9)。由此可知,支護(hù)后圍巖裂隙主要集中于巷道表面1.2 m范圍內(nèi),小于巷道幫部錨桿的長度,蛇形錨桿端部具有較好錨固力。
圖8 3#測點(diǎn)煤柱側(cè)的裂隙發(fā)育規(guī)律Fig.8 Fracture development law of coal pillar side at 3# measuring point
圖9 8#測點(diǎn)的裂隙發(fā)育規(guī)律Fig.9 Fracture development law at 8# measuring point
1) 巷道兩幫圍巖松動圈的超聲波探測結(jié)果表明,吉寧煤礦2103綜采沿空巷道受煤柱高應(yīng)力作用,臨空側(cè)幫的圍巖松動范圍約為1.6 m,相比于實(shí)體煤側(cè)的松動范圍增加25%,表現(xiàn)出巷道兩幫非對稱變形的特點(diǎn)。同時,基于超聲波探測的巷道圍巖松動破壞情況可為巷道圍巖的變形控制提供重要的參考數(shù)據(jù)。
2) 針對吉寧煤礦煤柱側(cè)變形量較大的非對稱變形現(xiàn)象,在臨空側(cè)幫采用高強(qiáng)蛇形螺紋鋼錨桿支護(hù)作用下,巷道兩幫圍巖的非對稱變形得到有效控制。支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后,巷道圍巖變形基本上控制在了50~100 mm之間,最大變形變達(dá)到2.4%,且錨桿受力基本維持在30~60 kN之間。并且裂隙主要集中于巷道表面1.2 m范圍內(nèi),小于巷道幫部錨桿的長度,錨桿端部具有較好錨固力,97%的錨桿能夠充分發(fā)揮支護(hù)作用。
3) 由巷道兩幫圍巖鉆孔成像可知,雖然煤柱側(cè)幫裂隙數(shù)量和發(fā)育程度較實(shí)體煤幫嚴(yán)重,但圍巖裂隙主要集中于巷道表面1.2 m范圍內(nèi),遠(yuǎn)遠(yuǎn)小于巷道幫部錨桿的長度,進(jìn)一步驗(yàn)證了“高強(qiáng)蛇形讓壓錨桿+錨網(wǎng)索+JW型鋼帶”聯(lián)合支護(hù)優(yōu)化方案控制高應(yīng)力沿空巷道圍巖變形的有效性。