李江龍
(山西潞安集團 余吾煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 長治 046100)
近年來,隨著采煤技術(shù)的不斷發(fā)展,無煤柱開采工藝在礦山得到了廣泛應(yīng)用,該技術(shù)在緩解礦山采掘銜接緊張、高效回收煤炭資源方面做出了巨大貢獻[1-3]。對于無煤柱回采,工作面巷道往往采取沿空留巷方式,這就對巷道的穩(wěn)定提出了更高的要求。隨回采工作面推進如何保障工作面巷道的穩(wěn)定性,一直是采礦學(xué)者們研究的重點[4-6]。
在這方面研究中,李雁等[7]分析了沿空巷道變形破壞機理,提出高強高預(yù)緊力錨桿(索)+W寬鋼帶的大斷面沿空巷道圍巖強化支護技術(shù);趙志研[8]研究了巷旁充填體參數(shù)對沿空留巷圍巖控制的影響,提出了沿空留巷錨桿不對稱支護方案;李春意等[9]構(gòu)建了能夠反映沿空巷道受初次采動圍巖形變規(guī)律的回歸函數(shù)模型,探究了充填體上方頂板巖層的應(yīng)力傳遞規(guī)律;張永杰[10]對郭莊煤礦3308工作面巷旁支護、待澆筑空間圍護以及沿空留巷臨時支護進行了研究,通過現(xiàn)場實踐,支護方案穩(wěn)定性符合要求。
綜合文獻分析,對于沿空巷道穩(wěn)定的研究主要集中在普通頂板條件巷道支護技術(shù)及圍巖變形規(guī)律,對于堅硬頂板條件下切頂巷道變形特征及其控制方法有待進一步研究。為此,本文以山西某礦堅硬頂板條件沿空巷道為工程背景,對巷道變形特征及其控制方法進行了系統(tǒng)分析,研究成果可為類似工程條件的礦山巷道變形控制提供工程指導(dǎo)與借鑒。
某煤礦主采3號煤層,煤層傾角2~7°,平均傾角4°,煤層厚度為2.7~3.8 m,平均厚3.3 m,煤層中還有1~2層夾矸,煤層埋深355~403 m,采用綜合機械化采煤技術(shù),全部垮落法管理頂板,年產(chǎn)量1 200萬t.煤層直接頂為泥巖,基本頂為細砂巖,基本頂上方主要為中砂巖,屬于典型的堅硬頂板條件;煤層直接底為泥巖,基本底為粉砂巖,煤巖體綜合柱狀如圖1所示。
圖1 煤巖體綜合柱狀
目前3號煤層主要回采3104工作面,工作面傾向長135 m,走向長650 m,工作面回風(fēng)巷道為寬×高=5.0 m×3.3 m的矩形斷面,采取錨桿+金屬網(wǎng)進行支護?;夭蛇^程中,對回風(fēng)巷進行沿空留巷。由于煤層頂板堅硬,隨回采工作面推進,其后方采空區(qū)不能及時垮落,致使支架后方存在大范圍的懸頂情況;同時,在采動應(yīng)力影響下,導(dǎo)致巷道底板及兩幫變形嚴(yán)重,對工作面安全回采造成一定程度的威脅。為解決工作面回采過程中存在懸頂及巷道變形難題,計劃實施切頂卸壓方法,這就需要研究堅硬頂板切頂巷道變形特征,據(jù)此提出可靠的巷道變形控制方法。
對沿空巷道實施切頂后,位于切頂側(cè)頂板巖體會形成短臂梁結(jié)構(gòu),切頂巷道頂板的變形主要受控于塊體B的變形程度,由此構(gòu)建巷道頂板下沉分析模型,如圖2所示。
圖2 切頂巷道頂板結(jié)構(gòu)
在懸臂梁作用下,巷道頂板沉降量最大位置位于切縫側(cè),此時切頂后方頂板最大沉降量表達式如下[11]:
(1)
式中:u1為塊體B沉降穩(wěn)定后,切頂端部下沉量,m;l1為近巷道側(cè)煤體內(nèi)部應(yīng)力極限平衡寬度,m;l2為巷道寬度,m;L1為塊體B破斷長度,m.
其中:
u1=h1-h2(kc-1)
(2)
式中:h1為煤層厚度,m;h2為切頂高度,m;kc為采空區(qū)矸石碎脹系數(shù)。
近巷道側(cè)煤體內(nèi)部應(yīng)力極限平衡寬度表達式如下:
(3)
式中:λ為側(cè)壓力系數(shù);k為應(yīng)力集中系數(shù);γ為覆巖容重,kN/m3;H為煤層埋藏深度,m;c為煤體內(nèi)聚力,MPa;φ為煤體內(nèi)摩擦角,(°);P為煤體支護強度,MPa.
塊體B破斷長度表達式如下:
(4)
式中:L為頂板周期來壓步距,m;L0為工作面長度,m.
切頂前周期來壓步距表達式如下:
(5)
式中:h3為關(guān)鍵層厚度,m;Q為關(guān)鍵層抗拉強度,MPa;q為未切頂時關(guān)鍵層對下部覆巖層施加載荷,MPa.
切頂后周期來壓步距表達式如下:
(6)
式中:q1為切頂后采空區(qū)矸石對覆巖施加載荷,MPa.
通過公式(4)~(6)可以看出,切頂后周期來壓步距要比切頂前小,塊體B的破斷長度隨之減小,即切頂卸壓有利于減小懸頂長度,縮短周期來壓步距。當(dāng)煤巖體力學(xué)參數(shù)及切頂高度一定時,結(jié)合公式(1)~(3),頂板塊體B破斷長度減小后,切頂后方頂板最大下沉量隨之增加,有利于切頂后方頂板充分垮落,減小懸頂高度,保障沿空巷道的穩(wěn)定性。
受工作面回采應(yīng)力擾動影響,切頂巷道煤幫側(cè)一定深度位置的煤層達到應(yīng)力極限平衡,此時巷道煤幫側(cè)變形量表達式如下[12]:
(7)
式中:ks為煤與頂板界面切向剛度系數(shù);E為煤體彈性模量,GPa.
通過公式(7)可以看出,煤幫側(cè)的變形量受多種因素的影響,當(dāng)巷道埋深與采高一定時,此時巷道煤幫側(cè)變形主要受煤體彈性模量影響。對巷道實施切頂卸壓后,可以部分切斷采空區(qū)頂板對巷道煤幫的應(yīng)力傳導(dǎo)路徑,提高煤幫側(cè)煤體的彈性模量及應(yīng)力承載能力,由此限制巷道煤幫變形的發(fā)展。
為進一步研究堅硬頂板切頂巷道應(yīng)力及位移變化特征,以該礦3104工作面回采為工程背景,采用FLAC3D數(shù)值分析軟件對工作面巷道切頂前后應(yīng)力及位移變化情況進行數(shù)值模擬分析。構(gòu)建的數(shù)值模型尺寸為長×寬×高=200 m×100 m×60 m,模擬巷道斷面為5.0 m×3.3 m,模型采用摩爾庫倫準(zhǔn)則,對模型四周及底面進行位移約束,模型頂部施加載荷等效于上覆巖層容重,數(shù)值模擬用煤巖體力學(xué)參數(shù),見表1.
表1 巖體力學(xué)參數(shù)
巷道切頂前后垂直應(yīng)力變化情況如圖3所示。切頂前巷道煤幫側(cè)垂直應(yīng)力集中顯現(xiàn)強烈,在煤幫側(cè)距巷道約3 m深度的煤體內(nèi)部垂直應(yīng)力最高可達12.5 MPa,不利于煤幫的穩(wěn)定;同時,工作面上方頂板在13.5 m深度位置垂直應(yīng)力最高可達6.6 MPa,不利于頂板穩(wěn)定。切頂后巷道煤幫側(cè)垂直應(yīng)力集中顯現(xiàn)范圍明顯減小,在煤幫側(cè)距巷道約5 m深度的煤體內(nèi)部垂直應(yīng)力最高為10 MPa,可以一定程度上提高巷道煤幫側(cè)煤體的穩(wěn)定性;同時,在切頂范圍內(nèi)的頂板巖層卸壓區(qū)域延伸至20 m,垂直應(yīng)力達2.5 MPa,切頂卸壓效果顯著。
圖3 切頂前后垂直應(yīng)力云圖
巷道切頂前后垂直位移變化情況如圖4所示。切頂前巷道頂板垂直位移最高達620 mm,工作面后方頂板垂直位移最高達1 750 mm;切頂后巷道頂板垂直位移最高達75 mm,工作面后方頂板垂直位移最高達240 mm;與切頂前相比,巷道及工作面后方頂板垂直位移分別降低87.9%與86.3%.對巷道實施切頂可有效減小頂板下沉量。
圖4 切頂前后垂直位移云圖
巷道切頂前后水平位移變化情況如圖5所示。切頂前巷道煤幫側(cè)水平位移最高達150 mm;切頂后巷道煤幫側(cè)水平位移最高達30 mm,同時切頂巷道上部頂板巖層以水平變形為主,最大水平位移為35 mm;與切頂前相比,巷道煤幫側(cè)水平位移下降80%,對巷道實施切頂可有效減巷道煤幫側(cè)位移量。
圖5 切頂前后水平位移云圖
綜合分析,對巷道實施切頂卸壓后,可有效降低煤幫側(cè)煤體內(nèi)部應(yīng)力集中程度,增大巷道及工作面頂板卸壓范圍,減小巷道頂板下沉量與煤幫位移量,有效保障巷道的穩(wěn)定性。
通過前面分析,提出采取切頂卸壓方法對巷道變形進行治理,切頂高度為7.5 m,切頂角度為70°,由于頂板堅硬,在對頂板進行預(yù)裂爆破時,受工作面回采與爆破擾動影響,可能造成巷道頂板變形嚴(yán)重,而恒阻大變形錨索廣泛應(yīng)用于切頂巷道的支護,該錨索可以在一定程度上吸收頂板的部分變形勢能,減緩頂板的變形程度。為此針對切頂巷道的支護,在巷道原有支護的基礎(chǔ)上,提出在巷道切縫側(cè)與頂板中心位置每排補加2根恒阻大變形錨索,恒阻錨索間距為1.65 m,錨索直徑為21.8 mm,長度為8.5 m.在近煤幫側(cè)巷道頂板補打1根鋼絞線錨索,錨索直徑為21.8 mm,長度為8.5 m,巷道頂板支護方法如圖6所示。
圖6 切頂巷道頂板支護(mm)
為有效控制巷道煤幫側(cè)變形發(fā)展,提出采用無縱筋螺紋鋼錨桿對煤幫側(cè)進行加強支護,采用的錨桿參數(shù)為D22 mm×1 500 mm,每排布置3根錨桿,其中,中間錨桿沿巷道煤幫中心垂直壁面布置,上下兩根錨桿與巷道水平線夾角為15°,錨桿間排距為1 000 mm×1 200 mm,巷道煤幫側(cè)支護方式如圖7所示。
圖7 切頂巷道煤幫側(cè)支護(mm)
對于巷道矸石幫,實施切頂卸壓后,采空區(qū)垮落矸石會對巷道矸石幫形成一定程度的沖擊影響,同時由于頂板巖層堅硬,在采動應(yīng)力擾動下可能導(dǎo)致巷道切頂側(cè)頂板下沉嚴(yán)重。為此,對于巷道矸石側(cè)的支護,提出采取“單體支柱+工字鋼+金屬網(wǎng)”交錯支護方法,相鄰工字鋼與單體支柱間距均為450 mm,單體支柱布置2排,工字鋼布置1排。工字鋼的作用在于支撐垮冒矸石的沖擊力,單體支柱的作用在于控制頂板的穩(wěn)定性,巷道矸石側(cè)現(xiàn)場支護情況如圖8所示。
圖8 巷道矸石側(cè)現(xiàn)場支護
為了進一步驗證所提出的堅硬頂板切頂巷道控制方法的可靠性,對切頂巷道加強支護后位移變化情況進行現(xiàn)場監(jiān)測,監(jiān)測結(jié)果如圖9所示??梢钥闯?,巷道實施加強支護后,隨著回采工作面推進,巷道變形表現(xiàn)為“S”形變化特征,巷道整體變形在滯后工作面170 m后趨于穩(wěn)定。其中頂板最大沉降量為193 mm,煤幫側(cè)最大移近量為86 mm,矸石幫側(cè)最大移近量為105 mm,巷道整體穩(wěn)定性良好,保障了工作面安全高效回采。
圖9 切頂巷道變形監(jiān)測結(jié)果
1) 通過理論分析,切頂后周期來壓步距要小于切頂前,頂板破斷長度減小,對巷道實施切頂卸壓后,可以切斷采空區(qū)頂板對巷道煤幫的應(yīng)力傳導(dǎo)路徑,提高煤幫側(cè)煤體的彈性模量及應(yīng)力承載能力,可有效限制巷道的變形發(fā)展。
2) 通過數(shù)值模擬分析,對巷道實施切頂卸壓后,可有效降低煤幫側(cè)煤體內(nèi)部應(yīng)力集中程度,增大巷道及工作面頂板卸壓范圍,減小巷道頂板下沉量與煤幫位移量,以保障巷道的穩(wěn)定性。
3) 針對切頂巷道變形控制,研究提出巷道頂板采用恒組大變形錨索、巷道煤幫側(cè)采用無縱筋螺紋鋼錨桿,以及巷道矸石側(cè)采用“單體支柱+工字鋼+金屬網(wǎng)”交錯布置加強支護方法。通過現(xiàn)場實踐,切頂巷道頂板及兩幫的最大位移量分別為193 mm、86 mm與105 mm,巷道整體穩(wěn)定性良好,保障了工作面安全高效回采。