劉大江,史 超

(晉能控股煤業(yè)集團(tuán)a.朔州煤電有限公司,山西 懷仁 038300;b.晉華宮礦,山西 大同 037000)

巷道變形破壞是圍巖與支護(hù)結(jié)構(gòu)在礦山壓力作用下的客觀力學(xué)行為表現(xiàn),巷道圍巖穩(wěn)定性取決于巷道圍巖壓力及支護(hù)結(jié)構(gòu)承載能力這對(duì)主要矛盾[1-3]。近距離煤層沿空巷道在上覆煤柱集中壓力疊加臨近工作面老頂懸板作用下積聚高應(yīng)力,圍巖容易發(fā)育大松動(dòng)圈,誘發(fā)大變形災(zāi)害和支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞,甚至發(fā)生冒頂事故[4-6]。由于應(yīng)力量級(jí)高、圍巖變形量大,以往單純提高支護(hù)結(jié)構(gòu)強(qiáng)度的支護(hù)思路無(wú)法滿足此類巷道穩(wěn)定性控制需要。

針對(duì)晉華宮煤礦近距離煤層沿空大變形巷道穩(wěn)定性控制難題,采用現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)確定了圍巖應(yīng)力分布規(guī)律及松動(dòng)圈發(fā)育范圍,提出了卸載巷道圍巖壓力、提高支護(hù)結(jié)構(gòu)強(qiáng)度并舉的控制思路,形成了卸壓釋能+耦合讓均壓支護(hù)技術(shù)方案,有效控制了近距離煤層沿空巷道大變形災(zāi)害,保證了8718工作面安全、高效順利回采。

1 工程概況及巷道破壞特征

晉華宮煤礦11-1#煤層與上部7-3#煤層及7-4#層間距平均分別為23 m及45 m。其中,7-3#及7-4#煤層分別于2013年及2016年回采完畢。7-4#煤層對(duì)應(yīng)工作面煤柱寬度25 m,目前正在回采的11-1#煤層8716工作面煤柱寬度為20 m,上下兩層煤柱中對(duì)中重疊布置,11-#煤層5716巷與上部7-4#煤層對(duì)應(yīng)工作面尾巷同樣為重疊布置關(guān)系。受上覆煤柱高集中壓力疊加毗鄰8714工作面回采動(dòng)壓影響,5716巷礦壓顯現(xiàn)強(qiáng)烈,出現(xiàn)悶墩、煤幫內(nèi)擠(二次維護(hù)后局部炸幫1.5～2 m、底鼓1.5 m)以及頂板大幅下沉現(xiàn)象,支護(hù)結(jié)構(gòu)損毀嚴(yán)重。

圖1 5716巷圍巖變形及支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞情況Fig.1 Deformation of surrounding rock and failure of supporting structure in the No.5716 roadway

2 巷道圍巖壓力分布規(guī)律實(shí)測(cè)

由于高應(yīng)力疊加強(qiáng)開(kāi)采擾動(dòng),導(dǎo)致巷道變形破裂嚴(yán)重,圍巖破碎,傳統(tǒng)應(yīng)力測(cè)試方法如鉆孔包體法、水壓致裂法等測(cè)試較為困難。有學(xué)者基于煤層鉆孔鉆進(jìn)過(guò)程中鉆頭、鉆桿排出的煤粉量及其變化規(guī)律來(lái)估計(jì)煤體應(yīng)力集中情況,并將單位長(zhǎng)度煤粉量超過(guò)危險(xiǎn)值或出現(xiàn)卡鉆、吸鉆等動(dòng)力現(xiàn)象作為應(yīng)力集中和沖擊危險(xiǎn)的判別指標(biāo)[7-8],提出了以鉆孔過(guò)程中單位孔深所排出的鉆粉量來(lái)確定應(yīng)力的大小的鉆屑法[9]。當(dāng)向煤體鉆孔時(shí),其排粉量由兩部分組成:一是鉆孔過(guò)程中與孔徑相同的煤體破碎后形成的煤粉;二是成孔后,煤體中的應(yīng)力使孔徑發(fā)生變化而產(chǎn)生的煤粉。前者僅與孔徑有關(guān),后者則與圍巖應(yīng)力狀態(tài)及力學(xué)性質(zhì)有關(guān)。為了探究巷道圍巖壓力分布,為松動(dòng)圈范圍圈定和支護(hù)設(shè)計(jì)提供參考,本次采用鉆屑法對(duì)巷道圍巖壓力分布進(jìn)行現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)。

2.1 測(cè)點(diǎn)布置及測(cè)試過(guò)程

根據(jù)巷道變形程度,本次測(cè)試在5716巷道1 360 m、1 420 m和2 160 m處設(shè)置3個(gè)斷面;測(cè)孔位置在兩幫離底板1.0 m高度處,測(cè)試機(jī)具為手抱風(fēng)鉆,麻花鉆桿直徑42 mm,成孔直徑45 mm。

首先在5716巷1 420 m處施工實(shí)體煤幫測(cè)試鉆孔,前8 m鉆進(jìn)較快,9～10 m鉆進(jìn)較為困難。1 420 m實(shí)體煤幫鉆孔施工完畢后,在孔口位置監(jiān)測(cè)約10 min,孔內(nèi)發(fā)生7次不同強(qiáng)度“煤炮”(悶墩)事件,孔壁在較短時(shí)間內(nèi)即發(fā)生炸裂塌孔破壞。在1 360 m處施工煤柱幫鉆孔,鉆進(jìn)第3根桿(2～3 m)時(shí)釬尾折斷;更換釬尾重新進(jìn)行煤柱幫鉆屑法施工,當(dāng)鉆進(jìn)至第7根桿時(shí),1 300 m處頂板發(fā)生“悶墩”事件,隨即鉆孔內(nèi)發(fā)生較大“悶墩”聲響事件;第8根桿鉆進(jìn)約20 cm時(shí),鉆桿突然發(fā)生卡鉆,無(wú)法繼續(xù)鉆進(jìn),同時(shí)無(wú)煤粉傳出。2 160 m處鉆孔過(guò)程中,無(wú)卡鉆事故發(fā)生;鉆進(jìn)5 m后鉆進(jìn)即較為困難,該處鉆孔完成后孔內(nèi)未發(fā)生煤炮(悶墩)聲響。

2.2 測(cè)試結(jié)果及分析

5716巷道3個(gè)觀測(cè)斷面鉆屑法測(cè)試結(jié)果如下所示:

通過(guò)測(cè)試可知,1 400 m附近兩個(gè)測(cè)試斷面4 m以內(nèi)鉆屑量穩(wěn)定,4 m以上鉆屑量急劇增加,并在7 m 深處發(fā)生卡鉆,實(shí)體煤幫測(cè)孔鉆屑量變化不大。表明發(fā)生大變形段1 400 m附近:①煤柱幫峰值應(yīng)力高于實(shí)體煤幫,進(jìn)行支護(hù)設(shè)計(jì)時(shí)煤柱幫支護(hù)強(qiáng)度要高于實(shí)體煤幫;②煤柱幫低應(yīng)力區(qū)(卸壓區(qū))主要集中在4 m以內(nèi),表現(xiàn)出大松動(dòng)圈特征,高應(yīng)力區(qū)主要集中在6～10 m。

圖2 圍巖壓力分布Fig.2 Pressure distribution in the surrounding rock

2 160 m附近應(yīng)力分布規(guī)律與1 400 m附近基本一致:煤柱幫鉆屑量整體高于工作面煤幫。但2 100 m處煤柱幫鉆屑量低于1 400 m處,說(shuō)明2 100 m處煤柱壓力相對(duì)較低,這與現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)到的圍巖變形破壞特征一致。

3 松動(dòng)圈測(cè)試

為了進(jìn)一步考察圍巖應(yīng)力分布情況,在5716巷同時(shí)開(kāi)展了松動(dòng)圈現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè),部分測(cè)試結(jié)果如圖3及表1所示。

圖3 圍巖內(nèi)部破裂情況Fig.3 Internal cracking in the surrounding rock

表1 5716巷大變形段松動(dòng)圈測(cè)試結(jié)果Table 1 Test results of loose circle in the large deformation section in No.5716 roadway

松動(dòng)圈現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)主要結(jié)論如下:

1)頂板裂隙密集發(fā)育,且開(kāi)度較大。頂板松動(dòng)圈發(fā)育范圍均超過(guò)3 m,為大松動(dòng)圈范疇;煤巖交界面兩側(cè)巖石巖性不同,二者存在變形、強(qiáng)度不耦合,在圍巖受載過(guò)程中交界面會(huì)發(fā)生錯(cuò)動(dòng)、破碎,易形成離層。

2)煤柱幫破裂程度及破裂范圍均大于實(shí)體煤幫。煤柱幫施工鉆孔攝像觀測(cè)孔時(shí)經(jīng)常出現(xiàn)卡鉆、跳鉆現(xiàn)象,鉆孔施工完成后加水沖洗即發(fā)生悶墩。通過(guò)鉆孔攝像發(fā)現(xiàn)3.1 m范圍內(nèi)煤體破碎嚴(yán)重,觀測(cè)時(shí)淺部鉆孔內(nèi)有煤塊掉落。實(shí)體煤幫類似的破裂嚴(yán)重區(qū)域范圍為1.6 m。

3)巷道的松動(dòng)圈分布范圍受上部煤柱影響大。根據(jù)觀測(cè)結(jié)果,圍巖從淺部向深部大致可以分為破碎區(qū)、松動(dòng)區(qū)、裂隙區(qū)和完整區(qū)。在5716巷未受上部煤柱影響段的煤柱幫破碎區(qū)的大致范圍為1.1～1.7 m,受到上部煤柱影響時(shí)煤柱幫破碎區(qū)的范圍為2.7～3.1 m;在5716巷未受上部煤柱影響段的2 300 m位置頂板完整未見(jiàn)松動(dòng)區(qū),受到上部煤柱影響時(shí)頂板一度超過(guò)3 m。

4 卸壓釋能+耦合讓均壓支護(hù)技術(shù)

4.1 支護(hù)原理

5716巷道圍巖應(yīng)力分布及松動(dòng)圈發(fā)育特征現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)結(jié)果表明,近距離煤層沿空巷道開(kāi)挖后,圍巖在重分布高應(yīng)力作用下迅速發(fā)生破壞和變形,圍巖峰值應(yīng)力隨之向深部遷移,直至主承載區(qū)圍巖不再發(fā)生破壞,松動(dòng)圈內(nèi)部破裂圍巖不再發(fā)生繼續(xù)的碎脹變形巷道才能趨于穩(wěn)定[10-11]。松動(dòng)圈內(nèi)圍巖雖然處于破壞狀態(tài),但由于摩擦嵌固效應(yīng)及錨桿與錨索強(qiáng)化作用,仍然是圍巖壓力的承載主體。因此,主動(dòng)使圍巖峰值應(yīng)力向深部遷移,保障淺部圍巖強(qiáng)度和結(jié)構(gòu)完整性[12],同時(shí)對(duì)淺部破碎圍巖支護(hù)強(qiáng)化,為深部主承載區(qū)圍巖提供有效支護(hù)阻力,是高應(yīng)力大變形巷道穩(wěn)定性控制的關(guān)鍵[13-15]?；诖?提出如下支護(hù)原則。

1)鉆孔卸壓。由彈性力學(xué)可知,鉆孔邊界剪應(yīng)力集中,應(yīng)力重分布后,鉆孔外緣一定范圍形成卸壓區(qū),當(dāng)在煤體中布置成排卸壓鉆孔,各鉆孔卸壓區(qū)相互連接、貫通后,將形成一條弱化帶,該弱化帶破壞了煤體的承載結(jié)構(gòu),同時(shí)煤體與巖層間抗剪強(qiáng)度大幅下降,煤體在頂?shù)装鍓簯?yīng)力作用下發(fā)生相對(duì)滑動(dòng),應(yīng)力平衡區(qū)范圍增大,應(yīng)力峰值向煤體深部移動(dòng),峰值強(qiáng)度降低,極限平衡區(qū)煤體應(yīng)力降低,實(shí)現(xiàn)卸壓。

2)讓均壓支護(hù)。高地應(yīng)力回采巷道,巷道圍巖變形通常難以避免,為防止預(yù)應(yīng)力錨桿索由于無(wú)法讓壓而失效,通過(guò)安裝讓壓裝置,使錨固系統(tǒng)具有讓壓性,從而達(dá)到限壓的目的。讓壓裝置可產(chǎn)生一定量的壓縮變形,從而提供讓壓,且使錨桿索支護(hù)系統(tǒng)各桿體在達(dá)到屈服極限前受力均勻,保障錨桿索不發(fā)生屈服破壞,錨桿索之間受力承載相互配合,極有效的改善錨固體整體承載性能,使巷道圍巖大變形得到控制。

3)掛鋼筋網(wǎng)。在巷道礦壓顯現(xiàn)區(qū)域,原有完整的粉砂巖及細(xì)砂巖頂板在高應(yīng)力作用下破碎,表面凹凸不平,造成應(yīng)力二次集中。合理有效的表面控制,可以減輕圍巖的碎漲變形程度,降低圍巖表面應(yīng)力集中程度,提高巷道的支護(hù)效果,防止碎石冒漏傷人。

4)整體差別支護(hù)。頂板、煤幫、底板支護(hù)均是支護(hù)系統(tǒng)不可或缺的組成部分,三者任何一方均不可忽略。相對(duì)于幫和底板,近距離煤層巷道的支護(hù)重點(diǎn)在頂板,支護(hù)過(guò)程中應(yīng)注意頂板加強(qiáng)支護(hù);應(yīng)力場(chǎng)劇烈變化區(qū)附近的巷道支護(hù)應(yīng)專門考慮,與普通位置巷道支護(hù)參數(shù)體現(xiàn)差別。

4.2 支護(hù)效果數(shù)值仿真分析

為了研究新型支護(hù)形式對(duì)近距離高應(yīng)力巷道穩(wěn)定性控制的有效性,采用FLAC3D軟件對(duì)高強(qiáng)護(hù)表耦合讓均壓支護(hù)及卸壓釋能+高強(qiáng)護(hù)表耦合讓均壓支護(hù)進(jìn)行模擬,分析支護(hù)形式對(duì)巷道圍巖集中應(yīng)力分布影響規(guī)律,獲得卸壓與支護(hù)耦合作用對(duì)圍巖大變形的控制效果。

4.2.1普通錨網(wǎng)索支護(hù)

不設(shè)卸壓孔條件下普通錨網(wǎng)索支護(hù)方案中,錨桿索采用普通錨桿索(非讓壓),不設(shè)卸壓孔結(jié)構(gòu),煤柱幫設(shè)置錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)(圖4),巷道圍巖應(yīng)力場(chǎng)分布如圖5所示。

頂板沒(méi)有出現(xiàn)拉應(yīng)力區(qū),說(shuō)明頂板支護(hù)方案發(fā)揮了作用,并有效控制了頂板范圍內(nèi)應(yīng)力分布。與無(wú)支護(hù)狀態(tài)相比,工作面幫淺部應(yīng)力集中區(qū)壓應(yīng)力值無(wú)較大變化,但是影響范圍減小,最大壓應(yīng)力從幫中部向頂板與幫部交界位置轉(zhuǎn)移,最大值增大至29.78 MPa,說(shuō)明幫部的支護(hù)結(jié)構(gòu)發(fā)揮了控制作用。煤柱內(nèi)應(yīng)力狀態(tài)與無(wú)支護(hù)狀態(tài)應(yīng)力場(chǎng)分布相似,但應(yīng)力集中區(qū)范圍縮小較為明顯,應(yīng)力值相應(yīng)增大,煤柱臨空幫應(yīng)力最大值達(dá)到32.83 MPa。

圖4 普通錨桿索聯(lián)合支護(hù)結(jié)構(gòu)圖Fig.4 Structure diagram of anchored bolt and cable combined support

(a) 實(shí)體幫

(b) 煤柱幫

由圖5可知,支護(hù)結(jié)構(gòu)的施加提高了煤層的整體結(jié)構(gòu)強(qiáng)度,從能量的角度說(shuō),支護(hù)結(jié)構(gòu)提高了煤巖體的儲(chǔ)能極限,使圍巖集中應(yīng)力分布于圍巖淺部,但在一定程度上反而增加了大變形災(zāi)害發(fā)生的可能性。

4.2.2卸壓孔+耦合讓均壓支護(hù)

卸壓孔+耦合讓均壓支護(hù)方案中錨桿索采用讓壓錨桿索,設(shè)卸壓孔結(jié)構(gòu)(圖6)。

圖6 耦合讓均壓支護(hù)結(jié)構(gòu)圖Fig.6 Coupling yield-equal pressure support structure

(a) 實(shí)體幫

(b) 煤柱幫

巷道圍巖應(yīng)力場(chǎng)分布如圖7所示。與普通錨桿索支護(hù)結(jié)構(gòu)相比,頂板應(yīng)力場(chǎng)變化不大,設(shè)置卸壓孔后,工作面幫與煤柱淺部應(yīng)力集中現(xiàn)象消除,特別是煤柱內(nèi)部臨空面較大的應(yīng)力集中區(qū)消失,工作面最大集中應(yīng)力達(dá)到32.64 MPa,煤柱最大集中應(yīng)力達(dá)到36.5 MPa,均集中在卸壓孔結(jié)構(gòu)周邊,說(shuō)明卸壓孔的設(shè)置改變了整個(gè)煤巖體較大范圍內(nèi)的應(yīng)力分布特征。由圖7、圖8可知,卸壓孔的設(shè)置形成局部弱化結(jié)構(gòu),各卸壓孔在豎向應(yīng)力作用下,橫向顯示為拉應(yīng)力狀態(tài),萌生拉伸裂紋并在水平方向貫通;在應(yīng)力的加載作用下,裂隙不斷擴(kuò)展,形成一個(gè)薄層煤巖體松散破碎帶,破碎帶起應(yīng)力誘導(dǎo)作用,同時(shí)破碎過(guò)程頂板傳遞而來(lái)的應(yīng)力部分轉(zhuǎn)化為破碎能,另一部分轉(zhuǎn)化為不斷新生的斷續(xù)結(jié)構(gòu)表面能,應(yīng)力轉(zhuǎn)移至圍巖深部,降低大變形災(zāi)害發(fā)生的可能性。

(a) 實(shí)體幫

(b) 煤柱幫

通過(guò)兩種工況的應(yīng)力場(chǎng)分析可知,在近距離高應(yīng)力巷道,僅僅依靠提高支護(hù)結(jié)構(gòu)強(qiáng)度難以從根本上解決巷道大變形問(wèn)題,讓壓錨桿索及卸壓孔的設(shè)置可有效改善巷道所處的應(yīng)力環(huán)境,對(duì)巷道周圍的應(yīng)力能量進(jìn)行引導(dǎo)控制或釋放,以達(dá)到降大變形災(zāi)害發(fā)生的概率和幅度的效果。

4.3 支護(hù)方案

5718巷寬×高為4 500 mm×3 000 mm,支護(hù)形式為卸壓釋能+高阻讓壓錨桿+讓壓鳥(niǎo)窩錨索+強(qiáng)護(hù)表鋼筋網(wǎng)支護(hù)。兩幫距底板1.7 m處各設(shè)單排垂直于煤幫的卸壓孔,卸壓孔直徑108 mm,孔深10 m,間距1 m。斷面支護(hù)如圖9所示:

圖9 5718巷支護(hù)斷面圖Fig.9 Sectional diagram of support in the No.5718 roadway

錨桿選用Φ20 mm×3 000 mm的高強(qiáng)(HRB500)高阻讓壓錨桿作為錨桿的桿體,錨固力不小于160 kN,安裝載荷為60 kN。錨桿使用讓壓點(diǎn)140～150 kN、讓壓距離為35 mm讓壓管。錨桿間排距為900 mm×900 mm,靠幫部最近的錨桿與垂直方向夾角為15°。每套錨桿采用1卷K2335和1卷Z2335樹(shù)脂藥卷,采用150 mm×150 mm×10 mm的高強(qiáng)球型托盤(pán)與W鋼帶(4 100 mm×280 mm×3.75 mm)聯(lián)合支護(hù),8 mm經(jīng)緯網(wǎng)與W鋼帶聯(lián)合支護(hù)作為表面控制的方式。實(shí)體煤幫選用Φ20 mm×2 500 mm的玻璃鋼錨桿,其余參數(shù)同上。

頂板鳥(niǎo)窩錨索規(guī)格Φ21.8 mm×7 300 mm,排距900 mm,“三一三”式布置。錨索托盤(pán)為200 mm×220 mm×12 mm的高強(qiáng)球型托盤(pán),錨索強(qiáng)度大于360 kN,托盤(pán)強(qiáng)度大于360 kN。每套錨索采用1支K2350+2支Z2350樹(shù)脂錨固劑。錨索使用讓壓點(diǎn)210～250 kN的雙泡讓壓管。幫錨索規(guī)格Φ21.8 mm×4 500 mm,排距1 800 mm,“二二”式布置,其余參數(shù)同頂板錨索。

底板使用三根規(guī)格Φ21.8 mm×3 000 mm錨索與JW鋼帶組成的錨梁支護(hù),排距1 800 mm。錨索托盤(pán)為200 mm×220 mm×12 mm的高強(qiáng)球型托盤(pán),錨索強(qiáng)度大于360 kN,托盤(pán)強(qiáng)度大于360 kN。每套錨索采用1支K2350+1支Z2350樹(shù)脂錨固劑。

4.4 工業(yè)性試驗(yàn)礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果

4.4.1巷道變形觀測(cè)

5718巷掘進(jìn)期間,兩幫沒(méi)有明顯變形,頂板最大下沉量?jī)H為35 mm,如圖10所示,變形趨于穩(wěn)定時(shí)間為15 d左右,變形速率低于3 mm/d。工作面回采期間,巷道頂板最大下沉量為206 mm,兩幫分別為180 mm和120 mm,采用耦合讓均壓支護(hù)形式可以有效地控制巷道掘進(jìn)和工作面回采動(dòng)壓影響誘發(fā)的變形。

(a) 掘進(jìn)期間

(b) 回采期間

4.4.2錨桿(索)受力監(jiān)測(cè)

采用錨桿(索)測(cè)力計(jì)對(duì)回采期間頂板錨桿、錨索受力情況進(jìn)行監(jiān)測(cè),測(cè)點(diǎn)位置與巷道變形測(cè)點(diǎn)相同,監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖11所示。

圖11 錨桿索受力情況Fig.11 Forces of anchored bolt and cable

工作面回采期間,頂板錨桿和錨索的受力均不大,穩(wěn)定時(shí)錨索的軸力為260 kN、錨桿軸力170 kN,錨索受力明顯大于錨桿,局部錨桿和錨索讓壓管被壓癟,但未出現(xiàn)錨桿或錨索破斷的情況。

5 結(jié)論

1)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)表明,近距離煤層沿空高應(yīng)力巷道受上覆殘留孤島煤柱影響強(qiáng)烈,煤柱幫峰值應(yīng)力高于實(shí)體煤幫,低應(yīng)力區(qū)(卸壓區(qū))主要集中在4 m以內(nèi),高應(yīng)力區(qū)主要集中在6～10 m。

2)上覆殘留孤島煤柱影響區(qū)域巷道圍巖普遍發(fā)育大松動(dòng)圈,煤柱幫峰值應(yīng)力深度及松動(dòng)圈發(fā)育厚度遠(yuǎn)大于實(shí)體煤幫,未受上部煤柱影響段的煤柱幫破碎區(qū)的大致范圍為1.1～1.7 m,受到上部煤柱影響時(shí)煤柱幫破碎區(qū)的范圍為2.7～3.1 m。

3)鉆孔卸壓釋能方案有效緩解了圍巖集中壓力,主動(dòng)使圍巖峰值應(yīng)力向深部遷移,同時(shí)保障了淺部圍巖強(qiáng)度和結(jié)構(gòu)完整性。耦合讓均壓支護(hù)結(jié)構(gòu)對(duì)淺部破碎圍巖支護(hù)強(qiáng)化,為深部主承載區(qū)圍巖提供了有效支護(hù)阻力,有效解決了近距離煤層沿空高應(yīng)力大變形巷道穩(wěn)定性控制難題。