近距離煤層巷道圍巖穩定性分析與支護技術研究

郭永澤

(臨汾地方煤礦工程質量監督檢驗站,山西 臨汾 041000)

我國已探明的煤炭資源儲量豐富,但地緣分布整體呈北部、西部多,南部、東部少[1]。相對于東部礦井,西部地區大部分礦井采深普遍較淺,圍巖地質構造較為簡單,因此,巷道支護主要以砌碹、棚子等被動支護方式為主。但隨著近年開采規模增大及復雜地質條件日益出現,巷道維護面臨一系列難題,尤其當回采相對距離較近的煤層組時,上層煤開采引起圍巖應力重新分布,上煤層工作面煤柱承受很高的支承壓力,給下煤層工作面布置和下煤層工作面回采巷道支護帶來較大困難。臨近煤層開采時,通常將下煤層的工作面巷道布置在上煤層采動應力的降低區內,但在支護中依然會出現巷幫位移量及底鼓量大,支架變形量大、甚至折損等問題。這不但使得巷道返修率高,支護成本增加,而且威脅人員及設備安全,制約安全高效發展。

1 工程概況

某礦101工作面回采9#煤,距上部8#煤平均距離為8.67 m,頂板為泥巖及細粒砂巖,底板為泥巖。該工作面兩巷采用工字鋼棚支護,在巷道掘出后不久,部分巷道就發生較大變形,工字鋼棚頂梁壓彎、棚腿內移現象嚴重。雖然在頂板補打了錨索,但巷道變形量依然難以控制。8#煤層采空后,隨著101工作面繼續回采,巷道支護難度極大,嚴重影響礦井的正常安全生產。針對該礦地質條件,在分析該工作面兩巷破壞失穩原因的基礎上,對上煤層開采后臨近下煤層的回采巷道受本煤層相鄰工作面采掘影響時巷道圍巖的變形規律及支護技術進行研究。

2 底板巖體受采動影響破壞深度計算

該礦8#煤與9#煤的相對層間距較小,8#煤回采會導致采場圍巖應力重新分布,8#煤層回采結束后,殘留煤柱上會形成應力增高區,其圍巖應力增高值通常是原巖應力的數倍。殘留煤柱高應力向底板巖層傳遞并形成破碎區、塑性變形區和彈性區,造成本煤層巷道底板(即9#煤層巷道頂板)的物理力學性質發生變化,不利于下煤層巷道圍巖穩定。上煤層工作面開采產生的底板裂隙帶如果與下煤層巷道導通,則新鮮風流可能通過裂隙進入采空區,引起采空區殘煤自燃[2]。

8#煤實際回采過程中,在采場周圍煤(巖)體內形成的支承壓力最高可達原巖應力的數倍,為方便分析,需要對實際圍巖受力模型進行化簡,依據圣維南原理,確定工作面回采后初次來壓時,采場底板的最大破壞范圍(塑性區深度)h1為:

式中:σc為底板巖層的平均抗壓強度,24 MPa;γ為平均容重,25 000 N/m3;Lm為工作面寬度,211 m;H為采深,300 m。代入式中得:h1≈8.91 m。

9#煤距上部8#煤的平均層間距為8.67 m,故9#煤回采巷道圍巖處于8#煤回采形成的底板破壞范圍內。

3 受采動影響煤柱下底板圍巖應力分布規律

根據彈性力學相關理論推導出的底板巖層垂直應力、水平應力及剪應力計算公式為:

σx=

σz=

式中:σx為底板巖層的垂直應力,MPa;σz為底板巖層的水平應力,MPa;τxz為底板巖層的剪應力,MPa;a為煤柱寬度的一半,m;x0、z0為底板某點的坐標值;q為底板巖層所承受的上覆均布載荷,N。

為提高采出率,工作面留設的保護煤柱一般較小,可看作是均布載荷。假設保護煤柱寬為10 m,煤柱載荷取5倍原巖應力,利用上述公式計算得出距底板5 m、10 m、15 m和20 m圍巖的垂直應力、水平應力及剪應力分布，見圖1。

1-a 底板圍巖垂直應力分布曲線

1-b 底板圍巖水平應力分布曲線

1-c 底板圍巖剪應力分布曲線圖1 煤柱底板巖層內應力分布曲線Fig.1 Stress distribution curves of floor rock under coal pillars

分析圖1中曲線可知,距底板不同深度圍巖的垂直應力峰值隨著距煤柱垂直距離和煤柱中心線水平距離的增大而逐漸減小,且在煤柱邊緣應力值減小幅度最大;距離底板不同深度圍巖的水平應力峰值隨著深度加深而逐漸減小,變化幅度逐漸趨于平緩[3]。水平應力在煤柱兩邊緣附近均出現了應力峰值,且隨著與煤柱中心線距離的增大而逐漸減小;在煤柱載荷中心線處剪應力為零,在煤柱左右邊緣附近各出現一個應力峰值,隨著深度增加,峰值逐漸減小,水平方向上的變化也更為平緩。在煤柱下方及邊緣附近一定范圍內,圍巖垂直應力場影響明顯,隨著與煤柱中心線之間水平距離增大(如距離煤柱中心線20 m左右位置),圍巖垂直應力小于水平應力,此后,水平應力場的影響大于垂直應力場,成為對圍巖性質產生影響的主要因素,但是隨著距離煤柱距離進一步增大,應力影響強度逐漸減小。

綜上所述,將上煤層殘留煤柱上支承壓力看作均布載荷,底板圍巖垂直應力值遠大于圍巖水平應力和剪應力,但水平應力和剪應力的影響范圍大于垂直應力。理想情況下,垂直應力主要影響范圍在-10 m～10 m,水平應力影響范圍在-26 m～26 m,而剪切應力影響范圍在-18 m～18 m。

對該礦而言,為保持下煤層巷道穩定和節約支護成本,要避免把回采巷道布置在上煤層工作面回采后留設的面間保護煤柱下方底板應力增高區內[4],但為了最大限度減少資源浪費,提高回采率,有時又必須把巷道布置在此區域,這種情況下,需要采取合理的支護方法,適當提高支護強度,確保巷道圍巖承載結構穩定。

4 回采巷道高強穩定支護方案

回采距離較近的多層煤炭時,加大下部煤層巷道的支護強度可減弱相鄰已采掘工作面的采動影響,通過采取加大支護結構強度和保證支護結構穩定的措施可以有效控制巷道圍巖的變形與破壞。

針對102工作面軌道順槽受上煤層開采和本煤層相鄰101工作面開采影響,提出高強穩定的支護方案并進行工業性試驗。

研究高強穩定支護方案的根本思路是:針對相鄰工作面開采動壓影響情況,根據巷道圍巖地質特征條件,架設工字鋼棚并保證其自身結構的穩定,最大限度地發揮支護結構的承載能力[5]。

102工作面軌道順槽受相鄰101工作面動壓影響支護方案的技術核心是采用高強預應力錨網支護形式,提高圍巖表面支護強度,具體支護布置見圖2。錨桿規格為Φ20 mm×2 200 mm的高強左旋螺紋鋼,每根錨桿使用2支Z2350樹脂藥卷錨固劑錨固,預緊力矩大于300 N·m。錨桿(索)間隔布置,鄰近錨桿(索)距離為800 mm;每排錨桿都用鋼帶連接。

錨索規格為Φ17.8 mm×6 000 mm的高強度低松弛預應力鋼絞線,按照“一二一五花眼”形式在頂板布置,同排兩根錨索之間的間距1 600 mm,排距均為800 mm,錨索張拉預緊力為100 kN;巷幫按間距1 300 mm、排距800 mm布置兩根錨索,錨索張拉預緊力為100 kN。

圖2 102工作面軌道順槽錨網支護布置斷面圖Fig.2 Section of anchor network supporting with track gateway in No.102 working face

5 圍巖控制效果分析

在102工作面軌道順槽距切眼380 m處布置測站,觀測記錄巷道表面及深基點位移。使用鋼卷尺、測繩觀測頂底板及兩幫的相對移近量,使用深基點位移計觀測不同層位圍巖的相對移近量。深基點位移計布置示意圖見圖3。

圖3 深基點位移計布置示意圖Fig.3 Layout of deep base point displacement meters

1)巷道表面位移觀測結果分析。巷道表面位移可以最直觀地反映出圍巖的穩定狀況,在掘進頭距測站約110 m時,巷道表面位移量僅有小幅度增加且趨于穩定,說明圍巖變形得到了較好的控制。巷道掘進過測站約110 m后,巷道頂底和兩幫的相對移近量都在20 mm之內,其中頂底板相對移近量為17 mm,兩幫相對移近量為19 mm。隨著測站與掘進迎頭之間距離的增大,巷道表面圍巖移近量基本穩定。由于巷道頂板較為軟弱,頂底移近速度略大于兩幫移近速度,隨著測站與掘進迎頭距離增大,巷道兩幫和頂底板的移近速度都呈現下降趨勢[6]。這說明采用高強穩定的支護技術后,巷道頂、幫形成的支護承載結構穩定,圍巖變形控制效果明顯。

2)深基點位移計觀測結果分析。深基點位移計正觀測值表明該范圍巖層內產生了新的裂隙或原有裂隙擴大;負觀測值表明該范圍內巖層中原有裂隙壓縮變形或閉合。2#深基點位移計觀測結果見圖4。

圖4 2#深基點位移計觀測結果圖Fig.4 Observation of No.2 deep base point displacement meter

2#深基點位移計位于巷道左幫,分析圖中曲線可知,該測點的位移值在10 mm內,且深部圍巖的位移量略大于淺部圍巖的位移量,這表明巷道支護體與圍巖形成的承載結構穩定性較高。

其余位移計的觀測結果與2#類似,表明采用錨網(索)棚聯合支護方案可有效控制巷道圍巖變形,支護效果較好,為巷道正常、安全使用提供了有力保障,對類似條件下巷道圍巖控制有參考意義。