吳 樂,馮智杰,何 杰,馮友良,郝登云
(1.天地科技股份有限公司 開采設計事業部,北京 100013;2.煤炭科學研究總院 開采研究分院,北京 100013;3.山西世德孫家溝煤礦有限公司,山西 忻州 036600)
回采巷道的穩定性主要決定于圍巖應力、圍巖強度與支護系統[1,2]。近距離煤層下行開采時,上層煤回采結束后形成采空區與遺留煤柱,圍巖應力重新分布[3,4]。由于采空區垮落的頂板對底板應力分布的影響較遺留煤柱集中應力影響要小的多,因此下層煤回采巷道的布置需著重考慮遺留煤柱下應力集中分布范圍,從而降低上層煤遺留煤柱與本工作面回采雙重擾動影響程度[5-8],同時采取合理的支護技術控制巷道變形[9-12]。本文以山西世德孫家溝煤礦13313工作面進風巷為工程背景,從圍巖應力、圍巖強度與支護系統三個方面對煤柱下動壓巷道穩定性及控制技術展開研究。
山西世德孫家溝煤礦主采煤層為11#煤與13#煤,11#煤煤層平均厚度為2.2m,下方為13#煤層,13#煤層平均厚度為13.54m,兩層煤層間距10m,11#煤與13#煤為典型的近距離煤層。13313工作面進風巷沿13#煤底板掘進,其正上方為沿11#煤頂板掘進的11007工作面進風巷,13313工作面正上方為11007采空區,兩者空間位置重疊。13313進風巷西側為尚未開掘的13315回風巷,巷道平面與垂直位置關系如圖1與圖2所示,其中圖1中實線為13#煤巷道,虛線為11#煤巷道。天地科技股份有限公司在該工作面測得地質力學參數結果顯示,13#煤最大水平主應力為16.65MPa,方向為北偏西33.6°,最小水平主應力為9.15MPa,垂直應力為5.58MPa,為最大水平主應力主導型應力場,在量值上屬于中等應力值區域。
11007工作面采用全部垮落法處理頂板,根據上下煤層具體位置關系,建立底板破壞力學模型如圖3所示[13]。由圖3可看出,隨著工作面的開采,其底板巖層發生破壞,根據塑性理論及采場礦壓理論,將其分為3個區域:主動應力區(Ⅰ區)、過渡區(Ⅱ區)與被動應力區(Ⅲ區),過渡區是形成底板破壞的最大深度區,BD為對數螺旋線。煤柱頂板支承壓力通過Ⅰ區,經過Ⅱ區的壓伸傳遞作用至Ⅲ區,由于采空區的存在,應力作用轉而向上。文獻[14]總結出極限條件下對數螺旋線方程及底板破壞深度H與工作面前方煤體超前支承壓力峰值范圍L的關系式為:
(1)
(2)
其中,φ為內摩擦角,(°);r0為AB、OB的長度,m。
根據孫家溝大量實測數據,工作面前方支承壓力峰值范圍一般為14m,因此L=14m,依據孫家溝地質資料,取煤層底板內摩擦角φ=28°,計算的:H=28.2m>23.54m(11#煤底板距13#煤底板距離),因此,13#煤回采巷道處于上層煤破壞范圍內。

圖3 上層煤采空區底板破壞深度計算模型
根據孫家溝煤礦13313工作面生產地質條件及地質力學參數結果,采用FLAC3D建立數值計算模型,模型尺寸為:225.5m×1m×70m,在建模過程中嚴格按照圖1與圖2所示巷道相鄰空間位置關系進行建模。三維模型的邊界條件取為:上部為應力邊界條件,四周水平位移固定,模型底部垂直位移固定,且按照實際地應力條件施加模型初始應力,數值模型如圖4所示。模型中各層位巖石物理力學參數見表1。按照實際巷道開掘及工作面回采順序,確定數值模擬方案為:開挖11007進風巷并計算至平衡→開挖11007工作面并計算至平衡→開挖11009回風巷并計算至平衡→開挖11009工作面并計算至平衡→開挖13313進風巷并計算至平衡,模擬過程中采用一次性換填法充填采空區。

圖4 數值模型示意圖

表1 模型巖石力學參數
模擬11007工作面及11009工作面回采結束后,遺留煤柱下方垂直應力分布如圖5所示,圖5右側示例為模型對應巖層分布圖,由圖5可知在11#煤層兩個工作面回采結束后,遺留煤柱內部及下方形成“U型”應力集中區,而13313進風巷處于該應力集中區邊緣,即當13313進風巷錯開煤柱一定距離時,應力環境將得到顯著改善。當13313進風巷位于煤柱邊緣下方時,巷道內平均應力達到8.78MPa,應力集中系數為1.58;當外錯25m時,即巷道位于22~27.5m位置時,巷道內平均應力為3.79MPa,降幅達到56%,即外錯25m時應力環境得到顯著改善,此時開掘巷道可提高穩定性。

圖5 遺留煤柱下方垂直應力分布(MPa)
為探究不同尺寸遺留煤柱對下層煤回采巷道應力環境的影響,模擬中改變11007工作面與11009工作面之間的煤柱尺寸,以13313工作面進風巷腰部中軸線(距13#煤煤層底板2.5m)為基線設置測線,監測該水平線上不同遺留煤柱寬度時上層煤回采過后垂直應力分布曲線,得到不同寬度遺留煤柱下方垂直應力分布曲線如圖6所示。通過比較可知,煤柱寬度從32m以5m維度遞減至12m過程中(礦方設計煤柱尺寸時常以5m作為梯度變化,因此本文模擬中選用5m為變化梯度),13313進風巷所在區域垂直應力不斷增大,且煤柱尺寸越小增幅越顯著。可見,上層煤遺留煤柱尺寸的增大有助于改善煤柱下方巷道所處應力環境,同時,煤柱尺寸為27m與32m時,13313進風巷所在區域應力分布基本一致,因此在后續11#煤回采可適當減小煤柱尺寸至27m。

圖6 不同寬度遺留煤柱下方垂直應力分布曲線
通過上述討論分析可知:13313進風巷處于應力增高區,巷道開掘時易產生大變形,因此需采取高預應力強力支護技術,及時控制巷道圍巖裂隙、離層。由于13313工作面煤層厚度平均為13.54m,為特厚煤層,巷道高度為3.7m,頂煤厚度接近10m,礦方在進行設計時采用懸吊理論,認為錨索需要懸吊在穩定巖層中,因此錨索原設計長度為12m,造成支護材料浪費,同時影響支護速度,巷道變形情況未見明顯改善。巷道支護設計前,在13313回風巷采用鉆孔觸探法對頂板圍巖強度進行原位測試,測點位于回風巷200m與700m處,其中700m測點測得結果如圖7所示,可知巷道頂板上方0~5.9m為13#煤,強度主要集中在18~23MPa,為中硬煤體,5.9~7.8m為泥巖,巖層強度平均值為43.14MPa,7.8~13.0m為砂質泥巖,泥質膠結,巖層強度平均值為56.46MPa。進一步在頂板煤體中進行錨索錨固力測試,測試錨索5.2m與8.2m各2根,錨固力最小為313kN,平均為327kN。根據文獻[15]可知,錨索在張拉與鎖定過程中由于鎖具限位距及圍巖蠕變等原因會造成錨索預應力損失,因此在進行錨固力測試時安裝錨索測力計,測得錨索預應力損失平均為42.7%,即張拉至300kN時損失后錨索受力可達到172kN,仍可以對頂板施加高預應力。

圖7 13313回風巷頂板圍巖強度
另一方面,從錨索預應力擴散角度分析,隨著錨索長度的增加,錨索中上部及錨索之間的圍巖壓力逐步減小,當預應力一定時,長錨索的主動支護作用弱于短錨索,錨索越長,需要施加的預應力越大[16],因此在進行支護設計時將頂板原12m錨索支護方式變更為5.2m與8.2m、Φ21.8mm的1×19股高強度錨索組合支護形式,為實現頂板錨索預應力有效擴散,采用W異型錨索托板與W鋼帶為錨索支護組合構件,錨索初始張拉力要求不低于300kN,具體支護參數如圖8(a)所示。巷幫主要受到水平應力作用,相對于垂直應力變化較小,因此采用高強度強力錨桿支護,組合構件采用W鋼護板,擴大護表面積,要求錨桿預緊力為400N·m,煤柱幫(即靠近13315工作面側巷幫)采用規格為Φ17.8mm×4200mm的錨索補強支護,具體支護參數如圖8(b)所示。

圖8 巷道支護設計方案(mm)
巷道表面變形曲線如圖9(a)所示,巷道在掘出后圍巖持續收斂,頂底板移近量變形大于兩幫移近量,初期變形速度大于后期,頂底板移近量最大為602mm,根據現場觀測主要表現為底板鼓起,頂板下沉量較小;兩幫移近最大為442mm,其中煤柱幫移近量大于實體煤幫移近量,且在觀測后期,隨位移數據變形速度降低,但巷道仍在緩慢收斂,接近于蠕變變形,但巷道變形總體不影響生產及通風要求。
頂板錨索受力變化曲線如圖9(b)、(c)所示。5.2m與8.2m錨索受力變化曲線顯示,錨索初始張拉力均大于200kN,充分發揮了錨索及時主動支護作用,抑制了巷道開掘后頂板煤體裂隙張開的情況。錨索安裝后由于遺留煤柱的應力集中作用及巷道掘進擾動共同造成了錨索受力不斷波動,其中遺留煤柱的作用占據主導地位,最大受力489kN,低于錨索極限破斷力530kN;在巷道掘進迎頭距測站650m外受力趨于穩定,錨索最終受力較最初受力略有提高,因此可論證錨索支護參數設計合理。
巷幫錨桿受力變化曲線如圖9(d)所示,可知錨桿初始預緊力大于70kN,僅工作面幫2號錨桿初始預緊力為48kN略小,錨桿安裝后受力變化形態與頂板錨索基本一致,隨巷道掘進受力不斷波動,最大受力小于錨桿破斷力,后期受力穩定后較初始預緊力有所升高,且初始預緊力越小,錨索受力增幅越大,說明錨桿較大的預應力能夠提高承載結構的穩定性,充分發揮圍巖承載能力,控制巷道變形[17]。綜合分析可知,該支護方案合理有效,能夠滿足安全生產要求,因此在后續開采中,針對特厚煤層留頂煤可推廣該支護形式。

圖9 礦壓監測曲線圖
1)數值模擬顯示,對于孫家溝近距離煤層開采,13#煤層處于上層煤采空區底板破壞深度范圍內,11#煤層遺留煤柱下方形成“U型”應力集中區,13313進風巷位于該應力集中區范圍內,巷道穩定性較差,外錯25m應力環境可得到顯著改善。
2)隨著上層煤遺留煤柱寬度增大,下方應力集中程度有所降低,其中,煤柱27m后應力增幅減緩,與32m煤柱下方應力分布基本一致,因此后續開采中可考慮適當減小上層煤煤柱尺寸。
3)對于特厚煤層留頂煤回采巷道,錨索并不需要懸吊在上層巖體中,造成支護材料的浪費,通過圍巖強度及錨固力測試減小錨索長度,并施加高預應力,結合礦壓監測顯示巷道頂底板移近最大為562mm,兩幫移近為442mm,滿足使用要求,錨索受力最大為489kN,錨桿受力最大為176kN,仍處于極限承載范圍內,故該支護方式合理有效,并已推廣應用。