強采動大斷面煤層巷道破壞特征及協同控制技術

田計宏

(山西潞安環保能源開發股份有限公司 王莊煤礦,山西 長治 046031)

大斷面煤層巷道圍巖軟弱較破碎,受強采動影響,維護十分困難。王莊煤礦9107工作面運輸巷道多次進行起底、擴幫、返修,巷道變形嚴重影響安全生產[1]。由于巷道復雜應力環境作用,加之巷道失穩機理不清,采用多種控制方法后巷道控制效果有限。弄清強采動影響下大斷面破碎煤層巷道的變形特征、失穩機理是進行巷道控制的前提。

國內外專家學者對大斷面煤層巷道進行較多研究[2],提出巷道失穩影響因素、控制技術如加固、卸壓等[3],為研究提供了參考。由于該類巷道跨度大、頂板為煤和復合巖層、采動影響下出現短時大變形,控制機理和方法需要進一步研究。本文以王莊煤礦9107工作面運輸順槽為研究對象,采用理論分析、數值模擬和現場應用等方法,分析采動下大斷面破碎巷道礦壓顯現規律和失穩機理,提出巷道頂板錨桿-錨索、巷幫強力錨桿進行協同支護的控制技術。

1 試驗巷道概況

王莊煤礦91采區主要開采3號煤層,煤層平均埋深為540 m,9107工作面長度290 m,平均采高6.02 m,采用綜放開采,留設煤柱寬度15 m。9107回采巷道沿3號煤層底板布置,均為矩形斷面,斷面尺寸為5.5 m×3.6 m,為大斷面破碎圍巖巷道。

由頂板鉆孔窺視結果可知,在0～4.5 m范圍內為厚度不等的3號煤層;在4.5 m～10.0 m范圍內為砂質泥巖,砂泥質結構,成分以粘土礦物為主,部分高度上巖層裂隙發育較為嚴重,巖層完整性相對較差;在10.0 m～13.0 m范圍內為細粒砂巖,灰色,鈣質膠結,有植物化石,整體膠結性較差,巖層橫向裂隙發育嚴重。9107工作面運輸巷自投入使用后兩幫移近量大,底板底鼓嚴重,巷道維修工程量大,嚴重制約著礦井的正常生產。

2 錨桿—錨索協同控制機理

2.1 大斷面煤層巷道控制機理

大斷面煤層巷道[4]開挖后,提出巷道頂板錨桿-錨索、巷幫強力錨桿進行協同支護,頂板巖石以載荷形式存在,由支護體和巷道共同承擔,并以巷道圍巖為主。在預應力作用下錨桿錨索桿體兩端間的圍巖形成壓應力區,在現有支護密度在,高位錨索端部和低位錨桿端部巖石壓應力區相互重疊,在巷道上方巖石中形成均勻壓縮帶,也是頂板載荷的主要承載結構和自穩結構,如圖1所示。

圖1 大斷面煤層巷道支護承載圖

對圖分析,組合拱內的巖體處于三向受力狀態,圍巖的強度得到了較大的提高,巷道的支承能力也得到了相應的改善。

在組合拱壓縮帶,沿巷道軸向單位長度上組合拱承載合力可以表示為[5]:

(1)

式中:α破裂巖體中的控制角,且錨桿等間距布置時,L為錨桿長度，m,D為錨桿間距，m,b0為組合拱厚度，m,Ps為錨桿約束力kN,φθ為破裂巖石內摩擦角，°。

由圖1可知,組合拱在外力qc和錨桿約束力的作用下,根據平衡條件所產生的環向軸力N0有:

(2)

(3)

式中:R0為組合拱壓縮帶內徑;ds為組合拱外弧形單元;dα為組合拱沿巷道中心的角度微分單元。

由式(2)和式(3)可以得到:

(4)

組合拱在覆巖載荷的作用下,要使組合拱保持穩定,則其承載合力N與環向軸力N0應滿足N≥N0,因此將式(2)-(4)代入式(1)得錨桿組合拱的所受外力載荷為:

(5)

由式(5)可以看出,組合拱形成以后錨桿只需提供較小的約束力即可獲得較大的支護承載能力,且影響組合拱承載能力的主要因素有錨桿長度、間排距、錨桿在破裂巖體中的控制角和錨桿約束力等。

2.2 錨桿-錨索協同控制機理

錨桿-錨索的協同控制作用主要體現在以下兩個方面:1)在巷道頂板較近范圍內1 m～3 m內采用高強錨桿對頂煤、直接頂進行錨固控制,次生承載結構,控制軟弱巖層的大變形;2)巷道頂板較遠巖層采用高強錨索進行控制,同時將頂煤、直接頂與頂板深部穩定巖層擠壓形成共同承載體,增大了軟弱結構面的摩擦力,增強巷道圍巖自穩能力,從而有利于巷道控制。對于煤壁巷幫,采用高強錨桿進行控制,將頂板傳遞載荷向煤幫、底板深部轉移,避免形成應力集中,進而改善巷道應力環境,使更大范圍內的巖體共同承載。

圖2是錨桿-錨索支護應力分布圖。由圖可知,頂板近處使用錨桿支護時,錨桿形成的壓應力區相互重疊,沿著巷道頂板近處壓應力區連成了一個整體。頂板遠處錨索在頂板圍巖深部形成了錨索組合拱,當錨桿-錨索耦合支護時,不同層位巖石與錨桿錨索相互作用,形成承載的組合拱,擴大了承載區和自穩區范圍。

圖2 近錨桿-遠錨索協同支護

3 錨桿—錨索協同控制技術

錨桿-錨索的協同控制機理認為:支護體與圍巖的耦合作用主要包括錨桿、錨網與淺部圍巖之間的耦合以及錨索與深部圍巖之間的耦合[6]。本次巷道支護采用以“錨索+錨桿+網+鋼筋梯子梁”的聯合支護方式并噴射混凝土對表面封閉。巷道支護參數:頂、幫錨桿規格Φ22 mm×2 400 mm,布置網度1 000 mm×850 mm;錨索規格Φ21.6 mm×9 300 mm,2-3-2布置,布置網度1 000 mm×1 600 mm;金屬網規格1 000 mm×5 000 mm,噴層厚度150 mm。圖3為支護設計斷面圖。

圖3 支護設計圖

3.1 模型的建立

建立9107回采工作面模型,研究巷道采用錨桿-錨索的協同控制效果。模型尺寸為長×寬×高=496 m×200 m×117.99 m,劃分427 140個單元,450 368個結點。模型模擬3號煤層厚6.02 m,煤層上覆巖層73.71 m,底層38.2 m。模擬時回采巷道埋藏深度按最大埋深考慮,取530 m。上覆巖層的重力按均布載荷施加在模型的上部邊界。

3.2 巷道礦壓顯現及圍巖破壞特征分析

對圍巖塑性破壞和應力演化規律分析,如圖4、圖5所示。受采動影響,巷幫圍巖出現非對稱塑性破壞,在靠近回采工作面一側,塑性區范圍更大,破壞寬度約為2.0 m;頂板圍巖受錨桿錨索支護塑性破壞范圍較小,約為1.5 m。巷道頂底板錨固范圍內垂直應力較小,約為5 MPa,為底應力區,受力較好;距離巷道兩幫6 m～10 m處圍巖應力較大,為20 MPa,說明采用錨桿-錨索的協同控制后應力向深部轉移,巷道處于較好應力環境中。

圖4 屈服破壞特征分析圖

圖5 垂直應力分布云圖

3.3 巷道圍巖位移特征分析

對巷道頂底板移近變形分析,運輸順槽在距相鄰工作面前方60 m到后方80 m受采動影響明顯,且工作面后方的采動影響明顯較前方的強烈,其中頂底板受相鄰工作面采動影響較大,但最大移近量值為230 mm,運輸順槽圍巖能保持穩定。

圖6 巷道水平位移云圖

4 現場應用結果

根據錨桿—錨索支護方案,王莊煤礦9107工作面運輸順槽進行了工業性試驗。巷道圍巖變形見圖7。

圖7 圍巖變形觀測曲線

掘巷初期,巷道兩幫圍巖變形速率最大,為6.5 mm/d,兩幫移近量為34.5 mm;巷道頂板變形速率最大為3 mm/d,頂板下沉量為15.5 mm;巷道左右頂角下沉速率最大分別為2 mm/d、3 mm/d,其下沉量分別為15 mm、16 mm。

采用優化后的支護方案進行91采區其他工作面回采巷道圍巖控制,巷道變形量和損壞程度均在安全生產允許范圍內,巷道不需要返修。減少巷道返修工程費、材料費、人工費、水電費等,產生經濟效益:以9107工作面回風巷為例,回風巷工業試驗長度500 m,節省維護費用:500×(2 427+931+5 910+3 268)=626.8(萬元)。

5 結論

針對王莊煤礦91采區回采巷道生產地質條件,在錨桿—錨索協同控制指導下,采取“錨索+錨桿+網+鋼筋梯子梁”的聯合支護技術,取得了良好控制效果。

1)揭示了復雜應力條件下大斷面煤層巷道失穩機理,認為巷道在煤層布置、掘進斷面大、圍巖軟弱破碎、受強采動影響、應力復雜等方面使得圍巖控制失效。

2)提出91采區回采巷道的錨桿-錨索協同支護機理,得到了合理的支護方式和支護參數。

3)工業性試驗表明,實施相關技術后,有效控制了91采區9107工作面回風順槽的圍巖變形。