極近距離下位煤層回采巷道合理布置及圍巖控制技術(shù)研究

李國棟，劉洪林，王宏志

(1.新疆大學(xué) 地質(zhì)與礦業(yè)工程學(xué)院，新疆 烏魯木齊 830046；2.礦產(chǎn)資源生態(tài)環(huán)境保護(hù)性開采自治區(qū)教育廳普通本科高校重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，新疆 烏魯木齊 830046)

我國近距離煤層賦存廣泛，開采比重大[1，2]。許多專家學(xué)者針對近距離煤層頂板結(jié)構(gòu)演化、圍巖應(yīng)力分布、巷道布置及支護(hù)等方面進(jìn)行了深入研究，取得了豐富的研究成果。近距離煤層開采受上位煤層采動影響，下位煤層回采巷道頂板完整性遭受破壞，加之受圍巖應(yīng)力、支護(hù)手段等因素影響控制難度大，易引發(fā)冒頂及大變形等事故[3，4]。近距離煤層周圍空間應(yīng)力環(huán)境復(fù)雜，上位煤層殘留煤柱應(yīng)力集中，造成底板應(yīng)力非均勻分布[5-7]。在上位煤層底板非均勻集中應(yīng)力影響下，下位煤層巷道圍巖承載能力降低、頂板不易控制，易因局部破壞而使支護(hù)體結(jié)構(gòu)整體失穩(wěn)[8，9]。一般將下位煤層巷道布置在殘留煤柱邊緣應(yīng)力降低區(qū)易于維護(hù)[10]。但實(shí)際上，盡管巷道處于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi)，維護(hù)依然十分困難[11]。因此，殘留煤柱下回采巷道穩(wěn)定性控制是近距離煤層開采面臨的重要問題。

結(jié)合山西登茂通礦3106工作面具體地質(zhì)條件，綜合利用理論計(jì)算、數(shù)值模擬和現(xiàn)場監(jiān)測等方法，對極近距離下位煤層回采巷道圍巖穩(wěn)定性控制開展研究，確定出了回采巷道合理的錯(cuò)距和支護(hù)方式，研究成果為同類礦區(qū)開采提供借鑒與指導(dǎo)。

1 工程概況

山西登茂通礦可采煤層包括2#、3#煤層，3#煤一采區(qū)已開采完畢，目前正在進(jìn)行3#煤二采區(qū)開采，該采區(qū)兩煤層間距約7.0m，屬于典型的極近距離煤層[8]。2#煤厚度0.9～1.7m，平均1.3m，內(nèi)生裂隙發(fā)育，賦存穩(wěn)定，不含夾矸。煤層頂?shù)装宥酁楣?jié)理發(fā)育較好的灰色泥巖，局部為層理較為發(fā)育的砂質(zhì)泥巖。3#煤層，平均埋深350m，厚度1.5～2.3m，平均1.9m，局部含一層夾矸。直接頂厚度1.4～3.0m，平均2.0m，巖性多為灰白色粉砂巖。基本頂為黑-灰色、層理較為發(fā)育的砂質(zhì)泥巖，厚度2～10m，平均5.0m。直接底平均厚度4.0m，水平層理，巖性為砂質(zhì)泥巖，3106工作面地層綜合柱狀圖如圖1所示。由于礦井開拓方式改變，3#煤二采區(qū)3106工作面為該地質(zhì)條件下首采工作面，2#煤二采區(qū)殘留護(hù)巷煤柱寬度20.0m，嚴(yán)重影響3#煤回采巷道穩(wěn)定性控制。

圖1 3106工作面地層綜合柱狀

2 極近距離煤層非均布荷載下巷道頂板穩(wěn)定性分析

2.1 2#煤殘留煤柱下應(yīng)力分布特征

由于2#煤工作面開采后，周圍應(yīng)力場重新分布，其殘留的護(hù)巷煤柱(寬度L=20m)出現(xiàn)應(yīng)力集中并造成底板應(yīng)力非均勻分布，殘留煤柱與回采巷道的相對位置決定了3106工作面回采巷道應(yīng)力狀態(tài)，進(jìn)而影響巷道穩(wěn)定。為分析2#煤殘留煤柱下回采巷道應(yīng)力狀態(tài)，底板巖層簡化為均質(zhì)半無限彈性介質(zhì)，殘留煤柱對底板應(yīng)力作用簡化為均布載荷q，殘留煤柱下應(yīng)力計(jì)算模型如圖2所示。

圖2 殘留煤柱底板應(yīng)力計(jì)算模型

利用彈性力學(xué)相關(guān)理論[5]，解得2#煤殘留煤柱下任意一點(diǎn)的應(yīng)力M(σx，σy，τxy)：

根據(jù)3106工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件，2#煤層，平均埋深h=342m，覆巖平均容重γ=2.5kN/m3，煤柱應(yīng)力集中系數(shù)K=2.5，均布荷載q=hγK≈21MPa，殘留煤柱寬度L=2b=20m，煤柱下深度y依次取y=3m、y=5m、y=9m、y=11m，將具體數(shù)值代入上述公式，計(jì)算得到2#煤殘留煤柱下方11m范圍內(nèi)應(yīng)力分布如圖3所示。

圖3 2#煤殘留煤柱底板不同深度處應(yīng)力分布

由圖3可知，2#殘留煤柱下方11m范圍內(nèi)的三類應(yīng)力呈不均勻分布。隨著深度的增加，垂直應(yīng)力峰值和水平應(yīng)力峰值逐漸減小，垂直應(yīng)力為單峰分布且降幅較??；水平應(yīng)力峰值小于垂直應(yīng)力峰值，隨深度增加峰值應(yīng)力降幅較大，剪切應(yīng)力峰值變化不大，在煤柱下方5～7m范圍內(nèi)水平應(yīng)力由單峰演變?yōu)殡p峰分布；隨著距殘留煤柱中心距離增加，不同深度垂直應(yīng)力區(qū)域化分布，依次為應(yīng)力增高區(qū)、應(yīng)力降低區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū)，煤柱邊緣應(yīng)力變化劇烈，水平應(yīng)力整體平穩(wěn)且影響范圍較大。由于3#煤層位于2#煤殘留煤柱底板7m處，因此，3#煤層距殘留煤柱中心0～11m為應(yīng)力增高區(qū)，11～24m為應(yīng)力降低區(qū)且水平應(yīng)力大于垂直應(yīng)力，24m以外應(yīng)力小于0.1q即為原巖應(yīng)力區(qū)。

在非均布荷載作用下，巷道兩幫支撐結(jié)構(gòu)承載能力不同即不均衡承載，且隨著非均布荷載系數(shù)k的增加，兩幫不均衡承載越顯著，結(jié)合相關(guān)研究成果[12，13]，嚴(yán)重的不均衡承載極易造成一側(cè)巷幫過度承載而破壞。由此可見，在劇烈的非均布荷載作用下，巷幫和頂板易發(fā)生局部過度承載而破壞，從而造成巷道圍巖結(jié)構(gòu)整體失穩(wěn)，3106工作面回采巷道布置應(yīng)盡可能避開劇烈非均布荷載影響。

3 極近距離煤層回采巷道穩(wěn)定性數(shù)值模擬

3.1 UDEC數(shù)值計(jì)算模型構(gòu)建

為了分析不同位置處極近距離煤層回采巷道穩(wěn)定性，結(jié)合3106工作面生產(chǎn)地質(zhì)條件和巖石力學(xué)測試結(jié)果，采用UDEC軟件構(gòu)建相應(yīng)的UDEC-Trigon數(shù)值計(jì)算模型[14-16]。模型：長×高=220m×100m，模型底部和兩側(cè)固定，模型上部平均埋深h0為310m，覆巖平均容重γ=2.5kN/m3，模型上部施加均布荷載q0=h0γ≈7.75 MPa，巷道圍巖采用三角形塊體進(jìn)行細(xì)化。塊體和接觸面分別采用Elastic模型和Mohr-Coulomb模型，煤巖層力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 煤巖層力學(xué)參數(shù)

3.2 極近距離煤層回采巷道布置位置分析

根據(jù)回采巷道距殘留煤柱中心的距離不同，設(shè)計(jì)模擬方案見表2。巷道變形破壞特征如圖4所示，最大變形量見表3。

表2 巷道布置模擬方案

圖4 巷道圍巖變形破壞特征

表3 巷道圍巖最大變形量

由圖4可知，距殘留煤柱邊緣15m范圍內(nèi)的巷道變形破壞具有顯著差異性。煤柱中心正下方，巷道受高垂直應(yīng)力影響，兩幫變形嚴(yán)重，最大變形量達(dá)720mm，呈對稱分布；距殘留煤柱邊緣-2m處，受高應(yīng)力且不均勻荷載在作用，巷道圍巖非對稱破壞，實(shí)煤體幫變形大于煤柱幫，最大變形量達(dá)421mm，頂板冒落；距殘留煤柱邊緣5m處，巷道受高水平應(yīng)力影響，頂?shù)装迤茐膰?yán)重，頂?shù)装遄畲笞冃瘟糠謩e達(dá)到379mm和314mm；距殘留煤柱邊緣15m處，巷道變形整體較小，基本呈對稱分布。同時(shí)，由于距煤柱邊緣不同位置處應(yīng)力呈不均勻分布，距殘留煤柱邊緣不小于10m時(shí)，隨著距煤柱邊緣距離增加，應(yīng)力變化較小。因此，綜合殘留煤柱底板應(yīng)力不均衡分布和巷道變形破壞特征，為避免殘留煤柱應(yīng)力增高區(qū)和高水平應(yīng)力的應(yīng)力降低區(qū)的影響，3106回采巷道布置距殘留煤柱邊緣不小于10m。

3.3 極近距離煤層回采巷道穩(wěn)定性控制模擬分析

為進(jìn)一步探究高強(qiáng)度錨桿(索)支護(hù)結(jié)構(gòu)對巷道圍巖穩(wěn)定性控制作用，分別采用Cable和Rockbolt單元模擬錨索和錨桿結(jié)構(gòu)，選取距殘留煤柱邊緣15m處回采巷道作為基本計(jì)算模型，頂板采用錨桿、錨索支護(hù)，采用錨桿支護(hù)巷幫，錨桿(索)力學(xué)參數(shù)見表4。

表4 錨桿錨索力學(xué)參數(shù)

回采巷道圍巖變形和損傷裂隙演化規(guī)律如圖5所示。由圖5可知，不同支護(hù)條件小巷道圍巖變形和損傷裂隙發(fā)育特征具有顯著差異性。

圖5 回采巷道圍巖變形和損傷裂隙演化特征

無支護(hù)條件下，巷道圍巖變形隨著時(shí)步分階段增加，掘巷期間，1500時(shí)步時(shí)圍巖變形趨于穩(wěn)定，兩幫變形大于頂板變形；3106工作面回采期間，巷道圍巖變形快速增加，頂板和煤柱幫變形速率大于實(shí)煤體幫，34000時(shí)步時(shí)實(shí)煤體幫變形達(dá)113mm，頂板和煤柱幫隨時(shí)步等速增加，最終巷道由于頂板和煤柱幫圍巖破壞而失穩(wěn)；巷道圍巖損傷裂隙以剪切裂隙為主，圍巖損傷裂隙和變形呈正相關(guān)，達(dá)30000時(shí)步時(shí)，頂板和煤柱幫剪切裂隙數(shù)量基本保持不變，張拉裂隙持續(xù)增長。

有支護(hù)條件下，掘進(jìn)期間，12000時(shí)步時(shí)巷道變形趨于穩(wěn)定，相比無支護(hù)條件巷道變形較小；3106工作面回采期間，相比無支護(hù)條件下巷道初期變形速率較大，達(dá)27000時(shí)步時(shí)實(shí)煤體幫變形到101mm，頂板和煤柱幫變形量緩慢增加，達(dá)48000時(shí)步時(shí)巷道圍巖整體保持穩(wěn)定；相比無支護(hù)條件下，圍巖剪切裂隙和張拉裂隙數(shù)量都較小，達(dá)24000時(shí)步時(shí)，實(shí)煤體幫剪切裂隙、張拉裂隙和頂板、煤柱幫剪切裂隙保持不變，煤柱幫張拉裂隙緩慢增加，達(dá)48000時(shí)步時(shí)煤柱幫張拉裂隙保持不變。

綜上所述，距殘留煤柱不同位置布置的回采巷道，巷道頂板和煤柱幫圍巖破壞特征具有顯著的差異性，引起巷道整體失穩(wěn)關(guān)鍵部位有所不同；圍巖變形與損傷裂隙呈正相關(guān)，合適的錨桿(索)支護(hù)結(jié)構(gòu)可有效抑制圍巖損傷裂隙的增加并使圍巖變形快速趨于穩(wěn)定。因此，極近距離下位煤層回采巷道合理布置應(yīng)盡可能避免殘留煤柱應(yīng)力增高區(qū)和高水平應(yīng)力的應(yīng)力降低區(qū)的影響，同時(shí)結(jié)合引起巷道整體失穩(wěn)不同的關(guān)鍵部位，選著合理的高強(qiáng)度錨桿(索)結(jié)構(gòu)，有針對性的進(jìn)行頂板和煤柱幫等關(guān)鍵部位的協(xié)同控制。

4 極近距離煤層回采巷道關(guān)鍵部位協(xié)同控制技術(shù)及效果

結(jié)合礦井實(shí)際，3106工作面回采巷道布置在距殘留煤柱邊緣15m處，巷道圍巖采用高強(qiáng)度錨桿(索)配合鋼筋梯子梁的聯(lián)合支護(hù)方案。頂板采用?20mm×L2000mm高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿，間排距850mm×1000mm，?17.8mm×L6300mm錨索一根布置在中部，排距1000mm；兩幫使用同頂板相同規(guī)格的錨桿，實(shí)煤體幫間排距：900mm×1000mm，煤柱幫間排距：700mm×800mm，采用?17.8mm×L6500mm對穿錨索加強(qiáng)煤柱幫支護(hù)，3106工作面進(jìn)風(fēng)巷支護(hù)斷面如圖6所示。

圖6 3106工作面進(jìn)風(fēng)巷支護(hù)斷面(mm)

工作面回采期間，監(jiān)測3106工作面進(jìn)風(fēng)巷圍巖變形特征，如圖7所示。由圖7可知，觀測周期(40d)內(nèi)，3106工作面進(jìn)風(fēng)巷圍巖兩幫移近量達(dá)247mm，頂?shù)装逡平繛?01mm，能夠滿足工作面正?；夭梢?，因此，3106工作面進(jìn)風(fēng)巷采用關(guān)鍵部位協(xié)同支護(hù)圍巖控制方案能夠有效控制巷道穩(wěn)定。

圖7 3106工作面進(jìn)風(fēng)巷圍巖變形特征

5 結(jié) 論

1)殘留煤柱下應(yīng)力呈區(qū)域化不均勻分布，隨著不均勻荷載系數(shù)增大，煤柱下巷道兩幫不均衡承載越顯著，頂板彎矩越大，易造成一側(cè)巷幫和頂板過度承載而破壞。

2)距殘留煤柱中心越近，巷道圍巖破壞越嚴(yán)重，穩(wěn)定性越差，殘留煤柱下回采巷道布置應(yīng)避開應(yīng)力增高區(qū)和高水平應(yīng)力的應(yīng)力降低區(qū)。

3)巷道圍巖變形與損傷裂隙呈正相關(guān)，合適的錨桿(索)支護(hù)結(jié)構(gòu)可有效抑制圍巖損傷裂隙的增加并使圍巖趨于穩(wěn)定。

4)3106工作面回采巷道實(shí)踐表明：回采巷道布置在距殘留煤柱邊緣15m處，可減小殘留煤柱底板應(yīng)力影響，采用高強(qiáng)度錨桿(索)關(guān)鍵部位協(xié)同支護(hù)方案，增強(qiáng)了頂板和煤柱幫承載能力，增加了巷道圍巖穩(wěn)定性。