晉華宮礦沿空巷道卸壓釋能耦合讓均壓支護技術

劉大江,史 超

(晉能控股煤業集團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結構在礦山壓力作用下的客觀力學行為表現,巷道圍巖穩定性取決于巷道圍巖壓力及支護結構承載能力這對主要矛盾[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力,圍巖容易發育大松動圈,誘發大變形災害和支護結構破壞,甚至發生冒頂事故[4-6]。由于應力量級高、圍巖變形量大,以往單純提高支護結構強度的支護思路無法滿足此類巷道穩定性控制需要。

針對晉華宮煤礦近距離煤層沿空大變形巷道穩定性控制難題,采用現場實測確定了圍巖應力分布規律及松動圈發育范圍,提出了卸載巷道圍巖壓力、提高支護結構強度并舉的控制思路,形成了卸壓釋能+耦合讓均壓支護技術方案,有效控制了近距離煤層沿空巷道大變形災害,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#煤層對應工作面煤柱寬度25 m,目前正在回采的11-1#煤層8716工作面煤柱寬度為20 m,上下兩層煤柱中對中重疊布置,11-#煤層5716巷與上部7-4#煤層對應工作面尾巷同樣為重疊布置關系。受上覆煤柱高集中壓力疊加毗鄰8714工作面回采動壓影響,5716巷礦壓顯現強烈,出現悶墩、煤幫內擠(二次維護后局部炸幫1.5～2 m、底鼓1.5 m)以及頂板大幅下沉現象,支護結構損毀嚴重。

圖1 5716巷圍巖變形及支護結構破壞情況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律實測

由于高應力疊加強開采擾動,導致巷道變形破裂嚴重,圍巖破碎,傳統應力測試方法如鉆孔包體法、水壓致裂法等測試較為困難。有學者基于煤層鉆孔鉆進過程中鉆頭、鉆桿排出的煤粉量及其變化規律來估計煤體應力集中情況,并將單位長度煤粉量超過危險值或出現卡鉆、吸鉆等動力現象作為應力集中和沖擊危險的判別指標[7-8],提出了以鉆孔過程中單位孔深所排出的鉆粉量來確定應力的大小的鉆屑法[9]。當向煤體鉆孔時,其排粉量由兩部分組成:一是鉆孔過程中與孔徑相同的煤體破碎后形成的煤粉;二是成孔后,煤體中的應力使孔徑發生變化而產生的煤粉。前者僅與孔徑有關,后者則與圍巖應力狀態及力學性質有關。為了探究巷道圍巖壓力分布,為松動圈范圍圈定和支護設計提供參考,本次采用鉆屑法對巷道圍巖壓力分布進行現場實測。

2.1 測點布置及測試過程

根據巷道變形程度,本次測試在5716巷道1 360 m、1 420 m和2 160 m處設置3個斷面;測孔位置在兩幫離底板1.0 m高度處,測試機具為手抱風鉆,麻花鉆桿直徑42 mm,成孔直徑45 mm。

首先在5716巷1 420 m處施工實體煤幫測試鉆孔,前8 m鉆進較快,9～10 m鉆進較為困難。1 420 m實體煤幫鉆孔施工完畢后,在孔口位置監測約10 min,孔內發生7次不同強度“煤炮”(悶墩)事件,孔壁在較短時間內即發生炸裂塌孔破壞。在1 360 m處施工煤柱幫鉆孔,鉆進第3根桿(2～3 m)時釬尾折斷;更換釬尾重新進行煤柱幫鉆屑法施工,當鉆進至第7根桿時,1 300 m處頂板發生“悶墩”事件,隨即鉆孔內發生較大“悶墩”聲響事件;第8根桿鉆進約20 cm時,鉆桿突然發生卡鉆,無法繼續鉆進,同時無煤粉傳出。2 160 m處鉆孔過程中,無卡鉆事故發生;鉆進5 m后鉆進即較為困難,該處鉆孔完成后孔內未發生煤炮(悶墩)聲響。

2.2 測試結果及分析

5716巷道3個觀測斷面鉆屑法測試結果如下所示:

通過測試可知,1 400 m附近兩個測試斷面4 m以內鉆屑量穩定,4 m以上鉆屑量急劇增加,并在7 m 深處發生卡鉆,實體煤幫測孔鉆屑量變化不大。表明發生大變形段1 400 m附近:①煤柱幫峰值應力高于實體煤幫,進行支護設計時煤柱幫支護強度要高于實體煤幫;②煤柱幫低應力區(卸壓區)主要集中在4 m以內,表現出大松動圈特征,高應力區主要集中在6～10 m。

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

2 160 m附近應力分布規律與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,說明2 100 m處煤柱壓力相對較低,這與現場觀測到的圍巖變形破壞特征一致。

3 松動圈測試

為了進一步考察圍巖應力分布情況,在5716巷同時開展了松動圈現場實測,部分測試結果如圖3及表1所示。

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

表1 5716巷大變形段松動圈測試結果Table 1 Test results of loose circle in the large deformation section in No.5716 roadway

松動圈現場觀測主要結論如下:

1)頂板裂隙密集發育,且開度較大。頂板松動圈發育范圍均超過3 m,為大松動圈范疇;煤巖交界面兩側巖石巖性不同,二者存在變形、強度不耦合,在圍巖受載過程中交界面會發生錯動、破碎,易形成離層。

2)煤柱幫破裂程度及破裂范圍均大于實體煤幫。煤柱幫施工鉆孔攝像觀測孔時經常出現卡鉆、跳鉆現象,鉆孔施工完成后加水沖洗即發生悶墩。通過鉆孔攝像發現3.1 m范圍內煤體破碎嚴重,觀測時淺部鉆孔內有煤塊掉落。實體煤幫類似的破裂嚴重區域范圍為1.6 m。

3)巷道的松動圈分布范圍受上部煤柱影響大。根據觀測結果,圍巖從淺部向深部大致可以分為破碎區、松動區、裂隙區和完整區。在5716巷未受上部煤柱影響段的煤柱幫破碎區的大致范圍為1.1～1.7 m,受到上部煤柱影響時煤柱幫破碎區的范圍為2.7～3.1 m;在5716巷未受上部煤柱影響段的2 300 m位置頂板完整未見松動區,受到上部煤柱影響時頂板一度超過3 m。

4 卸壓釋能+耦合讓均壓支護技術

4.1 支護原理

5716巷道圍巖應力分布及松動圈發育特征現場實測結果表明,近距離煤層沿空巷道開挖后,圍巖在重分布高應力作用下迅速發生破壞和變形,圍巖峰值應力隨之向深部遷移,直至主承載區圍巖不再發生破壞,松動圈內部破裂圍巖不再發生繼續的碎脹變形巷道才能趨于穩定[10-11]。松動圈內圍巖雖然處于破壞狀態,但由于摩擦嵌固效應及錨桿與錨索強化作用,仍然是圍巖壓力的承載主體。因此,主動使圍巖峰值應力向深部遷移,保障淺部圍巖強度和結構完整性[12],同時對淺部破碎圍巖支護強化,為深部主承載區圍巖提供有效支護阻力,是高應力大變形巷道穩定性控制的關鍵[13-15]。基于此,提出如下支護原則。

1)鉆孔卸壓。由彈性力學可知,鉆孔邊界剪應力集中,應力重分布后,鉆孔外緣一定范圍形成卸壓區,當在煤體中布置成排卸壓鉆孔,各鉆孔卸壓區相互連接、貫通后,將形成一條弱化帶,該弱化帶破壞了煤體的承載結構,同時煤體與巖層間抗剪強度大幅下降,煤體在頂底板壓應力作用下發生相對滑動,應力平衡區范圍增大,應力峰值向煤體深部移動,峰值強度降低,極限平衡區煤體應力降低,實現卸壓。

2)讓均壓支護。高地應力回采巷道,巷道圍巖變形通常難以避免,為防止預應力錨桿索由于無法讓壓而失效,通過安裝讓壓裝置,使錨固系統具有讓壓性,從而達到限壓的目的。讓壓裝置可產生一定量的壓縮變形,從而提供讓壓,且使錨桿索支護系統各桿體在達到屈服極限前受力均勻,保障錨桿索不發生屈服破壞,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。在巷道礦壓顯現區域,原有完整的粉砂巖及細砂巖頂板在高應力作用下破碎,表面凹凸不平,造成應力二次集中。合理有效的表面控制,可以減輕圍巖的碎漲變形程度,降低圍巖表面應力集中程度,提高巷道的支護效果,防止碎石冒漏傷人。

4)整體差別支護。頂板、煤幫、底板支護均是支護系統不可或缺的組成部分,三者任何一方均不可忽略。相對于幫和底板,近距離煤層巷道的支護重點在頂板,支護過程中應注意頂板加強支護;應力場劇烈變化區附近的巷道支護應專門考慮,與普通位置巷道支護參數體現差別。

4.2 支護效果數值仿真分析

為了研究新型支護形式對近距離高應力巷道穩定性控制的有效性,采用FLAC3D軟件對高強護表耦合讓均壓支護及卸壓釋能+高強護表耦合讓均壓支護進行模擬,分析支護形式對巷道圍巖集中應力分布影響規律,獲得卸壓與支護耦合作用對圍巖大變形的控制效果。

4.2.1普通錨網索支護

不設卸壓孔條件下普通錨網索支護方案中,錨桿索采用普通錨桿索(非讓壓),不設卸壓孔結構,煤柱幫設置錨索補強支護(圖4),巷道圍巖應力場分布如圖5所示。

頂板沒有出現拉應力區,說明頂板支護方案發揮了作用,并有效控制了頂板范圍內應力分布。與無支護狀態相比,工作面幫淺部應力集中區壓應力值無較大變化,但是影響范圍減小,最大壓應力從幫中部向頂板與幫部交界位置轉移,最大值增大至29.78 MPa,說明幫部的支護結構發揮了控制作用。煤柱內應力狀態與無支護狀態應力場分布相似,但應力集中區范圍縮小較為明顯,應力值相應增大,煤柱臨空幫應力最大值達到32.83 MPa。

圖4 普通錨桿索聯合支護結構圖Fig.4 Structure diagram of anchored bolt and cable combined support

(a) 實體幫

(b) 煤柱幫

由圖5可知,支護結構的施加提高了煤層的整體結構強度,從能量的角度說,支護結構提高了煤巖體的儲能極限,使圍巖集中應力分布于圍巖淺部,但在一定程度上反而增加了大變形災害發生的可能性。

4.2.2卸壓孔+耦合讓均壓支護

卸壓孔+耦合讓均壓支護方案中錨桿索采用讓壓錨桿索,設卸壓孔結構(圖6)。

圖6 耦合讓均壓支護結構圖Fig.6 Coupling yield-equal pressure support structure

(a) 實體幫

(b) 煤柱幫

巷道圍巖應力場分布如圖7所示。與普通錨桿索支護結構相比,頂板應力場變化不大,設置卸壓孔后,工作面幫與煤柱淺部應力集中現象消除,特別是煤柱內部臨空面較大的應力集中區消失,工作面最大集中應力達到32.64 MPa,煤柱最大集中應力達到36.5 MPa,均集中在卸壓孔結構周邊,說明卸壓孔的設置改變了整個煤巖體較大范圍內的應力分布特征。由圖7、圖8可知,卸壓孔的設置形成局部弱化結構,各卸壓孔在豎向應力作用下,橫向顯示為拉應力狀態,萌生拉伸裂紋并在水平方向貫通;在應力的加載作用下,裂隙不斷擴展,形成一個薄層煤巖體松散破碎帶,破碎帶起應力誘導作用,同時破碎過程頂板傳遞而來的應力部分轉化為破碎能,另一部分轉化為不斷新生的斷續結構表面能,應力轉移至圍巖深部,降低大變形災害發生的可能性。

(a) 實體幫

(b) 煤柱幫

通過兩種工況的應力場分析可知,在近距離高應力巷道,僅僅依靠提高支護結構強度難以從根本上解決巷道大變形問題,讓壓錨桿索及卸壓孔的設置可有效改善巷道所處的應力環境,對巷道周圍的應力能量進行引導控制或釋放,以達到降大變形災害發生的概率和幅度的效果。

4.3 支護方案

5718巷寬×高為4 500 mm×3 000 mm,支護形式為卸壓釋能+高阻讓壓錨桿+讓壓鳥窩錨索+強護表鋼筋網支護。兩幫距底板1.7 m處各設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。斷面支護如圖9所示:

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

錨桿選用Φ20 mm×3 000 mm的高強(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樹脂藥卷,采用150 mm×150 mm×10 mm的高強球型托盤與W鋼帶(4 100 mm×280 mm×3.75 mm)聯合支護,8 mm經緯網與W鋼帶聯合支護作為表面控制的方式。實體煤幫選用Φ20 mm×2 500 mm的玻璃鋼錨桿,其余參數同上。

頂板鳥窩錨索規格Φ21.8 mm×7 300 mm,排距900 mm,“三一三”式布置。錨索托盤為200 mm×220 mm×12 mm的高強球型托盤,錨索強度大于360 kN,托盤強度大于360 kN。每套錨索采用1支K2350+2支Z2350樹脂錨固劑。錨索使用讓壓點210～250 kN的雙泡讓壓管。幫錨索規格Φ21.8 mm×4 500 mm,排距1 800 mm,“二二”式布置,其余參數同頂板錨索。

底板使用三根規格Φ21.8 mm×3 000 mm錨索與JW鋼帶組成的錨梁支護,排距1 800 mm。錨索托盤為200 mm×220 mm×12 mm的高強球型托盤,錨索強度大于360 kN,托盤強度大于360 kN。每套錨索采用1支K2350+1支Z2350樹脂錨固劑。

4.4 工業性試驗礦壓監測結果

4.4.1巷道變形觀測

5718巷掘進期間,兩幫沒有明顯變形,頂板最大下沉量僅為35 mm,如圖10所示,變形趨于穩定時間為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形式可以有效地控制巷道掘進和工作面回采動壓影響誘發的變形。

(a) 掘進期間

(b) 回采期間

4.4.2錨桿(索)受力監測

采用錨桿(索)測力計對回采期間頂板錨桿、錨索受力情況進行監測,測點位置與巷道變形測點相同,監測結果如圖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,穩定時錨索的軸力為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,但未出現錨桿或錨索破斷的情況。

5 結論

1)現場實測表明,近距離煤層沿空高應力巷道受上覆殘留孤島煤柱影響強烈,煤柱幫峰值應力高于實體煤幫,低應力區(卸壓區)主要集中在4 m以內,高應力區主要集中在6～10 m。

2)上覆殘留孤島煤柱影響區域巷道圍巖普遍發育大松動圈,煤柱幫峰值應力深度及松動圈發育厚度遠大于實體煤幫,未受上部煤柱影響段的煤柱幫破碎區的大致范圍為1.1～1.7 m,受到上部煤柱影響時煤柱幫破碎區的范圍為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,主動使圍巖峰值應力向深部遷移,同時保障了淺部圍巖強度和結構完整性。耦合讓均壓支護結構對淺部破碎圍巖支護強化,為深部主承載區圍巖提供了有效支護阻力,有效解決了近距離煤層沿空高應力大變形巷道穩定性控制難題。