非充分采動沿空巷道圍巖控制技術研究

劉宗柱

(山西焦煤 西山煤電集團斜溝礦, 山西 興縣 033602)

傳統對稱型的錨網索聯合主動支護作用可滿足大部分巷道圍巖控制要求,但對于臨近非充分采動采空區的綜放工作面巷道,由于臨近采空區基本頂未形成穩定的“砌體梁”結構,工作面回采期間受上覆巖層穩定性的影響,傳統對稱型支護結構無法適應該條件下的巷道圍巖控制要求,巷道圍巖的控制存在一定困難,支護參數不合理將會導致巷道圍巖失穩,產生大變形。因此,該類條件下巷道圍巖的控制具有其特殊性。以斜溝礦23105綜放工作面皮帶巷為研究對象,采用現場礦壓觀測及理論分析相結合的方法,對非充分采動沿空巷道圍巖失穩機理和控制機理進行分析,提出“非對稱錨網索”聯合支護的圍巖控制技術,并對其控制效果進行現場試驗。

1 工程概況

斜溝礦23105綜放工作面位于21采區回風上山北側,北側為實煤區,西側為23103采空區,東側為23107采空區,保護煤柱寬度約20 m,21采區回采13#煤層,煤層平均厚度14.2 m,機采高度3.6 m,平均采放比為1∶2.94,工作面傾向長度242.5 m,煤層平均傾角9°,23103工作面地面有需要保護的墓地,回采期間在保護煤柱線544.5 m范圍內未進行放煤作業,僅進行了回采作業,23105工作面回采至23103未放煤區域后,皮帶巷礦壓顯現強烈。工程概況圖見圖1.

圖1 工程概況圖

2 礦壓顯現

2.1 巷道原有支護參數

23105皮帶巷原有支護采用錨網索聯合支護,頂錨桿采用φ22 mm×2600 mm高強度錨桿,間排距850 mm×900 mm,錨索采用φ21.6 mm×12 000 mm鋼絞線,三花型布置方式,間排距2550 mm×1800 mm,實體煤側幫部錨桿采用φ20 mm×2100 mm全螺紋玻璃纖維錨桿,間排距900 mm×1200 mm,金屬網掛至第一排幫錨桿。沿空側幫部錨桿采用φ20 mm×2600 mm螺紋鋼錨桿,間排距900 mm×1200 mm,金屬網掛至第二排幫錨桿。

2.2 巷道位移監測

在23105皮帶巷距離工作面50 m處設置圍巖位移測點1,當測點1分別距離工作面40 m、30 m、20 m、10 m和5 m時監測巷道位移量,礦壓監測結果見圖2.

由圖2可知,受工作面采動影響,巷道頂板最大下沉量570 mm,最大底鼓量250 mm,實體煤側最大鼓幫量350 mm,沿空側最大鼓幫量530 mm,沿空巷道圍巖變形破壞呈現不對稱性,沿空側煤柱頂板及幫部變形破壞更為嚴重。

3 巷道圍巖失穩及控制機理研究

3.1 關鍵層效應及偽砌體梁結構

綜放工作面相鄰工作面已回采完畢,沿空巷道上方的采場上覆巖層形成的“砌體梁”結構是起到主要承載作用的關鍵層[1],關鍵層所形成的“砌體梁”結構的穩定性是決定沿空巷道圍巖穩定的關鍵。

根據“砌體梁”S-R理論[1],關鍵層形成的“砌體梁”結構的穩定性取決于關鍵塊B和C,見圖3. 23103綜放工作面回采期間未對頂煤進行放煤作業,頂煤垮落后采空區充填高度較高,基本頂破斷不明顯或破斷后回轉空間較小,基本頂關鍵塊B與關鍵塊C之間回轉變形角θ過小,B塊易發生滑落失穩,形成一種偽砌體梁結構[2].

T-砌塊間的咬合力;θ-砌塊回轉角圖3 沿空巷道上覆巖層砌體梁結構圖

3.2 巷道失穩機理分析

23105工作面回采期間,綜放工作面基本頂周期性的破斷,形成工作面側的砌體梁結構,在綜放工作面基本頂砌體梁結構形成過程中,A塊發生回轉,臨近采空區側偽砌體梁結構中B塊與A塊之間咬合點處的咬合力T減小,B塊發生滑落失穩,孤島工作面護巷煤柱和巷道受到A塊回轉失穩和B塊滑落失穩的雙重礦壓沖擊[3-4],巷道圍巖應力重新分布,巷道破碎圈和塑性區圈進一步擴大,最終導致巷道圍巖大變形失穩。

3.3 巷道圍巖變形控制機理分析

在工作面推進方向上,受回采采動影響,采空區關鍵層A塊和B塊的失穩造成巷道超前段A塊和B塊上的載荷在不斷增加,但工作面在推過之前,關鍵層各個塊體之間的支撐條件并沒有改變,仍能保持隨機的平衡狀態,關鍵層的穩定性不會受到根本改變,只有在工作面推過后,關鍵層的穩定性才會被徹底打破,造成巷道的徹底破壞[5],只要巷道合理的支護,確保工作面推過前巷道的穩定性,巷道就不會被破壞。巷道圍巖變形控制的關鍵在于將采動影響階段破碎圈和塑形圈的擴大控制在有效范圍內,因此,合理的分析沿空非充分采動綜放工作面順槽兩幫破碎區和塑性區的大小是選取錨桿、錨索規格,進而控制巷道圍巖變形的基礎。

煤體上破碎區和塑性區的分布范圍可按下式進行估算[6-8]:

破碎區:

(1)

塑性區:

(2)

式中:

(3)

式中:Rc為煤體抗壓強度,MPa,取29.5;h為采高,m,取3.6;k為支承壓力峰值;φ為煤層內摩擦角,(°),取39.6;f1為煤層與頂底板間摩擦角,(°),取14.7;m為殘余強度系數,MPa,取9.2;M0為軟化模量,取0.24;St為塑性區煤體應變梯度,St=tanα1,α1為塑性區煤層頂底板偏轉角度之和,取0.7°.

支承壓力峰值:

k=-0.841+0.445h+0.013L+0.084D+

3.725×10-3H-0.02α

(4)

式中:h為采高,m,取3.6;L為采空區寬度,m,取242.5;D為直接頂與煤層彈模比,取0.85;H為采深,m,取225;α為煤層傾角,(°),取9.

根據大小不等的相鄰兩孔應力分布規律,孤島工作面順槽巷道在掘進采動影響階段穩定后,沿空側支承壓力大于實體煤側的支承壓力,且支承壓力峰值是實體煤側的1.3～2倍[1]. 23105皮帶巷沿空側支承壓力峰值k1取實體煤側支承壓力峰值k0的1.3倍,將23105工作面和23103工作面已知條件代入上述公式得破碎圈和塑形圈大小如下:

沿空側煤幫:

k1=6.27,x1=2.45 m,x0=5.56 m

實體煤側:

k0=4.82,x1=1.85 m,x0=4.15 m

由計算可知,沿空非充分采動順槽左右兩幫破碎圈和塑形圈大小存在差異,沿空側破碎圈和塑形圈均大于實體煤側,呈現出非對稱的特性。在工作面回采動壓影響下,圍巖應力進一步疊加,巷道圍巖變形的非對稱性將會進一步顯現。

4 巷道圍巖控制措施

4.1 控制技術原理

根據圍巖強度強化理論可知,錨網索聯合支護將破碎圈表面的兩向應力狀態改變成為三向應力狀態,對圍巖提供主動的支護阻力,能有效提升圍巖的力學參數和力學性能,提升圍巖的整體性和承載性,隨著圍巖的變形,支護阻力不斷增加,錨桿與破碎圍巖形成一個穩定的錨固體小結構,抑制巷道圍巖早期的離層和變形,從而實現對巷道圍巖變形的控制[9-10].

4.2 圍巖控制措施

非充分采動沿空巷道圍巖破壞呈現出非對稱性的特點,因此,在圍巖控制對策中應采取非對稱性的支護策略。

1) 加強沿空側巷道頂板支護。在采動影響下,沿空側巷道圍巖破碎圈、塑形圈大于實體煤側,沿空側頂板支撐點向煤壁深處轉移,頂板跨度變大,沿空側頂板下沉量大于實體煤側,通過加強沿空側頂板支護,有效控制頂板下沉,從而改善沿空側幫部受力,減小沿空側幫部受頂板下沉擠壓變形量。

2) 增加沿空側幫部支護的護表面積,提高支護體整體支護性能。將巷道幫部全斷面鋪設金屬網并橫向布置鋼帶錨索支護,提高煤幫錨網索支護的整體性,提升破碎圍巖的力學參數和性能,提高破碎圍巖的承載特性。

3) 增加沿空側幫錨桿體長度。在工作面采動影響下沿空側巷幫煤體的破碎圈大于實體煤,為了確保巷幫錨桿支護的有效性,必須增加巷幫錨桿的長度,使其錨固于巷幫松動破壞范圍之外的塑形圈內。

4) 樹脂藥卷采用加長錨固方式。在工作面采動影響下,圍巖破碎圈將進一步擴大,端頭錨固方式易造成錨桿支護體的整體性失效,加長錨固方式將錨桿與圍巖黏結為整體,可有效抑制巷道圍巖的剪切破壞、拉伸破壞,同時提高圍巖的力學參數。

5) 提升實體煤側煤幫錨固體的支護強度。為方便工作面回采,23105實體煤側采用玻璃鋼錨桿進行支護,玻璃鋼錨桿在工作面采動影響下極易發生剪切破壞,導致巷道圍巖失穩,為兼顧支護強度要求和回采要求,實體煤側幫部加設點錨索,以確保巷道圍巖的穩定。

5 工程實踐應用效果

為驗證支護參數的合理性,根據圍巖控制技術措施,在距離1號測點40 m范圍以外對23105皮帶巷道進行補強支護,并在距離1號測點50 m處設置圍巖位移測點2,監測巷道頂底板及兩幫位移量。

5.1 補強支護參數

根據以上計算,沿空側破碎圈為2.45 m,塑形圈為5.56 m,實體煤側破碎圈為1.85 m,塑形圈為4.15 m,原支護錨桿可錨入塑形圈范圍,可滿足掘進影響階段的圍巖穩定。為確保巷道圍巖在承受工作面超前采動壓力作用下的穩定,杜絕原支護在采動影響下的失效,幫部采用φ21.6 mm×3500 mm鋼絞線錨索將原錨桿支護圍巖向更深部的塑性區域進行錨固,同時結合非對稱性的支護策略,制定了具體補強支護參數:沿空側巷道頂板打設一排鋼帶錨索,錨索采用φ21.6 mm×12 000 mm鋼絞線,幫部全斷面鋪設金屬網,打設兩排鋼帶錨索,錨索采用φ21.6 mm×3500 mm鋼絞線,實體煤側幫部全斷面鋪設金屬網,打設兩排點錨索,錨索采用φ21.6 mm×3500 mm鋼絞線,具體支護參數見圖4,5,6.

圖4 巷道頂板支護參數圖

圖5 沿空側幫部支護參數圖

圖6 實體煤側幫部支護參數圖

5.2 支護效果分析

由監測結果(圖7)可知,受工作面采動影響,巷道頂板最大下沉量260 mm,下沉量是原支護條件的45%,最大底鼓量320 mm,底鼓量是原支護條件的128%,實體煤側最大鼓幫量220 mm,變形量是原支護條件下的62%,沿空側最大鼓幫量240 mm,變形量是原支護條件下的45%. 頂板下沉量和兩幫變形量均下降了50%左右,底鼓量較原支護增加了28%,巷道頂板及兩幫圍巖變形得到了有效控制。

圖7 巷道圍巖變形量曲線圖

6 結 論

1) 通過對非充分采動沿空巷道上覆關鍵層“偽砌體梁”結構中A、B、C巖塊失穩過程進行分析研究,非充分采動沿空巷道圍巖受A塊回轉失穩和B塊滑落失穩的雙重礦壓沖擊,礦壓顯現強烈,確定了該類條件下巷道圍巖的失穩機理。

2) 通過礦壓監測、破碎圈和塑形圈理論分析方法,研究確定了非充分采動沿空巷道圍巖變形呈現出非對稱性破壞特性,并據此提出了針對巷道圍巖非對稱支護的綜合控制對策。

3) 現場實踐應用表明,巷道采取非對稱支護的綜合控制對策后,巷道頂板和兩幫下沉量減少了50%左右,底鼓量增加了28%.