李立新,王平,2,*,劉海,蔣運(yùn)良,劉燕翔,崔梓墨,薛闖,任恒

(1.廣西百色百礦集團(tuán)有限公司,廣西壯族自治區(qū) 百色 533000;2.湖南科技大學(xué) 南方煤礦瓦斯與頂板災(zāi)害預(yù)防控制安全生產(chǎn)重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,湖南 湘潭 411201;3.湖南科技大學(xué) 資源環(huán)境與安全工程學(xué)院,湖南 湘潭 411201)

隨著人們?nèi)找嬖鲩L的能源需求,煤炭作為不可再生資源,提高煤炭回采率成為國內(nèi)外煤炭行業(yè)共同關(guān)注的焦點(diǎn).在我國,受綜采工作面采動影響下的回采巷道一般采用沿空掘巷窄煤柱(小煤柱)護(hù)巷的方法,相比大煤柱護(hù)巷(煤柱寬15～45 m),小煤柱巷道圍巖處于“大結(jié)構(gòu)”保護(hù)之下,煤柱應(yīng)力較小,不易變形破壞;相比于沿空留巷,小煤柱巷道能更好地防止采空區(qū)的水和瓦斯等有毒/有害物質(zhì)涌入新工作面,同時,巷道更易維護(hù).但是,如果小煤柱留設(shè)寬度以及支護(hù)參數(shù)不合理,不僅巷道難以維護(hù),而且嚴(yán)重影響工作面的安全生產(chǎn).因此,合理確定小煤柱寬度及其圍巖控制是提高煤炭資源回采率、安全采煤的關(guān)鍵.針對小煤柱寬度合理確定的問題,李磊[1]通過分析“內(nèi)應(yīng)力場”寬度來確定合理小煤柱寬度;鄭西貴[2]根據(jù)沿空掘巷和回采全過程中小煤柱應(yīng)力場的變化來確定不同階段小煤柱的合理寬度;王紅勝[3]提出了基于老頂關(guān)鍵巖塊B斷裂線位置的小煤柱寬度確定方法；王衛(wèi)軍[4-6]通過位移變分法和損傷理論對沿空掘巷老頂下沉以及實(shí)體煤幫支承壓力分布進(jìn)行了分析,提出了基于塑性區(qū)寬度和支護(hù)方式的小煤柱合理尺寸確定方法.關(guān)于沿空掘巷巷道圍巖控制技術(shù),柏建彪[7,8]根據(jù)沿空掘巷圍巖應(yīng)力分布以及錨桿支護(hù)機(jī)理,提出了以高強(qiáng)度錨桿控制小煤柱穩(wěn)定的支護(hù)技術(shù)；劉增輝[9]根據(jù)沿空掘巷的時效特征,指出掘巷時機(jī)和煤柱尺寸是沿空掘巷巷道穩(wěn)定的關(guān)鍵并提出了相應(yīng)的支護(hù)技術(shù);華心祝[10]、張煒[11]提出了錨網(wǎng)索和注漿聯(lián)合支護(hù)受動壓影響下孤島工作面沿空掘巷巷道圍巖的控制技術(shù);李磊[12]針對復(fù)合頂板沿空掘巷圍巖提出了優(yōu)化臨時支護(hù)、噴漿封閉圍巖、高強(qiáng)度預(yù)應(yīng)力錨桿初次和二次支護(hù)以及打向采空區(qū)的傾斜錨索支護(hù)技術(shù);彭林軍[13]針對特厚煤層分層綜采沿空掘巷圍巖,提出了特厚煤層下分層沿空掘巷合理的巷道位置和煤柱尺寸及上覆巖層防控技術(shù).

總的來講,針對軟弱頂?shù)装鍡l件下的小煤柱沿空掘巷及其圍巖控制研究甚少.軟弱頂?shù)装鍡l件下巷道頂?shù)装遄冃瘟看?且具有明顯的時間效應(yīng),沿空掘巷小煤柱護(hù)巷及其支護(hù)技術(shù)的可靠性還有待證實(shí).因此,本文擬結(jié)合廣西百色東懷煤礦3I01工作面進(jìn)風(fēng)巷進(jìn)行軟弱頂?shù)装鍡l件下小煤柱沿空掘巷及其圍巖控制技術(shù)研究，研究結(jié)果具有重要的實(shí)際意義.

1 工程概況

圖1 巷道布置

東懷煤礦3I01工作面布置在三采區(qū),三采區(qū)的地面位置屬丘陵地貌,地表標(biāo)高平均為+198 m,上部分回采工作面的標(biāo)高平均約+30 m.整個三采區(qū)位于井田南端,采區(qū)構(gòu)造形態(tài)為一個走向北東160°左右,傾角10°～16°的單斜構(gòu)造.三采區(qū)南部和北部構(gòu)造相對復(fù)雜,中部則相對簡單,構(gòu)造類別屬第二類.工作面布置如圖1所示.

采區(qū)主要煤層為I煤層,褐煤,厚度2.8～3.2 m,傾角14°～20°,硬度1.6～2.2,容重1.46 g/cm3.煤層結(jié)構(gòu)簡單,老底為砂質(zhì)泥巖,厚度14 m,硬度較大;直接底為深灰色泥巖,厚度4 m、硬度小且遇水膨脹;偽頂為含炭質(zhì)泥巖,厚度在0.9～1.2 m,灰黑色、性軟斷口粗糙;直接頂為較破碎的泥巖和含砂質(zhì)泥巖混合頂,厚度為3.6 m,遇水膨脹;老頂為灰白色砂質(zhì)泥巖,有少量細(xì)砂巖,厚度約16 m,塊狀,煤、巖主要力學(xué)參數(shù)見表1所示.

表1 巖層力學(xué)參數(shù)

2 小煤柱寬度的合理確定

2.1 沿空掘巷理論基礎(chǔ)

沿空掘巷小煤柱護(hù)巷是在煤礦區(qū)段回采和關(guān)鍵層破斷理論的基礎(chǔ)上發(fā)展而來,煤炭的層狀賦存條件和區(qū)段式回采方式使得上區(qū)段回采后基本頂斷裂形成“X-O”型結(jié)構(gòu).在工作面端頭側(cè)向斷裂形成弧形三角塊(也稱關(guān)鍵塊體),在側(cè)向上形成類似于“砌體梁”式的 “大結(jié)構(gòu)”[14],如圖2和圖3所示.

圖2 老頂“X-O”型斷裂結(jié)構(gòu)

圖3 “大結(jié)構(gòu)”及應(yīng)力分布

在關(guān)鍵塊體B之下的煤體承受給定變形應(yīng)力,在“大結(jié)構(gòu)”的保護(hù)下沿著采空區(qū)邊緣掘進(jìn)巷道穩(wěn)定性較好.巷道周圍煤體主要受到上區(qū)段回采后形成的部分側(cè)向支承壓力,以及本區(qū)段回采的超前支承壓力影響.東懷煤礦3I01工作面上區(qū)段的1201工作面已于2006年回采完畢,加之頂?shù)装鍘r層均較軟,采空區(qū)早已壓實(shí),上區(qū)段的側(cè)向支承壓力對3I01工作面影響較小.但是,當(dāng)回采本區(qū)段工作面時,超前支承壓力對軟弱頂?shù)装鍡l件下沿空巷道的穩(wěn)定性影響較大.因此,掘進(jìn)時可以保證巷道的穩(wěn)定性,重點(diǎn)考慮回采時煤巷圍巖的穩(wěn)定性.

2.2 關(guān)鍵塊體力學(xué)分析

老頂斷裂形成的弧形三角塊的尺寸及其回轉(zhuǎn)情況與老頂?shù)闹芷趤韷河嘘P(guān)[15]:

(1)

弧形三角塊實(shí)體煤端下沉量幾乎為零,采空區(qū)一端老頂?shù)南鲁亮?

Sd=Mm[1-km(1-δ)]+Ms(1-ks).

(2)

式中:Sd為關(guān)鍵塊在采空區(qū)端的下沉量,m;Mm為煤層厚度,m;km為煤體碎脹系數(shù);δ為工作面回采率;Ms為直接頂厚度 ,m;ks為直接頂碎脹系數(shù).km,ks均為殘余碎脹系數(shù).

老頂在實(shí)體煤幫側(cè)的斷裂位置受到直接頂及老頂?shù)牧W(xué)特性、厚度以及采深、采高等因素影響.老頂側(cè)向斷裂位置距上區(qū)段采空區(qū)的距離等于應(yīng)力極限平衡區(qū)寬度x0[16].

(3)

式中:m為工作面采高,m;A為側(cè)壓系數(shù);φ0為煤體內(nèi)摩擦角;K為應(yīng)力集中系數(shù);γ為上覆巖層平均容重;H為采深;C0為煤體內(nèi)聚力,MPa;pz為上區(qū)段的支護(hù)阻力,MPa;

2.3 小煤柱寬度確定

2.3.1 理論分析寬度

東懷1201工作面長度為S=150 m,周期來壓步距L1=16.8 m,S/L1=8.9 m>6 m,故老頂側(cè)向斷裂跨度L2=16.8 m.上區(qū)段回采率δ=95%;煤層厚度Mm=3 m;直接頂厚度Ms=3.36 m;煤體碎脹系數(shù)km=1.2;直接頂碎脹系數(shù)ks=1.4;故關(guān)鍵塊下沉量Sd=1.476 m;聯(lián)立式(1)和式(2)可得關(guān)鍵塊回轉(zhuǎn)角θ約為5°.工作面采高m=3 m;側(cè)壓系數(shù)A=1;上覆巖層平均容重γ=2 700 kg/m3;采深H=78 m;煤體內(nèi)摩擦角φ0=18°;煤體內(nèi)聚力C0=0.5 MPa;應(yīng)力集中系數(shù)K=3;上區(qū)段的支護(hù)阻力Pz=0 MPa;經(jīng)計(jì)算得老頂在實(shí)體煤內(nèi)的斷裂距S1=7.65 m.沿空掘巷巷道位置應(yīng)使得巷道圍巖承受的總應(yīng)力最小.根據(jù)研究發(fā)現(xiàn)在關(guān)鍵塊體B斷裂線兩邊,“內(nèi)應(yīng)力場”應(yīng)力衰減率約為“外應(yīng)力場”應(yīng)力增加率的1/3,因此,巷道在“內(nèi)應(yīng)力場”的寬度為在“外應(yīng)力場”內(nèi)寬度的3倍才能保證巷道圍巖所受的應(yīng)力最小,小煤柱寬度應(yīng)為4.65 m.同時,考慮到上區(qū)段開采時側(cè)向煤體有部分煤體已破壞,且礦井瓦斯含量較高,為保證煤柱的穩(wěn)定和防止采空區(qū)有毒氣體的涌入取一個安全系數(shù)1.07,因此,初步確定小煤柱寬度為5 m.

2.3.2 數(shù)值模擬驗(yàn)證

根據(jù)東懷煤礦3I01工作面及上區(qū)段1201工作面之間的空間幾何關(guān)系,結(jié)合巖層地質(zhì)力學(xué)條件,采用FLAC3D軟件建立小煤柱沿空掘巷的數(shù)值模型.如圖4所示,模型尺寸:200 mm×200 mm×80 mm,四周前后位移邊界,約束Y方向的位移;左右邊界為應(yīng)力邊界,取側(cè)壓系數(shù)為1進(jìn)行考慮;模型頂部為應(yīng)力邊界.考慮到采空區(qū)已壓實(shí),采空區(qū)壓實(shí)的矸石以具有一定強(qiáng)度的巖體來模擬.采空區(qū)矸石等效巖體的強(qiáng)度可根據(jù)實(shí)驗(yàn)室內(nèi)矸石壓縮試驗(yàn)確定,根據(jù)試驗(yàn)結(jié)果本次數(shù)值模擬采空區(qū)矸石等效巖體參數(shù)為彈性模量E=1 GPa,粘聚力C=0 MPa,密度ρ=1 275 kg·m-3,壓縮強(qiáng)度R=5.25 MPa,內(nèi)摩擦角φ=21°,等效泊松比μ=0.25.

圖4 數(shù)值模型

圖5 垂直應(yīng)力分布

由于老頂下沉穩(wěn)定,巖層結(jié)構(gòu)屬于給定變形,根據(jù)前面的分析在老頂?shù)臄嗔丫€和采空區(qū)接矸處為關(guān)鍵塊體的兩個支點(diǎn)塊體.分別對煤柱寬度為3,5,8,12,15 m的數(shù)值模型進(jìn)行計(jì)算,經(jīng)計(jì)算,巷道實(shí)體煤幫、小煤柱幫內(nèi)的垂直應(yīng)力如圖5所示.

可以看出,由于巷道老頂屬于給定變形,在實(shí)體煤一側(cè)的老頂可看作是懸臂梁結(jié)構(gòu),在巷道上方的關(guān)鍵塊體看作是傾斜的簡支梁結(jié)構(gòu).因此,巷道布置在老頂斷裂線右側(cè)時,如煤柱寬度為3 m和5 m時,大部分支承應(yīng)力在實(shí)體煤幫內(nèi)集中,煤柱只承受了較小的應(yīng)力.隨著煤柱寬度的增大,當(dāng)巷道布置在老頂斷裂線下方或者左邊時,如煤柱寬度超過8 m之后,煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力不斷增大,在本區(qū)段回采時會同時受到超前支承壓力的影響,煤柱極有可能失穩(wěn).考慮煤柱的安全穩(wěn)定,確定留設(shè)5.0 m煤柱寬度是較為合理的.

3 軟弱頂?shù)装逖乜障锏绹鷰r控制技術(shù)

3.1 非對稱聯(lián)合支護(hù)基本思想

軟弱頂?shù)装鍡l件下沿空掘巷小煤柱護(hù)巷的基本思想可總結(jié)為如圖6所示.

圖6 非稱聯(lián)合支護(hù)關(guān)系

針對東懷軟弱頂?shù)装逑卵乜障锏绹鷰r的變形特點(diǎn)提出以控制“大結(jié)構(gòu)”支點(diǎn)為核心的錨桿、金屬網(wǎng)、H型鋼帶、錨索和桁架錨索的非對稱聯(lián)合支護(hù)技術(shù):首先,巷道開挖后及時對頂板和兩幫進(jìn)行錨網(wǎng)+H型鋼帶支護(hù),小煤柱局部破碎處噴漿封閉圍巖,控制圍巖的初始大變形,保持圍巖的整體性.其次,由于頂板軟弱破碎,自穩(wěn)能力差,錨桿和金屬網(wǎng)支護(hù)后需采用長錨索進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),錨索長度需穿過直接頂錨固在老頂,充分利用“大結(jié)構(gòu)”的承載作用;再次,由于“大結(jié)構(gòu)”的一個支點(diǎn)位于實(shí)體煤幫當(dāng)中,煤體強(qiáng)度低、易變形,若“大結(jié)構(gòu)”的支點(diǎn)不穩(wěn),勢必引起頂板和小煤柱失穩(wěn),因此,提出采用桁架錨索控制實(shí)體煤幫不下沉、不鼓出,這對整個巷道的穩(wěn)定至關(guān)重要.然后,對于軟弱底板巖體掘巷后進(jìn)行一次臥底,采用底角錨桿和底板錨桿進(jìn)行控制底鼓.最后,需加強(qiáng)圍巖應(yīng)力、變形和離層監(jiān)測,反饋完善支護(hù)參數(shù),實(shí)現(xiàn)動態(tài)支護(hù).

軟弱頂?shù)装逖乜站蛳飮鷰r控制總結(jié)起來就是以控制老頂“大結(jié)構(gòu)”穩(wěn)定為核心,以控制實(shí)體煤幫不下沉為基礎(chǔ),以非對稱聯(lián)合支護(hù)為支護(hù)體系來實(shí)現(xiàn)的.

3.2 非對稱聯(lián)合支護(hù)方案

根據(jù)軟弱頂?shù)装鍑鷰r控制原理，巷道不同部位選擇不同的錨桿支護(hù)密度,同時,根據(jù)不同部位的應(yīng)力和變形特征進(jìn)行有針對性的強(qiáng)化支護(hù),通過巷道整體的非對稱聯(lián)合支護(hù)來實(shí)現(xiàn)巷道整體的協(xié)調(diào)變形和穩(wěn)定.

1)錨網(wǎng)帶支護(hù)保持圍巖整體性.巷道掘出后立即全斷面(底板除外)掛金屬網(wǎng),頂板加H型鋼帶,并利用預(yù)應(yīng)力左旋無縱筋螺紋鋼錨桿緊固.

2)頂板錨索加強(qiáng)頂板.關(guān)鍵巖層斷裂形成的“大結(jié)構(gòu)”是實(shí)現(xiàn)小煤柱護(hù)巷的基礎(chǔ),但是軟弱的頂板圍巖難以自穩(wěn),因此,在金屬網(wǎng)+H型鋼帶+錨桿支護(hù)后需采用錨索將軟弱破碎圍巖錨固在“大結(jié)構(gòu)”之上.

3)桁架錨索固定實(shí)體煤幫.在“大結(jié)構(gòu)”的作用下,巷道實(shí)體煤幫受到上區(qū)段回采的側(cè)向支承壓力和本區(qū)段回采的超前支承壓力共同作用極易鼓出、下沉,實(shí)體煤幫的鼓出不僅影響巷道斷面的使用,更影響“大結(jié)構(gòu)”的穩(wěn)定,而“大結(jié)構(gòu)”的下沉?xí)?dǎo)致煤柱失穩(wěn)和軟弱頂、底板的鼓出.因此,實(shí)體煤幫的穩(wěn)定是沿空掘巷巷道穩(wěn)定的關(guān)鍵,需采用剛性支護(hù).實(shí)體煤幫采用桁架錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),每間隔兩排錨桿布置一組桁架錨索.

4)加密長錨桿強(qiáng)化煤柱.小煤柱幫煤體是整個巷道最薄弱的環(huán)節(jié),煤體大部分已進(jìn)入塑性和破碎階段,因此,采用加長、加密螺紋鋼等預(yù)拉力錨桿強(qiáng)化煤體殘余強(qiáng)度是控制煤柱幫圍巖的主要方式.

5)底板錨桿控制底鼓.底板軟弱造成沿空掘巷巷道底鼓嚴(yán)重,由于實(shí)體煤一側(cè)支承應(yīng)力較大，故實(shí)體煤幫一側(cè)的底鼓量更大.實(shí)體煤幫的桁架錨索部分限制了實(shí)體煤幫圍巖向底板移動,同時設(shè)計(jì)底角錨桿進(jìn)一步限制幫部煤體向底板變形移動.因此,底板設(shè)計(jì)4根加長左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,兩邊底角錨桿呈25°傾斜布置,中間兩根錨桿垂直底板布置,靠近實(shí)體煤幫適當(dāng)加密.根據(jù)軟弱頂?shù)装鍑鷰r控制原理,設(shè)計(jì)支護(hù)方案如圖7所示.

圖7 支護(hù)方案及參數(shù)(單位:mm)

4 現(xiàn)場試驗(yàn)及監(jiān)測

根據(jù)設(shè)計(jì)的支護(hù)方案和參數(shù),在3I01工作面進(jìn)風(fēng)巷中選取50 m巷道作為支護(hù)試驗(yàn)段,為對比分析,試驗(yàn)段前后均采用普通的錨桿支護(hù),共設(shè)置6個位移監(jiān)測斷面,采用“十字”觀測法監(jiān)測斷面位移和頂板離層儀觀測巖層離層情況.經(jīng)過為期5個月的監(jiān)測,巷道在掘進(jìn)期間的兩幫和頂?shù)装迨諗孔冃稳鐖D8和圖9所示.

圖8 兩幫收斂變形

圖9 頂?shù)装迨諗孔冃?/p>

觀測顯示,在掘進(jìn)期間普通支護(hù)段巷道的兩幫及頂?shù)装迨諗孔冃尉黠@大于非對稱聯(lián)合支護(hù)段的兩幫及頂?shù)装迨諗孔冃?其中普通支護(hù)段巷道的兩幫最大收斂量達(dá)到190 mm;設(shè)計(jì)支護(hù)段收斂量最小為80 mm.整個掘進(jìn)影響期可分為3個階段:圍巖加速變形階段、圍巖穩(wěn)定變形階段和圍巖穩(wěn)定階段.其中圍巖加速變形階段大約在10 d左右,隨著時間的增加,掘進(jìn)巷道逐漸遠(yuǎn)離觀測斷面,圍巖進(jìn)入穩(wěn)定變形階段,在觀測80 d左右巷道變形基本上穩(wěn)定.

5 結(jié)論

1)基于最小應(yīng)力原理合理確定煤柱寬度的方法適用于東懷煤礦3I01工作面進(jìn)風(fēng)巷.

2)隨著煤柱寬度的增大,實(shí)體煤幫內(nèi)的垂直應(yīng)力逐漸減小,而煤柱內(nèi)的垂直應(yīng)力逐漸增大,應(yīng)力逐漸由實(shí)體煤幫向煤柱內(nèi)轉(zhuǎn)移.

3)提出了軟弱頂?shù)装鍡l件下小煤柱沿空掘巷圍巖控制原理:在保持圍巖整體性的前提下.首先采用錨索強(qiáng)化頂板圍巖和采用桁架錨索固定實(shí)體煤幫,然后加密長錨桿強(qiáng)化煤柱幫圍巖,最后底角錨索和底板錨桿控制底鼓.

4)軟小煤柱沿空掘巷圍巖控制技術(shù),即錨桿+金屬網(wǎng)+H型鋼帶+錨索+桁架錨索的非對稱聯(lián)合支護(hù)技術(shù)可以有效減小圍巖變形量、變形速度,控制頂板離層情況,支護(hù)效果顯著.