周向文
(中煤大同同源有限責(zé)任公司,山西 大同 037003)
(極)近距離煤層在我國廣泛分布,隨著礦井服務(wù)年限增加,許多礦井上層煤開采殆盡,面臨著采空區(qū)下下層煤開采的問題[1-3]。上層煤開采后造成應(yīng)力在底板巖層重新分布,形成采空區(qū)下的卸壓區(qū)和遺留煤柱下的聚壓區(qū);從而導(dǎo)致下層煤開采時,覆巖破斷和頂板結(jié)構(gòu)特征與單層煤開采時有較大區(qū)別,單一煤層開采獲得的礦壓顯現(xiàn)和控制機(jī)理無法較好的指導(dǎo)近距離煤層群下層煤開采實踐[4-6]。當(dāng)煤層間距較小時,上層煤的采動應(yīng)力對下層煤開采的影響將更加明顯,容易造成工作面強(qiáng)礦壓顯現(xiàn)、巷道變形嚴(yán)重等圍巖控制問題[7-9]。當(dāng)下層煤為特厚煤層時,下層煤的強(qiáng)采動會進(jìn)一步惡化工作面圍巖的工程特性,圍巖穩(wěn)定性控制更加困難。針對中煤塔山煤礦極近距離采空區(qū)下特厚煤層綜放面回風(fēng)順槽巷道嚴(yán)重破壞的實際情況,進(jìn)行了鉆孔窺視、深基點監(jiān)測等現(xiàn)場觀測,結(jié)合數(shù)值模擬分析了巷道支護(hù)失效和大變形失穩(wěn)的機(jī)理,研究了區(qū)段煤柱寬度和上覆遺留煤柱水平距離對巷道變形的影響,確定了區(qū)段煤柱的合理寬度,優(yōu)化了回風(fēng)順槽支護(hù)方案,有效控制了巷道變形。
中煤塔山煤礦30503工作面所開采的3~5號煤層厚度為14.58~19.73 m,平均17.28 m,煤層平均傾角為2°,平均埋藏深度為433 m。3~5號煤煤質(zhì)較硬,單軸抗壓強(qiáng)度為30 MPa左右;煤層頂板為鋁土質(zhì)泥巖、高嶺質(zhì)泥巖和炭質(zhì)粉砂巖,厚度為4.56~4.85 m,平均4.71 m;底板為粉砂巖和炭質(zhì)泥巖,厚度為1.10~5.70 m,平均4.50 m。工作面巖層柱狀圖如圖1所示。
圖1 30503工作面巖層柱狀圖
30503回風(fēng)順槽設(shè)計長度1 890 m,沿3~5號煤層底板掘進(jìn),巷道寬度和高度分別為5.4 m和4.7 m。巷道支護(hù)參數(shù)為:頂錨桿為φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿,托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm的鋼托盤。幫錨桿為φ20 mm×2 200 mm螺紋鋼錨桿;頂、幫錨桿間排距均為1 000 mm×1 000 mm。錨索為φ22 mm×7 300 mm,1×19股高強(qiáng)度鋼絞線,采用300 mm×300 mm×14 mm鋼托盤;錨索間排距為1 600 mm×2 000 mm。
3~5號煤層開采條件復(fù)雜,30503工作面上覆為2號煤層10201工作面采空區(qū),層間距為4.71 m。30503回風(fēng)順槽水平距離2號煤殘留煤柱15 m,30503回風(fēng)順槽西側(cè)為30501采空區(qū),具體如圖2所示。受到復(fù)雜采動應(yīng)力環(huán)境影響,巷道掘進(jìn)到890 m里程時破壞嚴(yán)重,具體表現(xiàn)為頂板和兩幫異常破碎、下沉量大;頂板和兩幫多出現(xiàn)網(wǎng)兜,部分錨桿和錨索錨固失效,隨網(wǎng)兜一起被拔出;進(jìn)而巷道變形進(jìn)一步加劇,造成巷道閉合而無法使用,具體如圖3所示。
圖2 30503回風(fēng)順槽周邊回采情況
圖3 30503回風(fēng)巷掘進(jìn)工作面破壞情況
采用TYGD10型巖層鉆孔探測儀,在巷道753~873 m區(qū)間布置5個窺視鉆孔,分別標(biāo)記為點①、點②、點③、點④、點⑤。窺視表明頂板巖層結(jié)構(gòu)較為簡單,大部為煤層,含多層厚度較薄的夾層;淺部的頂煤,裂縫發(fā)育,破碎嚴(yán)重,多出現(xiàn)離層現(xiàn)象;縱橫裂隙交叉分布,其中0.25 m、1.06 m、1.75 m處出現(xiàn)較大的離層,但窺視孔的形態(tài)較完整。逐漸向深部觀測發(fā)現(xiàn),破碎程度逐漸減輕,裂隙也逐漸減少,其中3.0~4.5 m之間裂隙較多,6~8 m間有少量破碎和裂隙現(xiàn)象,代表性的窺視結(jié)果如圖4所示。各窺視鉆孔的統(tǒng)計結(jié)果見表1,可知5個窺視鉆孔一般包含6~10個破碎區(qū),破碎比較嚴(yán)重,具體表現(xiàn)為破碎區(qū)最大長度可達(dá)2.02 m,長度大于0.1 m的破碎區(qū)個數(shù)一般大于5個,最多可達(dá)8個,最大破碎區(qū)深度一般大于3.0 m,最深可達(dá)4.5 m。
圖4 代表性的頂煤裂隙窺視結(jié)果
表1 鉆孔窺視結(jié)果一覽表
根據(jù)窺視結(jié)果可知30503回風(fēng)順槽在掘進(jìn)期間頂板破碎區(qū)一般在4.5 m以淺,圍巖裂隙破碎區(qū)多且嚴(yán)重,幾乎沒有承載能力;在孔口處裂隙密集,且逐漸向深部發(fā)育,甚至在錨索末端出現(xiàn)裂隙,這是導(dǎo)致巷道部分錨索失效,無法正常發(fā)揮錨固作用的主要因素之一,進(jìn)而導(dǎo)致巷道圍巖難以控制,巷道失穩(wěn)破壞,無法服務(wù)礦井生產(chǎn)。
在30503回風(fēng)平巷每間隔50 m安裝了一組頂板離層儀,設(shè)置深、淺兩個基點,分別監(jiān)測淺部0~2 m和深部2~6 m頂板下沉量。這里取400~690 m巷道變形嚴(yán)重且部分發(fā)生冒頂?shù)囟蔚挠^測數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,如圖5所示。
由圖5可知,頂板下沉一般可分為3個階段,第1階段一般位于掘進(jìn)工作面后方70~100 m以內(nèi),頂板下沉速度較慢,且淺部和深部頂板下沉差別較小,一般在50~100 mm,表明頂板趨近于整體變形,頂板離層量較小。第2階段在掘進(jìn)工作面后方100~350 m范圍內(nèi),頂板變形速度較第1階段大幅增加,且深淺兩個基點之間的變形差別逐漸增大,表明頂板內(nèi)的離層量逐漸增加。第3階段為掘進(jìn)工作面后方350 m以外,頂板下沉速度逐漸減小,深部頂板下沉趨于穩(wěn)定,而淺部頂板變形緩慢增加,并在掘進(jìn)工作面后方250~350 m逐漸趨于穩(wěn)定,最大下沉量可達(dá)400~450 mm。可見,巷道掘進(jìn)后,不僅變形速度快而且變形持續(xù)時間長;頂板內(nèi)的離層量也逐漸增加,表明頂板支護(hù)體沒有較好地發(fā)揮作用。
圖5 30503回風(fēng)順槽頂板變形觀測結(jié)果
在上覆遺留煤柱的集中應(yīng)力作用下,巷道頂板(即頂煤)中垂直應(yīng)力的非均勻分布是影響巷道穩(wěn)定性的主要因素[10-11]。采用FLAC3D數(shù)值模擬分析了30501工作面后方,側(cè)向圍巖應(yīng)力分布規(guī)律,如圖6所示。可見30501工作面回采造成側(cè)向應(yīng)力集中,而2號煤層遺留煤柱進(jìn)一步增加了采動應(yīng)力的集中程度。煤柱下方是高應(yīng)力集中區(qū),在煤柱正下方應(yīng)力高達(dá)130 MPa,在30503回風(fēng)巷頂板層位,應(yīng)力也達(dá)到44 MPa;但隨遠(yuǎn)離煤柱向30501采空區(qū)方向,采動應(yīng)力逐漸減小,在距離采空區(qū)20 m的位置采動應(yīng)力為23 MPa。在此區(qū)域掘進(jìn)巷道必然要經(jīng)受高采動應(yīng)力的影響,造成圍巖破壞范圍大,如圖7所示,巷道被破壞區(qū)包圍,強(qiáng)度大幅降低是造成巷道圍巖破碎和大變形的主要原因。
圖6 巷道掘進(jìn)前30501側(cè)向采動應(yīng)力分布規(guī)律
圖7 30503回風(fēng)巷掘進(jìn)后圍巖塑性區(qū)分布
此外,由于30503回風(fēng)巷與30501工作面迎頭掘進(jìn),巷道需要經(jīng)歷整個回采周期的影響,不僅影響劇烈,而且影響時間長[12];不利于巷道圍巖穩(wěn)定性控制,這也是巷道變形速度快和變形持續(xù)時間長的一個主要原因(圖5)。因此臨空側(cè)巷道的掘進(jìn)應(yīng)該在30501采空區(qū)及其頂板運動穩(wěn)定后再進(jìn)行。
工作面開采后,工作面?zhèn)认蛏戏降幕卷敾驁杂矌r層,由一次采動時的臂梁結(jié)構(gòu)轉(zhuǎn)變?yōu)橹貜?fù)采動時的雙拱結(jié)構(gòu)[13],此頂板結(jié)構(gòu)的演化規(guī)律和穩(wěn)定性決定了采空區(qū)側(cè)回采巷道的變形特征;當(dāng)此結(jié)構(gòu)在工作面?zhèn)认蛐纬煞€(wěn)定的“三鉸拱”結(jié)構(gòu)時,其下方為應(yīng)力降低區(qū),是采空側(cè)巷道的優(yōu)選位置[14]。因此,應(yīng)適當(dāng)減小煤柱的尺寸,一方面使臨空側(cè)巷道更加靠近低應(yīng)力區(qū),同時也增加了30503回風(fēng)巷與遺留煤柱水平方向的距離,即遠(yuǎn)離了煤柱集中應(yīng)力的影響。圖8為煤柱寬度為8 m時,采空區(qū)圍巖應(yīng)力穩(wěn)定后,再掘進(jìn)30503回風(fēng)巷時,巷道頂板層位采動應(yīng)力分布情況??梢钥闯鱿锏理敯宀蓜討?yīng)力只有5.2 MPa,較非穩(wěn)定狀態(tài)采空區(qū)側(cè)向應(yīng)力(圖6)大幅降低。這種情況下,30503回風(fēng)巷圍巖塑性區(qū)也大幅減小,如圖9所示,對應(yīng)的巷道圍巖變形也大幅減小,如圖10所示。
圖8 30503回風(fēng)巷頂板層位應(yīng)力分布情況
圖9 30503回風(fēng)巷圍巖塑性區(qū)分布情況
圖10 不同煤柱寬度巷道變形模擬結(jié)果
數(shù)值模擬分析了不同煤柱寬度時,巷道變形量如圖10所示。隨煤柱寬度減小(即巷道遠(yuǎn)離2號煤遺留煤柱),巷道頂?shù)装搴蛢蓭鸵平靠焖贉p小。當(dāng)煤柱寬度為8~10 m時,頂?shù)缀蛢蓭妥冃瘟糠謩e減小到35 mm和40 mm左右;此后隨煤柱寬度進(jìn)一步減小,巷道變形量緩慢增加,這主要是因為采用窄煤柱時巷道圍巖已經(jīng)處于完全塑性區(qū),錨桿等支護(hù)體無法完全發(fā)揮效力。因此,合理的煤柱寬度應(yīng)該為8 m。
通過以上分析,將原先的20 m的區(qū)段煤柱,在890 m里程處減小到8 m(圖2)。若將0~890 m里程的煤柱寬度也修改為8 m,則需要重新掘進(jìn)這段巷道,而且在回采期間工作面一直要過空巷,不僅增加了成本而且不利于工作面安全管理,因此對這部分巷道進(jìn)行了補(bǔ)強(qiáng)支護(hù),并在采動影響后對變形大的地段進(jìn)行了返修。參考前期的支護(hù)方案,并結(jié)合數(shù)值模擬方法,同時考慮經(jīng)濟(jì)效益,在原有的巷道支護(hù)設(shè)計的基礎(chǔ)上進(jìn)行了優(yōu)化設(shè)計,如圖11所示。
圖11 支護(hù)斷面圖
30503回風(fēng)順槽頂、幫都使用50 mm×50 mm菱形金屬網(wǎng),網(wǎng)片間采用16#雙股扎絲按200 mm扣距連接,并呈三花布置。
頂、幫都采用φ22 mm×2 400 mm螺紋鋼錨桿,間排距為950 mm×1 000 mm,鋼托盤規(guī)格為150 mm×150 mm×10 mm,配合使用5 200 mm×280 mm×4 mm型W鋼帶;每根錨桿配合使用1支K2335、1支Z2360樹脂藥卷,錨固力不小于70 kN,錨桿螺母扭矩不小于400 N·m。
錨索采用φ22 mm×8 300 mm高強(qiáng)鋼絞線,配合φ5 200 mm×140 mm×4 mm型H鋼帶,間排距為1 300 mm×2 000 mm,采用300 mm×300 mm×10 mm鋼托盤;每根錨索配合使用1支K2335、2支Z2360樹脂藥卷錨固,預(yù)緊力不得小于170 kN。
通過優(yōu)化支護(hù)參數(shù),提高了巷道圍巖的承載能力,改善了兩幫圍巖的應(yīng)力狀態(tài),巷道支護(hù)優(yōu)化后支護(hù)效果見表2,較原巷道布置和支護(hù)方案相比,頂?shù)装逡平拷档土?1.5%,兩幫變形量降低了69.2%,巷道圍巖的變形得到有效控制。
表2 巷道支護(hù)優(yōu)化效果
(1)現(xiàn)場觀測表明30503回風(fēng)順槽在掘進(jìn)期間頂板破碎區(qū)一般在4.5 m以淺,圍巖裂隙破碎區(qū)多且嚴(yán)重,幾乎沒有承載能力。迎采巷道掘進(jìn)后,圍巖變形速度快而且變形持續(xù)時間長,頂板最大下沉量可以達(dá)到400~450 mm。
(2)數(shù)值模擬研究表明2號煤遺留煤柱下方為應(yīng)力集中區(qū),隨遠(yuǎn)離煤柱采動應(yīng)力逐漸減小,在距離采空區(qū)20 m的位置應(yīng)力可以達(dá)到23 MPa。30503回風(fēng)巷掘進(jìn)后,巷道被破壞區(qū)包圍,強(qiáng)度大幅降低;加之較高的采動應(yīng)力集中,是造成巷道大變形破壞的主要原因。分析了不同煤柱寬度時,回采巷道的變形情況,表明煤柱寬度為8 m時,巷道的變形量最小。此時,圍巖處于應(yīng)力降低區(qū),圍巖塑性區(qū)較20 m煤柱時也大為減小。
(3)根據(jù)現(xiàn)場實際情況,結(jié)合前期巷道支護(hù)方案,對巷道支護(hù)參數(shù)進(jìn)行了優(yōu)化,巷道頂?shù)装逡平拷档土?1.5%,兩幫變形量降低了69.2%,巷道圍巖的變形得到有效控制。