采動影響下沿空掘巷時機(jī)確定及圍巖控制研究

馬　偉

(霍州煤電集團(tuán) 辛置煤礦，山西　霍州　031412)

沿空掘巷即在上區(qū)段工作面回采完后，待覆巖運(yùn)動穩(wěn)定，沿采空區(qū)邊緣留設(shè)5～10 m窄煤柱掘進(jìn)下區(qū)段工作面回采巷道。沿空掘巷一般選取側(cè)向支承壓力應(yīng)力降低區(qū)域進(jìn)行掘進(jìn)，將沿空巷道布置于圍巖應(yīng)力降低區(qū)域，巷道圍巖控制相對容易，采取合理的支護(hù)措施可使巷道在掘進(jìn)及本區(qū)段工作面回采期間保持較小的圍巖變形量。窄煤柱護(hù)巷較寬煤柱護(hù)巷可節(jié)約更多煤炭資源，較沿空留巷技術(shù)工藝簡單，支護(hù)容易，由于其獨(dú)特的工藝技術(shù)優(yōu)勢而廣泛應(yīng)用于煤礦生產(chǎn)中[1-2].然而傳統(tǒng)的沿空掘巷需待覆巖運(yùn)動穩(wěn)定后進(jìn)行，造成采掘銜接緊張現(xiàn)象，尤其在一井一面的生產(chǎn)礦井該弊端更為明顯，而在上區(qū)段工作面回采時進(jìn)行本區(qū)段工作面回采巷道掘進(jìn)方式可有效緩解上述現(xiàn)象，因此該方法受到更多生產(chǎn)礦井的認(rèn)同。

1　工程概況

某礦主采9#煤，9#煤賦存穩(wěn)定，為全區(qū)可采煤層，煤層埋深為310～420 m，9#煤平均厚3.2 m，煤層直接頂為2.8 m泥巖，老頂為9.7 m厚中粒砂巖。該礦為一井一面單翼開采，為解決礦井采掘銜接緊張問題，需要在0912工作面回采完成前將0913工作面回采巷道掘好，因而試驗(yàn)巷道選為0913工作面回風(fēng)順槽，即在0912工作面回采的同時進(jìn)行0913工作面回風(fēng)順槽的掘進(jìn)。0913回風(fēng)順槽沿9#煤層頂板掘進(jìn)，巷道高3.2 m、寬5.2 m，0 912工作面傾斜長200 m，走向長1 100 m，采掘工程平面圖見圖1.

圖1　采掘工程平面圖

2　迎回采面沿空掘巷技術(shù)簡介

迎回采面沿空掘巷即下區(qū)段工作面順槽掘進(jìn)與上區(qū)段工作面回采相向進(jìn)行，二者中間留設(shè)區(qū)段窄煤柱，沿空巷道掘進(jìn)階段受到上區(qū)段工作面頂板破斷失穩(wěn)、旋轉(zhuǎn)變形及再次穩(wěn)定的全過程動壓影響，巷道掘成后同時受下區(qū)段工作面回采超前采動應(yīng)力影響，受到2次采動影響，巷道圍巖變形較大，支護(hù)困難。

迎回采面沿空掘巷根據(jù)巷道受采動應(yīng)力影響的劇烈程度及巷道掘進(jìn)時間與空間關(guān)系可分為沿實(shí)體煤掘巷、迎工作面掘巷、沿采空區(qū)掘巷3個階段。沿實(shí)體煤掘巷階段即：留設(shè)窄煤柱后，巷道在實(shí)體煤內(nèi)掘進(jìn)，巷道兩幫分別為實(shí)體煤和窄煤柱，沿空巷道距離上區(qū)段工作面迎頭較遠(yuǎn)，因而受到上區(qū)段工作面回采動壓影響較小，巷道圍巖變形量及變形速度均較小，巷道維護(hù)容易。迎工作面掘巷階段即：沿空巷道在上區(qū)段工作面采動超前支承壓力影響范圍內(nèi)掘進(jìn)，該種情況下影響沿空巷道穩(wěn)定性主要是上覆巖層大結(jié)構(gòu)斷裂后形成的弧形三角塊結(jié)構(gòu)，該結(jié)構(gòu)的回轉(zhuǎn)下沉失穩(wěn)變形是引起巷道圍巖變形量增加的直接原因。沿采空區(qū)掘巷階段即：沿空巷道在上區(qū)段工作面采空側(cè)掘進(jìn)，該階段弧形三角塊一端為采空區(qū)矸石，另一端為實(shí)體煤，弧形三角塊的緩慢下沉繼續(xù)影響著沿空掘巷圍巖控制[3-4].

沿空掘巷覆巖結(jié)構(gòu)模型見圖2，迎回采面沿空掘巷除需考慮窄煤柱留設(shè)寬度外還需對掘巷時機(jī)及支護(hù)結(jié)構(gòu)進(jìn)行綜合考慮。

圖2　沿空掘巷覆巖結(jié)構(gòu)模型圖

3　沿空掘巷窄煤柱寬度確定

合理的煤柱寬度起到維護(hù)巷道穩(wěn)定性及隔絕采空區(qū)瓦斯的作用，煤柱過窄在強(qiáng)動壓影響下會發(fā)生破碎或塑形變形，巷道圍巖變形嚴(yán)重，而煤柱過寬則浪費(fèi)煤炭資源，合理的窄煤柱寬度計算示意圖見圖3[5-6].

圖3　煤柱寬度計算示意圖

(1)

式中：

x1—0912工作面回采后形成的塑性區(qū)寬度，其值按式(2)計算；

x2—錨桿支護(hù)有效長度，m，取1.8～2.4；

x3—考慮強(qiáng)動壓影響下煤柱的安全系數(shù)，按0.2(x1+x2)計算。

(2)

式中：

m—煤層采高，m，取3.0；

λ—側(cè)壓系數(shù)，取0.33；

φ0—煤層內(nèi)摩擦角，(°)，取20°；

C0—煤柱與頂?shù)装褰唤缣幍酿ぞ哿?，MPa，取2.0；

K—集中應(yīng)力系數(shù)，取3.0；

γ—上覆巖層平均容重，kN·m3，取25；

H—巷道埋深，m，取400；

Px—煤柱采空區(qū)一側(cè)的支護(hù)阻力，MPa，取0.1.

由公式(1)和(2)計算可得B=4.58～5.23 m，因此理論確定煤柱寬度取5 m.

4　沿空掘巷掘進(jìn)時機(jī)確定

根據(jù)該礦的工程地質(zhì)條件建立FLAC3D數(shù)值模擬模型，模擬0913工作面回風(fēng)順槽迎0912回采工作面掘進(jìn)，模型大小為長150 m×寬200 m×高52 m，0912工作面長度100 m，兩條順槽寬均取5.0 m，0913工作面回風(fēng)順槽寬取5.0 m，煤柱寬度按5 m取，整個模型共計有274 000個單元，295 000個節(jié)點(diǎn)。模型水平方向、前后邊界及底部位移固定，在模型上邊界施加-9.87 MPa應(yīng)力，模擬上覆巖層載荷，選用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型，模型中各煤巖層參數(shù)見表1.

表1　煤巖層物理力學(xué)參數(shù)表

本次模擬計算過程如下：工作面及巷道開挖以10 m為一個循環(huán)，0912工作面循環(huán)回采80 m→0912工作面回采10 m→0913回風(fēng)順槽迎采面掘進(jìn)10 m→......→0912工作面回采至200 m、0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)至120 m→0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)至200 m，除0912工作面循環(huán)回采80 m需計算到平衡外，以后每次開挖后計算2 000步以模擬動壓影響下的巷道掘進(jìn)，在0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)迎頭布置測面，用以記錄0912工作面回采過程中引起的沿巷道軸向應(yīng)力分布及采空側(cè)實(shí)體煤內(nèi)側(cè)向應(yīng)力分布影響范圍，共計設(shè)置6個測面，0912工作面前方0 m、20 m處設(shè)置兩個測面，0912工作面后方設(shè)置10 m、30 m、40 m、60 m四個測面，通過模擬計算可得0912工作面采空側(cè)實(shí)體煤內(nèi)部側(cè)向應(yīng)力分布見圖4.

圖4　0912工作面采空側(cè)實(shí)體煤側(cè)向應(yīng)力分布圖

由圖4可知，隨著0912工作面的回采，在0912工作面前方及后方側(cè)向?qū)嶓w煤內(nèi)部均出現(xiàn)一定程度的應(yīng)力集中現(xiàn)象，受覆巖不穩(wěn)定運(yùn)動影響，工作面后方峰值應(yīng)力及應(yīng)力集中系數(shù)普遍大于工作面前方，工作面前方峰值應(yīng)力為24.9～28.7 MPa，工作面后方峰值應(yīng)力為18.2～32.5 MPa.6個側(cè)面內(nèi)應(yīng)力分布均呈現(xiàn)先增高再下降的趨勢，距采空區(qū)邊緣0～10 m為應(yīng)力降低區(qū)域，該區(qū)域內(nèi)垂直應(yīng)力均低于原巖應(yīng)力；距采空區(qū)邊緣10～40 m為應(yīng)力增高區(qū)域，在距采空區(qū)邊緣15～17 m達(dá)到峰值應(yīng)力；距采空區(qū)邊緣40 m外為應(yīng)力緩減區(qū)域，該區(qū)域應(yīng)力開始緩慢減小至原巖應(yīng)力。

通過圖4可知，沿空掘進(jìn)巷道迎頭距離回采工作面前方20 m到后方60 m采空側(cè)煤體內(nèi)垂直應(yīng)力集中系數(shù)較大，為研究0913回風(fēng)順槽受0912工作面回采動壓影響范圍，在0913回風(fēng)順槽軸向設(shè)置側(cè)面，將軸向各測點(diǎn)的峰值應(yīng)力繪制成圖5.

由圖5可知，0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)至距0912工作面47 m時，進(jìn)入采動影響范圍，垂直應(yīng)力迅速增大，在到達(dá)0912工作面后方16 m處達(dá)到峰值應(yīng)力33.6 MPa，此后由于0912工作面回采后覆巖不穩(wěn)定運(yùn)動及0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)引起巷道軸向應(yīng)力的曲線變化，隨著0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)面遠(yuǎn)離0912回采工作面，應(yīng)力影響逐漸減弱，在距離0912回采面后方104 m后圍巖應(yīng)力趨于穩(wěn)定，由此可以看出，0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)迎頭在距離0912工作面前方47 m至后方104 m，受覆巖運(yùn)動動壓影響劇烈，且峰值應(yīng)力為距離0912工作面后方16 m處。

圖5　0913回風(fēng)順槽軸向應(yīng)力峰值分布圖

通過上述數(shù)值模擬研究，得出了0912工作面回采引起的圍巖應(yīng)力波動范圍，為了避免0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)應(yīng)力與0912工作面回采應(yīng)力疊加引起巷道圍巖變形過大，支護(hù)難度增加，采用分段掘進(jìn)方式，如圖6中J1J2段，0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)與0912工作面回采同時進(jìn)行，當(dāng)0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)迎頭距離0912工作面70 m(數(shù)值模擬中二者相距47 m時進(jìn)入動壓影響范圍，考慮1.5的富裕安全系數(shù))時停止掘進(jìn)，當(dāng)0912工作面回采超過0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)面150 m(數(shù)值模擬中0912工作面回采過后，其后方104 m范圍內(nèi)覆巖運(yùn)動仍較劇烈，考慮1.5的富裕安全系數(shù))后，0913回風(fēng)順槽繼續(xù)沿0912工作面采空區(qū)掘進(jìn)。

圖6　工作面采掘空間平面圖

5　沿空巷道支護(hù)及礦壓觀測

1) 巷道支護(hù)。

針對J1J2段和J2J3段0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)所處不同圍巖受力變形情況，采取不同支護(hù)技術(shù)措施。

J1J2段支護(hù)情況。錨桿支護(hù)：頂板布置8根d20 mm×L2 400 mm材質(zhì)為HRB335的左旋螺紋鋼錨桿，左右兩幫各布置5根d20 mm×L2 400 mm材質(zhì)為HRB335的左旋螺紋鋼錨桿，頂錨桿和幫錨桿間排距均為700 mm×700 mm，頂板及兩幫角錨桿與水平或豎直方向呈20°布置，其余錨桿均與頂或幫垂直布置，每根錨桿配合CK2335和Z2360樹脂錨固劑各一支。錨索支護(hù)：在巷道頂板兩排錨桿中間布置兩根d17.8 mm×L7 300 mm錨索，頂錨索間排距為2 400 mm×1 400 mm，每根錨索配合1支CK2335和2支Z2360樹脂錨固劑，頂錨索垂直于巷道頂板布置，支護(hù)示意圖見圖7.

圖7　0 913回風(fēng)順槽J1J2支護(hù)示意圖

J2J3段支護(hù)情況。所選錨桿及錨索材質(zhì)與J1J2段相同，頂板布置7根錨桿，頂錨桿間排距為800 mm×800 mm，兩幫各布置4根錨桿，幫錨桿間排距為900 mm×800 mm，頂板布置2根錨索，錨索間排距為2 400 mm×2 400 mm，支護(hù)示意圖見圖8.

圖8　J2J3段支護(hù)示意圖

對0913回風(fēng)順槽J1J2和J2J3段圍巖變形情況進(jìn)行礦壓觀測：J1J2段掘成后受到0912工作面采空應(yīng)力影響，巷道圍巖變形量較大，巷道兩幫移近量約為510 mm，窄煤柱幫較實(shí)體煤幫變形量較大，頂?shù)装逑鄬σ平考s為680 mm，主要為巷道底鼓變形。為控制變形，在J1J2段掘成后在巷道內(nèi)打液壓單體支柱并配合π型鋼梁支護(hù)，每排打2根支柱，排距1.0 m.J2J3段處于巷道圍巖應(yīng)力相對穩(wěn)定的0912工作面采空區(qū)后方，越往后掘應(yīng)力環(huán)境越穩(wěn)定，相當(dāng)于傳統(tǒng)普通沿空掘巷。

2) 礦壓觀測。

在巷道內(nèi)建立礦壓觀測站，根據(jù)礦壓觀測結(jié)果繪制迎采掘進(jìn)J2J3段巷道圍巖變形曲線，見圖9，沿空掘進(jìn)J2J3段巷道圍巖變形曲線見圖10.由圖9可知，0913回風(fēng)順槽迎頭距離相鄰工作面-60～0 m時，受到超前動壓影響，頂?shù)装逡平窟_(dá)到211 mm，兩幫移近量達(dá)到118 mm，當(dāng)距相鄰工作面0～150 m時，受到不穩(wěn)定老頂劇烈活動的影響，頂?shù)装謇塾嬕平窟_(dá)到623 mm，兩幫累計移近量達(dá)到450 mm.由圖10可知，0913回風(fēng)順槽沿空掘進(jìn)期間，在0～150 m受采空區(qū)覆巖運(yùn)動影響，圍巖變形劇烈，兩幫移近量達(dá)到204 mm，頂?shù)装逡平窟_(dá)到132 mm，此后變形趨于穩(wěn)定?？傮w來說，巷道圍巖變形處于可控范圍。

6　結(jié)　論

1) 迎回采面沿空掘巷受到工作面回采動壓影響，因此除需考慮窄煤柱留設(shè)寬度外還需對掘巷時機(jī)及支護(hù)結(jié)構(gòu)進(jìn)行綜合考慮。

2) 通過理論計算得合理的窄煤柱寬度為5 m.

3) 通過數(shù)值模擬可知，0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)迎頭在距離0912工作面前方47 m至后方104 m，受覆巖運(yùn)動動壓影響劇烈。因此，當(dāng)0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)迎頭距離0912工作面70 m時停止掘進(jìn)，當(dāng)0912工作面回采超過0913回風(fēng)順槽掘進(jìn)面150 m后，0913回風(fēng)順槽繼續(xù)沿0912工作面采空區(qū)掘進(jìn)。

圖9　0913回風(fēng)順槽迎采掘進(jìn)J1J2段巷道圍巖變形量曲線圖

圖10　0913回風(fēng)順槽沿空掘進(jìn)J2J3段巷道圍巖變形量曲線圖

4) 對J1J2段和J2J3段采區(qū)分段采用不同支護(hù)方式，J1J2段由于礦壓顯現(xiàn)明顯，需要加強(qiáng)支護(hù)，通過礦壓觀測，兩段圍巖變形均處于可控范圍。

[1]張科學(xué),張永杰,馬振乾,等. 沿空掘巷窄煤柱寬度確定[J]. 采礦與安全工程學(xué)報,2015,32(03):446-452.

[2]王成,韓亞峰,杜澤生,等. 沿空掘巷圍巖控制技術(shù)的發(fā)展與展望[J]. 煤礦開采,2014,19(04):1-4.

[3]李磊,柏建彪,王襄禹. 綜放沿空掘巷合理位置及控制技術(shù)[J]. 煤炭學(xué)報,2012,37(09):1564-1569.

[4]鄭西貴,姚志剛,張農(nóng). 掘采全過程沿空掘巷小煤柱應(yīng)力分布研究[J]. 采礦與安全工程學(xué)報,2012,29(04):459-465.

[5]王猛,柏建彪,王襄禹,等. 迎采動面沿空掘巷圍巖變形規(guī)律及控制技術(shù)[J]. 采礦與安全工程學(xué)報,2012,29(02):197-202.

[6]劉增輝,高謙,華心祝,等. 沿空掘巷圍巖控制的時效特征[J]. 采礦與安全工程學(xué)報,2009,26(04):465-469.