馬 鑫,熊志朋
(1.晉城煤業(yè)集團(tuán) 技術(shù)中心,山西 晉城 048000;2.河南理工大學(xué) 能源科學(xué)與工程學(xué)院,河南 焦作 454003)
我國(guó)煤炭資源多以多煤層形式賦存,大部分礦區(qū)一般采用下行開采方式[1-3]。下行式開采過程中,上覆煤層回采完畢后,受采空區(qū)遺留煤柱在底板巖層中傳遞集中應(yīng)力的影響,下部煤層工作面回采巷道極易發(fā)生失穩(wěn)破壞,出現(xiàn)維護(hù)困難、返修率高等問題[4],嚴(yán)重影響了工作面的安全回采。因此,研究對(duì)采空區(qū)及煤柱下回采巷道圍巖控制具有重要意義[5-6]??椎轮衃7]等針對(duì)上煤層開采后底板應(yīng)力分布情況展開研究,分析煤柱底板應(yīng)力降低區(qū)范圍,同時(shí)發(fā)現(xiàn)由于上煤層殘余保護(hù)煤柱影響,底板不同深度應(yīng)力會(huì)呈現(xiàn)非均勻分布,從而導(dǎo)致巷道形成應(yīng)力集中。嚴(yán)國(guó)超等[8]利用多種手段對(duì)不同礦區(qū)巷道合理錯(cuò)距展開研究,提出根據(jù)周期來壓步距確定巷道位置。胡少軒等[9]發(fā)現(xiàn)不僅要考慮將巷道布置在應(yīng)力降低區(qū),還應(yīng)盡量布置在應(yīng)力改變率低的位置。上述研究針對(duì)底板應(yīng)力分布規(guī)律及下部煤層巷道位置合理性進(jìn)行了研究,但下煤層回采巷道與遺留煤柱在時(shí)空關(guān)系上相互交叉,巷道不同區(qū)段發(fā)生不同程度的失穩(wěn)破壞,如果僅僅采用單一的支護(hù)手段,則會(huì)造成支護(hù)材料的浪費(fèi),無法達(dá)到較為理想的效果?;诖耍运潞用旱V二號(hào)井采空區(qū)下9#煤層巷道為研究對(duì)象,對(duì)采用分區(qū)優(yōu)化方法對(duì)采空區(qū)及煤柱下的不同位置巷道的支護(hù)參數(shù)分析,并提出合理的支護(hù)方案。
晉煤集團(tuán)寺河煤礦和寺河煤礦二號(hào)井分別開采3#和9#煤層,礦井之間相互獨(dú)立且沒有從屬關(guān)系,兩煤層平均間距為50 m。寺河煤礦所采的3#煤層厚度 6.2 m,傾角平均 5°,埋深平均 395 m,頂板為泥巖和粉砂巖,底板為細(xì)砂巖和泥巖;寺河煤礦二號(hào)井所采9#煤層厚度1.2 m,傾角平均3°,埋深平均445 m,頂板為粉砂巖和細(xì)砂巖,底板為砂質(zhì)泥巖和細(xì)砂巖。寺河煤礦二號(hào)井正在回采九四盤區(qū)94313工作面,上部與之對(duì)應(yīng)的是寺河煤礦東二盤區(qū)東翼采區(qū)2305、2306工作面采空區(qū),兩工作面間留有65 m遺留煤柱,且上下工作面呈現(xiàn)出3°角度交叉,上下工作面布置如圖1。
圖1 上下工作面相對(duì)位置圖
由于上下工作面在布置上相互交叉,致使94313工作面運(yùn)輸巷道大部分區(qū)段位于遺留煤柱下方,其中距切眼640~1 790 m區(qū)段完全處于煤柱下方,其余區(qū)段位于采空區(qū)之下;軌道巷道943132巷完全處于采空區(qū)下方?;夭上锏谰鶠榫匦螖嗝?,沿煤層底板掘進(jìn),斷面尺寸為4.2 m×2.4 m,采用錨桿、錨索、鋼帶和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù),2條回采巷道支護(hù)方式相同。
943133巷整體與上覆3#煤層遺留煤柱斜交,且水平間距不一,處于煤柱下方的巷道區(qū)段發(fā)生嚴(yán)重的失穩(wěn)破壞,與采空區(qū)下巷道表現(xiàn)出了明顯的差異。煤柱下方巷道頂板極為破碎且出現(xiàn)大范圍“網(wǎng)兜狀”下沉,頂板下沉量較大,同時(shí)兩幫也出現(xiàn)大面積鼓幫現(xiàn)象;而采空區(qū)下方巷道收斂量較小,頂板比較完整。
在超前支承壓力影響下,工作面推進(jìn)至不同位置時(shí),對(duì)煤柱下方距煤柱邊緣0、15、30 m和采空區(qū)下4個(gè)區(qū)域(分別對(duì)應(yīng)Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ區(qū)域)巷道斷面頂?shù)装寮皟蓭妥冃瘟窟M(jìn)行統(tǒng)計(jì)。超前影響區(qū)巷道斷面移近量曲線如圖2。由圖2可以看出,處于煤柱影響范圍之內(nèi)的巷道斷面變形量較其它巷道斷面大,頂?shù)装搴蛢蓭鸵平枯^采空區(qū)下均有大幅提升,且隨著與煤柱中軸線距離的逐漸減小,移近量呈現(xiàn)出顯著增大的趨勢(shì)。受到上覆遺留煤柱傳遞支承應(yīng)力和超前支承壓力的耦合疊加作用[10],巷道局部區(qū)段頂板高度已經(jīng)無法滿足設(shè)備的正常通過,亟待對(duì)巷道支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化。
圖2 超前影響區(qū)巷道斷面移近量曲線
根據(jù)以上巷道變形的現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè),布置在煤柱和采空區(qū)下方回采巷道的圍巖特征表現(xiàn)出了明顯差異。位于煤柱下方的回采巷道處于應(yīng)力升高區(qū),垂直應(yīng)力集中程度較大,且受非均勻應(yīng)力場(chǎng)的影響,巷道易發(fā)生失穩(wěn)破壞,表現(xiàn)為頂板破碎下沉、兩幫移近量大;位于采空區(qū)下方的回采巷道處于應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),垂直應(yīng)力集中程度較低,有利于巷道的穩(wěn)定。
根據(jù)3#、9#煤層實(shí)際地質(zhì)條件及采掘布置情況,建立FLAC3D數(shù)值計(jì)算模型(圖3)。模型共有50 700個(gè)單元,在x軸方向上取600 m,在z方向上取125 m,對(duì)下煤層回采巷道區(qū)域進(jìn)行網(wǎng)格加密處理。采用莫爾-庫(kù)侖本構(gòu)模型,前后左右4個(gè)邊界限制水平方向上的位移,底部邊界為固定邊界;模型頂面施加應(yīng)力邊界條件,在垂直方向施加均布荷載為7.75 MPa,側(cè)壓系數(shù)取1.24。模擬中各巖層巖石力學(xué)參數(shù)見表1。
根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)采掘布置條件,首先開挖3#煤層2305工作面,其次開挖2306工作面,然后選用各向同性彈性模型材料對(duì)采空區(qū)進(jìn)行充填,模擬現(xiàn)場(chǎng)垮落的矸石對(duì)頂板的支撐作用,彈性模型的體積模量取為1.0 GPa,剪切模量取為 0.7 GPa。根據(jù)現(xiàn)場(chǎng) 3#煤層和9#煤層采掘布置條件,下部煤層94313工作面回采巷道與上覆采空區(qū)遺留煤柱以3°角度相互交叉,因此在模型中相對(duì)于煤柱不同水平位置開掘回采巷道,并按照巷道初始支護(hù)方式,采用錨索結(jié)構(gòu)單元對(duì)巷道支護(hù)進(jìn)行模擬,同一巷道斷面上兩幫各布置2根錨桿,頂板布置4根錨桿,1根錨索,錨桿索參數(shù)與現(xiàn)場(chǎng)一致。
圖3 數(shù)值計(jì)算模型示意圖
表1 模型各巖層力學(xué)參數(shù)
上覆3#煤層工作面回采后,采空區(qū)及底板巖層原巖應(yīng)力狀態(tài)被打破,圍巖應(yīng)力重新分布[11-13]。煤柱承受的荷載不斷在底板巖層中傳遞演化,致使煤柱底板巖層產(chǎn)生應(yīng)力集中區(qū)域;然而采空區(qū)周圍巖體垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力均較小,處于卸壓狀態(tài)。回采后圍巖垂直應(yīng)力分布云圖如圖4。
圖4 垂直應(yīng)力分布云圖
對(duì)煤柱底板不同深度巖層應(yīng)力分布情況進(jìn)行分析,分別在 3#煤層底板 10、20、30、40、50 m 層位處布置應(yīng)力監(jiān)測(cè)點(diǎn),對(duì)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)進(jìn)行分析,底板不同間距巖層垂直應(yīng)力分布曲線如圖5,圖中2條垂直虛線為遺留煤柱邊界。
圖5 底板不同間距巖層垂直應(yīng)力分布曲線
由圖5可知,上覆3#煤層回采后,底板巖層垂直應(yīng)力分布呈現(xiàn)出如下規(guī)律。
1)同一層位巖層在不同水平位置垂直應(yīng)力表現(xiàn)出了明顯差異,煤柱底板巖層垂直應(yīng)力較大,出現(xiàn)了明顯的應(yīng)力集中區(qū)域;采空區(qū)底板巖層垂直應(yīng)力較小,出現(xiàn)了一定范圍的應(yīng)力降低區(qū)。
2)隨著層間距的逐漸增加,煤柱底板巖層垂直應(yīng)力和水平應(yīng)力逐漸降低,垂直應(yīng)力由雙峰值的“馬鞍形”分布形式逐漸向單峰值的“鐘形”分布形式轉(zhuǎn)變,且垂直應(yīng)力影響程度逐漸降低,而影響范圍逐漸增大。
3)下部9#煤層垂直應(yīng)力呈現(xiàn)單峰值“鐘形”分布形態(tài),煤柱中軸線下方20 m范圍出現(xiàn)垂直應(yīng)力峰值區(qū)域A,峰值應(yīng)力約為15 MPa;采空區(qū)下距離煤柱邊緣25 m處垂直應(yīng)力降低至原巖應(yīng)力,如圖5中D區(qū)域。
為了分析煤柱下方回采巷道失穩(wěn)破壞特征及其原因,將回采巷道布置在煤柱中軸線正下方9#煤層位置,對(duì)巷道圍巖應(yīng)力、塑性區(qū)分布范圍進(jìn)行模擬分析。
煤柱中軸線下巷道穩(wěn)定性如圖6。數(shù)值模擬結(jié)果能夠反映出煤柱下方巷道圍巖應(yīng)力及塑性區(qū)分布情況,煤柱中軸線下方巷道兩幫出現(xiàn)垂直應(yīng)力集中且呈現(xiàn)對(duì)稱式分布,峰值應(yīng)力達(dá)到原巖應(yīng)力的2.3倍,急劇升高的垂直應(yīng)力是導(dǎo)致巷道發(fā)生失穩(wěn)破壞的主導(dǎo)因素。巷道圍巖水平應(yīng)力和剪切應(yīng)力均維持在較小的水平,對(duì)巷道的穩(wěn)定性影響較小。塑性破壞主要發(fā)生在巷道的頂板和兩幫,且頂板肩角處塑性破壞有向深部巖體擴(kuò)展的趨勢(shì)。
為了探究原支護(hù)方案下巷道最優(yōu)布置位置,對(duì)采空區(qū)下距煤柱邊緣 10、20、25、30、35 m 錯(cuò)距回采巷道兩幫垂直應(yīng)力進(jìn)行取點(diǎn),不同布置方案巷道兩幫垂直應(yīng)力分布曲線如圖7。當(dāng)錯(cuò)距小于30 m時(shí),不同錯(cuò)距垂直應(yīng)力分布變化較大,且兩幫應(yīng)力集中程度不同;當(dāng)錯(cuò)距達(dá)到30 m時(shí),垂直應(yīng)力分布趨于穩(wěn)定。在原支護(hù)條件下,下部回采巷道的最優(yōu)布置位置為距煤柱邊緣30 m范圍之外。
圖6 煤柱中軸線下巷道穩(wěn)定性
圖7 不同布置方案巷道兩幫垂直應(yīng)力分布曲線
下部煤層回采巷道的穩(wěn)定性主要與巷道圍巖的應(yīng)力分布、巷道圍巖的巖性以及巷道的支護(hù)強(qiáng)度有關(guān)[14-16]。9#煤層回采巷道和上覆遺留煤柱相對(duì)位置關(guān)系錯(cuò)綜復(fù)雜,布置方式不盡相同。受到遺留煤柱傳遞支承應(yīng)力影響,巷道兩幫垂直應(yīng)力急劇增大,圍巖達(dá)到極限平衡狀態(tài)發(fā)生失穩(wěn)破壞,巷幫移近量較大。巷幫兩肩角處受到較大的垂直應(yīng)力而無法得到釋放,繼而發(fā)生剪切破壞,致使頂板產(chǎn)生大面積下沉。
基于此,根據(jù)下煤層應(yīng)力分布條件,采取分區(qū)支護(hù)的思想對(duì)不同位置巷道斷面進(jìn)行支護(hù)。通過對(duì)巷道破壞特征的分析,在支護(hù)參數(shù)優(yōu)化時(shí)應(yīng)增大頂板及肩角處的支護(hù)范圍,提高兩幫的支護(hù)強(qiáng)度。
根據(jù)下部9#煤層垂直應(yīng)力分布特征及巷道支護(hù)理論,采用分區(qū)支護(hù)的思想,對(duì)交叉區(qū)域巷道支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化,交叉區(qū)域相對(duì)位置如圖8。
圖8 下部煤層回采巷道加強(qiáng)支護(hù)區(qū)域示意圖
1)布置在采空區(qū)下方且與上覆遺留煤柱邊緣錯(cuò)距超過30 m的巷道,巷道圍巖應(yīng)力環(huán)境較好,采用常規(guī)支護(hù)方案即可滿足巷道支護(hù)強(qiáng)度要求。
2)布置在遺留煤柱中央20 m范圍下方的巷道,如圖8A區(qū)域巷道,由于巷道圍巖垂直應(yīng)力較大,較易發(fā)生失穩(wěn)破壞,優(yōu)化支護(hù)方案為:采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù),頂板布置5根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,規(guī)格為 φ20 mm×2 000 mm,間排距為 900 mm×800 mm;頂板布置3根鋼絞線錨索,規(guī)格為φ21.8 mm×8 000 mm,間排距為1 200 mm×1 600 mm,與頂部錨桿相互交錯(cuò),并鋪設(shè)金屬網(wǎng);兩幫各布置4根錨桿,間排距為500 mm×800 mm,并鋪設(shè)塑性護(hù)幫網(wǎng)。A區(qū)域巷道優(yōu)化支護(hù)斷面圖如圖9。
圖9 A區(qū)域巷道優(yōu)化支護(hù)斷面圖
3)布置在遺留煤柱下方距煤柱中軸線10 m范圍之外、距煤柱邊緣30 m范圍之內(nèi)的巷道,如圖8 B區(qū)域巷道,優(yōu)化支護(hù)方案為:采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù),頂板布置4根左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,規(guī)格為φ20 mm×2 000 mm,間排距為 1 200 mm×1 000 mm;頂板布置3根鋼絞線錨索,規(guī)格φ21.8 mm×8 000 mm,間排距為1 200 mm×2 000 mm,與頂板錨桿相互交錯(cuò),并鋪設(shè)金屬網(wǎng);兩幫各布置3根錨桿,間排距為600 mm×1 000 mm。B區(qū)域巷道優(yōu)化支護(hù)斷面圖如圖10。
圖10 B區(qū)域巷道優(yōu)化支護(hù)斷面圖
煤柱支承應(yīng)力影響下巷道支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后,對(duì)巷道開挖支護(hù)后圍巖塑性區(qū)和變形量進(jìn)行分析評(píng)價(jià)。A區(qū)域巷道開挖和支護(hù)后巷道圍巖的變形量如圖11,頂?shù)装逡平坑稍桨傅?45 mm下降至135 mm,降低了60.9%;兩幫移近量由原來的302 mm降低至112 mm,降低了62.9%。B區(qū)域優(yōu)化后巷道圍巖變形量如圖12,頂?shù)装逡平坑稍ёo(hù)方案的262 mm下降至109 mm,降低了58.4%;兩幫移近量由原來的258 mm降低至105 mm,降低了59.3%。
圖11 A區(qū)域優(yōu)化后巷道圍巖變形量
圖12 B區(qū)域優(yōu)化后巷道圍巖變形量
支護(hù)參數(shù)優(yōu)化后回采巷道塑性區(qū)分布如圖13,巷道的屈服破壞范圍出現(xiàn)明顯的下降,A區(qū)域回采巷道兩幫塑性破壞區(qū)域由原來的3.5 m減小至2 m,頂板由原來的3.5 m降低至2 m;B區(qū)域回采巷道兩幫塑性破壞區(qū)域由原來的3 m降低至2 m,頂板由原先的3 m降低至1.5 m。巷道頂板肩角處破壞范圍明顯減小,且未向深部巖體擴(kuò)展。
圖13 優(yōu)化支護(hù)參數(shù)巷道圍巖塑性區(qū)
支護(hù)方案優(yōu)化后,煤柱集中應(yīng)力影響下巷道變形量及塑性區(qū)范圍均出現(xiàn)大幅降低,頂板下沉量較小,巷道穩(wěn)定性得到了大幅提升。
考慮到9#煤層該開采盤區(qū)薄、開采難度大及安全性等條件,回采巷道布置在距離煤柱邊緣30 m處的應(yīng)力降低區(qū)內(nèi),現(xiàn)場(chǎng)94315工作面回采巷道布置方式如圖14。943151巷和943153巷與煤柱邊緣的錯(cuò)距均為30 m,避開了上覆3#煤層遺留煤柱傳遞的支承壓力影響,工作面布置整體與上覆遺留煤柱平行,不存在交叉的情況,回采巷道采用常規(guī)支護(hù)方式進(jìn)行支護(hù)。
圖14 94315工作面布置示意圖
為了觀測(cè)巷道圍巖控制效果,在943153巷掘巷期間對(duì)巷道圍巖位移量和頂板離層量進(jìn)行觀測(cè),觀測(cè)結(jié)果如圖15。巷道掘進(jìn)后60 d圍巖位移量趨于穩(wěn)定,其中頂?shù)装逡平孔畲鬄?0 mm,兩幫移近量最大為35 mm;頂板離層量在掘進(jìn)后80 d左右趨于穩(wěn)定,其中深基點(diǎn)位移量為8 mm,淺基點(diǎn)位移量為6 mm。由此可知,回采巷道開掘之后圍巖變形量較小,頂板出現(xiàn)一定程度的離層,但離層量較小且趨于穩(wěn)定,未出現(xiàn)錨桿的斷裂失效,巷道能維持自身的穩(wěn)定。
圖15 巷道位移量及頂板離層觀測(cè)曲線
1)受上覆遺留煤柱傳遞支承應(yīng)力的影響,94313工作面943133巷道發(fā)生嚴(yán)重失穩(wěn)破壞,頂板出現(xiàn)大面積“網(wǎng)兜狀”破碎下沉,兩幫移近量大,常規(guī)支護(hù)無法滿足巷道的穩(wěn)定。
2)隨著層間距的增加,煤柱底板巖層垂直應(yīng)力逐漸降低,由雙峰值的“馬鞍形”分布形態(tài)向單峰值的“鐘形”分布形態(tài)轉(zhuǎn)變,在9#煤層產(chǎn)生明顯的應(yīng)力升高區(qū)域。煤柱傳遞的垂直集中應(yīng)力是導(dǎo)致下部煤層回采巷道發(fā)生失穩(wěn)破壞的主要因素。
3)根據(jù)9#煤層垂直應(yīng)力分布特點(diǎn)及巷道地質(zhì)條件,對(duì)交叉區(qū)域巷道支護(hù)參數(shù)進(jìn)行分區(qū)優(yōu)化,優(yōu)化后巷道圍巖變形量及塑性范圍均得到大幅降低?,F(xiàn)場(chǎng)實(shí)踐表明,巷道頂?shù)装搴蛢蓭鸵平枯^小,頂板離層量較小且未出現(xiàn)錨桿的破斷失效,巷道穩(wěn)定性較好。