極近距離煤層采空區(qū)下過(guò)煤柱回采巷道破壞特征及控制對(duì)策研究

谷 攀，李彥斌，李立功，韋慶亮，張 博

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)(北京)深部巖土力學(xué)與地下工程國(guó)家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，北京 100083；2.太原理工大學(xué) 礦業(yè)工程學(xué)院，太原 030024)

煤礦企業(yè)在開采煤炭資源時(shí)，受礦井地質(zhì)情況、煤層開采技術(shù)以及開采難易程度等方面的影響，會(huì)優(yōu)先選擇易采煤層。近年來(lái)，隨著對(duì)煤炭資源需求量的不斷上升，易采煤層逐漸枯竭，這使得某些開采較為困難的煤層重新進(jìn)入人們的視野，尤其是極近距離煤層的開采問(wèn)題更是引起人們的重視[1-3]。極近距離煤層開采過(guò)程中，由于受上部煤層采動(dòng)以及遺留煤柱集中應(yīng)力影響，下部煤層在回采中巷道存在頂板裂隙發(fā)育、應(yīng)力集中、變形量大、支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞嚴(yán)重等問(wèn)題[4-8]。目前，國(guó)內(nèi)外學(xué)者在極近距離煤層采空區(qū)回采巷道控制研究方面取得了一定的成果。王龍飛等[9]根據(jù)極近距離煤層間距的變化，提出了以錨桿錨索支護(hù)為主，U型棚支護(hù)為輔的聯(lián)合支護(hù)技術(shù)；朱潤(rùn)生[10]針對(duì)極近距離煤層開采中煤層巷道頂板支護(hù)效果不理想問(wèn)題，提出了巷道內(nèi)錯(cuò)式布置以及分段支護(hù)方式，取得了良好的效果；石增榮[11]通過(guò)對(duì)支護(hù)結(jié)構(gòu)破壞進(jìn)行分析研究，對(duì)相鄰工作面的兩巷道位置和支護(hù)方式的選取進(jìn)行改進(jìn)。然而，對(duì)于極近距離煤層回采巷道過(guò)煤柱時(shí)，回采巷道的變形破壞機(jī)制及控制對(duì)策方面的研究較少。因此，本文以新旺煤礦3101工作面運(yùn)輸平巷為工程背景，分析運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)的破壞特征及破壞機(jī)理，研究巷道過(guò)煤柱時(shí)頂板應(yīng)力變化及分布的影響規(guī)律，提出采用錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，并對(duì)支護(hù)參數(shù)進(jìn)行優(yōu)化。通過(guò)工程實(shí)踐，驗(yàn)證了支護(hù)方案的可行性，為解決類似工程條件下巷道控制問(wèn)題提供理論依據(jù)。

1 工程背景

1.1 地質(zhì)概況

新旺煤礦位于大同煤田北部的云崗礦區(qū)。井田2-2號(hào)煤層已采空，2-3號(hào)煤層未開采。計(jì)劃開采3號(hào)煤層，埋深為200 m，頂板巖層為細(xì)砂巖、粉砂巖，底板為粉砂巖、砂質(zhì)泥巖。本礦地層平緩，3號(hào)煤層平均厚度為1.53 m.2-3號(hào)煤層平均厚度為0.92 m；2-2號(hào)煤層平均厚度為3.5 m.其中3號(hào)煤層距離2-2號(hào)煤層底板4.82 m，屬于極近距離煤層；2-2號(hào)煤層采用刀柱式方法開采，煤層空間關(guān)系如圖1所示。

1.2 運(yùn)輸平巷頂板破壞特征

原始支護(hù)方式為錨網(wǎng)支護(hù)，如圖2所示。錨桿選用Φ18 mm×1 700 mm的左旋螺紋鋼，頂板間排距為800 mm×800 mm，兩幫間排距為600 mm×800 mm，端部錨固一般取0.3 m～0.4 m.預(yù)緊力為22 kN，錨桿托盤使用120 mm×120 mm×10 mm鼓形托盤，并在巷道頂板以及兩幫布置金屬網(wǎng)。

圖2 原始支護(hù)方案示意圖Fig.2 Diagram of original support scheme

由工程監(jiān)測(cè)得知：3號(hào)煤層3101工作面運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)頂板最大沉降量為580 mm，錨桿最大受力為100 kN.巷道變形特征表現(xiàn)為錨網(wǎng)破損出現(xiàn)大量漏洞，頂板錨桿拉伸破斷，多處錨桿托盤撕裂破壞，原支護(hù)方案在經(jīng)過(guò)煤柱時(shí)無(wú)法滿足工程要求。

由圖3鉆孔窺視圖得知：距離頂板1.5 m處巖層破碎嚴(yán)重，孔壁完整性遭到破壞，部分巖體脫落；距離頂板2.5 m處的孔壁完整性遭到破壞，由于穿過(guò)2-3號(hào)煤層，碎落煤泥堵塞鉆孔；距離頂板3.5 m處巖層縱向裂隙發(fā)育明顯，孔壁出現(xiàn)整片縱向裂縫，裂隙的寬度不小于5 mm；距離頂板4.5 m處巖層局部裂隙發(fā)育錯(cuò)亂，孔壁凹凸不平。綜合分析可得，3101工作面運(yùn)輸平巷頂板整體穩(wěn)定性很差。

1.3 巷道失穩(wěn)機(jī)制分析

2-2號(hào)煤層工作面采用刀柱式回采，布置有許多煤柱，在3號(hào)煤層巷道掘進(jìn)過(guò)程中，2-2號(hào)煤層遺留煤柱會(huì)對(duì)3號(hào)煤層頂板產(chǎn)生明顯的應(yīng)力集中現(xiàn)象，當(dāng)集中應(yīng)力超出頂板巖層的極限承載強(qiáng)度后，頂板裂隙發(fā)育并相互貫通；且3號(hào)煤層頂板長(zhǎng)期處于上煤層遺留煤柱的高集中應(yīng)力下，巷道頂板節(jié)理裂隙更加發(fā)育，膠結(jié)程度較之前更差，頂板巖層變得松軟破碎，造成巷道圍巖的黏聚力與內(nèi)摩擦角等力學(xué)參數(shù)不斷惡化，巷道圍巖失穩(wěn)的概率大大增加，巷道極易發(fā)生失穩(wěn)破壞。由于是在極近距離煤層下進(jìn)行開采，已受到上煤層開掘擾動(dòng)的3號(hào)煤層頂板極易產(chǎn)生裂隙甚至失穩(wěn)破壞，且3號(hào)煤層運(yùn)輸平巷支護(hù)密度較低，支護(hù)方式不合理，錨網(wǎng)支護(hù)無(wú)法從根本上解決頂板破碎問(wèn)題，無(wú)法充分發(fā)揮支護(hù)結(jié)構(gòu)的承載能力，也無(wú)法充分利用圍巖自身的承載能力。在上述不利因素的共同影響下，巷道圍巖極易失穩(wěn)。

圖3 3號(hào)煤層頂板鉆孔窺視圖Fig.3 Peephole view of 3# coal seam roof

2 遺留煤柱對(duì)巷道圍巖變形破壞的影響規(guī)律

2.1 模型的建立

采用FLAC3D軟件對(duì)2-2號(hào)煤層工作面的開挖進(jìn)行數(shù)值模擬，分析遺留煤柱下的運(yùn)輸平巷應(yīng)力分布以及塑性區(qū)狀態(tài)。建立FLAC3D數(shù)值計(jì)算模型，如圖4所示。模型尺寸：長(zhǎng)×寬×高=130 m×50 m×57 m.煤巖體的力學(xué)參數(shù)如表1所示。模型頂部施加均布載荷5.0 MPa.模型兩側(cè)邊界及前后邊界均施加水平方向的位移約束，底部邊界施加垂直方向的位移約束。

2.2 遺留煤柱對(duì)下煤層頂板應(yīng)力分布的影響

由圖5可知，2-2號(hào)煤層開采之后，在工作面煤壁以及遺留煤柱頂?shù)装逦恢酶浇a(chǎn)生明顯應(yīng)力集中現(xiàn)象。在煤柱正下方的位置，即3號(hào)煤層頂板的位置，處于應(yīng)力增高的應(yīng)力集中區(qū)，大小為9.0 MPa；在工作面采空區(qū)下方位置，出現(xiàn)了明顯的應(yīng)力降低區(qū)，大小為4.0 MPa，此范圍內(nèi)的工作面巷道頂板的應(yīng)力也低于原巖應(yīng)力。

圖4 數(shù)值計(jì)算模型Fig.4 Numerical calculation model

表1 煤巖體的力學(xué)參數(shù)Table 1 Mechanical parameters of coal and rock

圖5 2-2號(hào)煤層垂直應(yīng)力分布圖Fig.5 Vertical stress of 2-2 coal seam

為了研究遺留煤柱對(duì)3號(hào)煤層3101運(yùn)輸平巷的影響范圍，通過(guò)提取3101運(yùn)輸平巷頂板的垂直應(yīng)力，建立曲線。由圖6可知，在2-2號(hào)煤層遺留的區(qū)段煤柱影響下，3號(hào)煤層頂板巖層的應(yīng)力分布呈擴(kuò)展?fàn)顟B(tài)，由煤柱中心向兩側(cè)采空區(qū)方向垂直應(yīng)力逐漸降低，在穩(wěn)定煤柱正下方是應(yīng)力增高區(qū)，然后沿上部煤層采空區(qū)出現(xiàn)應(yīng)力降低。煤柱中心正下方運(yùn)輸平巷頂板的垂直應(yīng)力最大值為9.3 MPa，應(yīng)力集中現(xiàn)象明顯，在此位置范圍內(nèi)需要加強(qiáng)支護(hù)。在距離煤柱中心0～9 m的范圍內(nèi)，巷道處于垂直應(yīng)力增高區(qū)，也應(yīng)提高支護(hù)強(qiáng)度。在距離煤柱中心等于9 m的距離時(shí)，頂板垂直應(yīng)力與原巖應(yīng)力持平，如巷道變形不嚴(yán)重可繼續(xù)采用原始支護(hù)。

圖6 2-2煤柱下3號(hào)煤層頂板的垂直應(yīng)力曲線Fig.6 Vertical stress curve of 3# coal seam roof under 2-2 coal pillar

2.3 運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)巷道圍巖塑性區(qū)變化規(guī)律

圖7為3101工作面運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)巷道圍巖塑性區(qū)分布。由圖7可知，3101工作面運(yùn)輸平巷在經(jīng)過(guò)2-2號(hào)煤層采空區(qū)，距離煤柱中心15 m時(shí)，采空區(qū)下3號(hào)煤層巷道頂板最大塑性區(qū)范圍為1.0 m，幫部的最大塑性區(qū)范圍為1.0 m；距離煤柱中心10 m時(shí)，頂板塑性區(qū)范圍為3.0 m，幫部塑性區(qū)為1.0 m；距離煤柱中心5 m時(shí)，頂板塑性區(qū)范圍為4.0 m，幫部塑性區(qū)為2.0 m；距離煤柱中心0 m時(shí)，可得3101工作面運(yùn)輸平巷經(jīng)過(guò)2-2號(hào)煤層遺留煤柱正下方時(shí)，最大塑性區(qū)范圍為5.0 m，幫部的塑性區(qū)范圍大致為3.0 m.

圖7 塑性區(qū)分布Fig.7 Plastic zone distribution

圖8為3101工作面運(yùn)輸平巷距煤柱中心不同距離時(shí)巷道圍巖塑性區(qū)變化。由圖8可知，距離煤柱越近，塑性區(qū)范圍越大。這是因?yàn)榫嚯x煤柱中心越近，應(yīng)力集中現(xiàn)象越明顯，因此出現(xiàn)距離煤柱中心越近，運(yùn)輸平巷塑性區(qū)分布的范圍越大，巷道破壞越嚴(yán)重的問(wèn)題。在運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)應(yīng)及時(shí)調(diào)整支護(hù)方案，加強(qiáng)支護(hù)以保持運(yùn)輸平巷圍巖完整性。

圖8 不同煤柱距離下的塑性區(qū)范圍Fig.8 Range of plastic zone at different coal pillar distances

3 運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)的支護(hù)機(jī)理以及控制對(duì)策

3.1 支護(hù)機(jī)理

由上述研究可得，2-2號(hào)煤層遺留煤柱會(huì)造成3號(hào)煤層頂板產(chǎn)生明顯的應(yīng)力集中，塑性區(qū)范圍增大，進(jìn)而造成頂板破碎嚴(yán)重。根據(jù)以上垂直應(yīng)力分布以及塑性區(qū)分布結(jié)果，在提高原始支護(hù)的基礎(chǔ)上，增加注漿錨桿的聯(lián)合支護(hù)方案。將3號(hào)煤層至2-2號(hào)煤層的所有煤巖層作為薄層多層結(jié)構(gòu)，錨注支護(hù)將薄層多層頂板膠結(jié)形成堅(jiān)固整體結(jié)構(gòu)。這樣就增大了頂板圍巖的黏聚力與內(nèi)摩擦角，降低了頂板裂隙繼續(xù)發(fā)育概率，形成較為穩(wěn)固的整體承載結(jié)構(gòu)。因此，采用錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)可以有效防止巷道頂板變形破碎。

3.2 控制對(duì)策

影響“錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)”效果的關(guān)鍵因素是支護(hù)參數(shù)優(yōu)化。主要包括注漿壓力(2.0～3.0 MPa)、漿液擴(kuò)散半徑(1.0～1.5 m)、注漿錨桿間排距、錨注深度、注漿材料(水泥+水玻璃)等。

模擬過(guò)程如下：巖層賦值→應(yīng)力平衡→運(yùn)輸平巷開挖→不同支護(hù)參數(shù)設(shè)定→計(jì)算平衡。其中經(jīng)錨注支護(hù)加固區(qū)域的圍巖采用錨注漿液的巖石力學(xué)參數(shù)進(jìn)行模擬[12]。主要分析注漿錨桿間排距對(duì)圍巖最大變形量影響，模擬方案如下：1) 注漿錨桿排距固定，注漿錨桿間距為3 000 、2 000、1 000 mm時(shí)，模擬間距-位移分布特征；2) 注漿錨桿間排距固定，錨注深度為2.0、4.0、6.0 m時(shí)，分析錨注深度-變形量分布特征，從而確定最佳錨注參數(shù)。

3.2.1注漿錨桿間距對(duì)支護(hù)效果的影響

注漿錨桿間距對(duì)于圍巖變形的影響如圖9所示。由圖可知：錨桿間距由3 000 mm減小至1 000 mm的過(guò)程中，頂板、兩幫圍巖變形量由547、402 mm依次減少至340、186 mm，分別減少了31.1%、25.5%.可見(jiàn)，錨桿間距對(duì)于巷道各部分圍巖變形影響效果不同，注漿錨桿密度越大，圍巖變形量越小。

圖9 錨桿間距對(duì)巷道圍巖變形量曲線Fig.9 Curve of spacing distance between bolts and surrounding rock deformation

提高錨桿密度有利于提高極近距離煤層采空區(qū)運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)圍巖的穩(wěn)定性。但由于各種因素的限制，不能無(wú)限制地降低錨桿間排距來(lái)解決圍巖變形量大問(wèn)題，根據(jù)錨桿間排距與巷道圍巖變形量曲線圖，間距控制在1 500～2 000 mm以內(nèi)，效果良好。結(jié)合新旺煤礦實(shí)際生產(chǎn)地質(zhì)條件，同時(shí)兼顧鉆孔擾動(dòng)、施工速度、經(jīng)濟(jì)成本等因素，最終確定采用注漿錨桿間距為2 000 mm，排距為2 000 mm的布置方式。

3.2.2錨注深度對(duì)支護(hù)效果的影響

由圖10可知，錨注深度由2.0 m增加到6.0 m時(shí)，頂板下沉量依次為327、306、295 mm，降幅分別為43.51%、47.23%、49.02%；兩幫收斂量依次為247、224、219 mm，降幅分別為38.07%、43.89%、45.25%.由以上規(guī)律可得，巷道圍巖各個(gè)位置的變形量隨錨注深度的增加而逐漸減小。其中錨注深度從2.0 m增長(zhǎng)到4.0 m，圍巖變形量隨錨注深度的增加而顯著減小;但在錨注深度從4.0 m持續(xù)增長(zhǎng)至6.0 m過(guò)程中，巷道圍巖變形量沒(méi)有出現(xiàn)顯著減少。但是錨注深度的增加將增大錨注施工成本，增加巖體中鉆孔難度，最終確定該支護(hù)體系的最佳錨注深度為4.0 m.

圖10 不同錨注深度與巷道圍巖變形量曲線Fig.10 Different anchor injection depth and deformation curve of surrounding rock of roadway

3.2.3巷道頂板支護(hù)方案

分析得知：在3101工作面運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱處在加強(qiáng)原支護(hù)方案的基礎(chǔ)上添加注漿錨桿，其中錨注深度定為4.0 m，能有效控制巷道頂板。

布置注漿錨桿的方式為：1) 巷道頂板位置打直徑28 mm的錨注孔，清孔之后布置中空螺旋注漿錨桿；2) 注漿錨桿尺寸為Φ25 mm×4 000 mm、間排距為2 000 mm×2 000 mm；3) 注漿漿液選用單水泥漿液、水灰比選定0.8、擴(kuò)散半徑在1.2～1.5 m，初凝時(shí)間在10～15 min為宜；4) 注漿壓力的確定：

P0=KP.

(1)

式中：P0為注漿壓力，MPa；K為經(jīng)驗(yàn)系數(shù)；P為支護(hù)體強(qiáng)度，MPa.

根據(jù)國(guó)內(nèi)類似礦山錨注經(jīng)驗(yàn)以及本礦運(yùn)輸平巷頂板破壞特征，此次K的取值定為0.08～0.10，P取25 MPa.通過(guò)計(jì)算得出注漿壓力最大為2.5 MPa.布置錨桿完畢之后迅速封孔。連接注漿設(shè)備進(jìn)行壓力注漿，其中壓力應(yīng)從零開始緩慢上升，并最終控制在2.5 MPa，支護(hù)方案如圖11所示。

圖11 新支護(hù)方案示意圖Fig.11 New support scheme

3.3 支護(hù)效果對(duì)比分析

3.3.1豎直方向位移變化分析

3101運(yùn)輸平巷經(jīng)過(guò)煤柱正下方時(shí)，巷道圍巖變形量最大，故需解決此處的巷道大變形問(wèn)題，從而保證運(yùn)輸平巷各處的穩(wěn)定性，如圖12(a)所示。通過(guò)分析采用原始支護(hù)方案后巷道頂板位移量可知，垂直方向位移主要集中在3號(hào)煤層頂板。巷道在采取原始支護(hù)方案以后，巷道頂板沉降量最大為519 mm，說(shuō)明頂板變形情況嚴(yán)重。采取新的聯(lián)合支護(hù)方案后，如圖12(b)所示，巷道頂板沉降量最大為140 mm，與原始支護(hù)下頂板沉降量對(duì)比，頂板沉降量縮減了近75%。錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)措施使巷道頂板下沉量大幅度減少，說(shuō)明新支護(hù)方案可以有效地解決頂板變形的問(wèn)題。

圖12 豎直方向位移對(duì)比Fig.12 Comparison of vertical displacement

3.3.2塑性區(qū)分析

原始支護(hù)條件下塑形區(qū)分布如圖13(a)所示。由圖可得采用原始支護(hù)方案后3號(hào)煤層頂板、幫部的最大塑性區(qū)范圍分別為5.0 m、3.0 m.說(shuō)明在原始支護(hù)情況下，采空區(qū)遺留煤柱對(duì)3號(hào)煤層運(yùn)輸平巷具有顯著的破壞作用。新支護(hù)條件下塑形區(qū)分布如圖13(b)所示。采取新支護(hù)方案下3號(hào)煤層巷道頂板、幫部的最大塑性區(qū)范圍分別為3.0 m、1.5 m.從塑性區(qū)分布看來(lái)，在采用新的支護(hù)方式之后，塑性區(qū)基本都在可控范圍之內(nèi)，一定程度上降低了塑性區(qū)向上方發(fā)展的可能性，說(shuō)明新的聯(lián)合支護(hù)方案可以有效解決頂板大變形問(wèn)題。

圖13 塑性區(qū)分布對(duì)比Fig.13 Comparison of plastic zone distribution

4 工程實(shí)踐及效果分析

為了比較支護(hù)方案的工程應(yīng)用效果，對(duì)新旺煤業(yè)3號(hào)煤層運(yùn)輸平巷采用錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)方案以及錨網(wǎng)支護(hù)方案，對(duì)巷道頂板圍巖變形情況進(jìn)行監(jiān)測(cè)，根據(jù)新舊支護(hù)方案的巷道位移監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)，進(jìn)行新舊支護(hù)方式的優(yōu)劣對(duì)比。在3101工作面運(yùn)輸平巷過(guò)煤柱時(shí)，分別采用新舊兩種支護(hù)方式，每段60 m，每隔20 m安排一個(gè)礦壓監(jiān)測(cè)站，連續(xù)觀測(cè)30 d.

監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)如圖14所示。原始支護(hù)條件下，前10 d內(nèi)圍巖頂板下沉速率極大，最大變形速率為85 mm/d，累計(jì)變形量達(dá)530 mm；11～30 d時(shí)，巷道頂板下沉量仍在緩慢增加并趨于穩(wěn)定，最終變形量為580 mm，無(wú)法滿足實(shí)際生產(chǎn)的需要。在選用新支護(hù)方案的情況下，前5 d內(nèi)，巷道頂板位移變化量相對(duì)較??；從5 d到10 d，頂板變形量還在增長(zhǎng)，最大變形速率為25 mm/d，但由于聯(lián)合支護(hù)作用，變形速率減小，累計(jì)變形量保持在120 mm左右；在第11 d后，頂板變形速率趨于穩(wěn)定，頂板最終沉降量約為145 mm. 3號(hào)煤層運(yùn)輸平巷頂板下沉量由580 mm下降為145 mm，縮減了近75%.采用新的支護(hù)方案可以有效控制頂板變形破壞問(wèn)題，使得3號(hào)煤層運(yùn)輸平巷頂板下沉量大大減少。

圖14 巷道頂板圍巖頂板收斂速度-時(shí)間曲線Fig.14 Convergence speed-time curve of tunnel roof and surrounding rock roof

圖15 巷道頂板下沉量-時(shí)間曲線Fig.15 Roadway sinking volume-time curve

5 結(jié)論

1) 通過(guò)對(duì)3號(hào)煤層巷道頂板礦壓觀測(cè)和窺視，得出了頂板的垂直應(yīng)力在2-2煤柱中心下方為最大，圍巖的塑性區(qū)范圍也最大，在兩側(cè)采空區(qū)下方時(shí)呈下降趨勢(shì)的結(jié)論。

2) 通過(guò)對(duì)由2-2號(hào)煤層開采后遺留煤柱造成3號(hào)煤層頂板變形嚴(yán)重因素及破壞特征和規(guī)律地研究，提出了錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)方式。

3) 通過(guò)理論分析、模擬研究，優(yōu)化了支護(hù)參數(shù)，論證了錨網(wǎng)+錨注聯(lián)合支護(hù)方式的可行性。由工程實(shí)踐可知，聯(lián)合支護(hù)后巷道圍巖變形量減少了75%，圍巖最大收斂速率降低了71%，驗(yàn)證了聯(lián)合支護(hù)技術(shù)可有效的控制圍巖變形，解決了極近距離煤層巷道支護(hù)的難題。