強(qiáng)動(dòng)壓沿空煤巷圍巖控制技術(shù)

劉 超，翟春佳，薛鵬飛

(陜西小保當(dāng)?shù)V業(yè)有限公司，陜西 榆林 719000)

0 引言

近年來(lái)，隨著煤礦開(kāi)采技術(shù)的不斷進(jìn)步，對(duì)于厚煤層的開(kāi)采設(shè)備逐漸向大型化、集成自動(dòng)化方向發(fā)展，與之相匹配的采掘巷道也趨向大斷面和全煤化[1]。同時(shí)，對(duì)于大采高工作面巷道布置而言，為了提高資源回采率并有效緩解接續(xù)緊張的問(wèn)題，通常采用雙巷布置形式。然而在這種巷道布置方式下，受重復(fù)采動(dòng)影響沿空巷道圍巖極易破碎失穩(wěn)，煤巷整體穩(wěn)定性大大降低，增加巷道的維護(hù)難度[2-3]。

柏建彪等[4-5]根據(jù)沿空巷道圍巖的結(jié)構(gòu)特點(diǎn)，構(gòu)建了沿空巷道基本頂大結(jié)構(gòu)和巷道圍巖小結(jié)構(gòu)的力學(xué)模型，并闡明其穩(wěn)定性原理；何富連等[6-7]在分析強(qiáng)采動(dòng)破碎煤巷破壞機(jī)理的基礎(chǔ)上，提出了大斷面強(qiáng)采動(dòng)影響下高預(yù)應(yīng)力桁架錨索支護(hù)系統(tǒng)，取得較好的控制效果?；莨︻I(lǐng)等[8]多種先進(jìn)的手段研究了不同支護(hù)結(jié)構(gòu)下強(qiáng)動(dòng)壓沿空煤巷的變形演化規(guī)律。袁越等[9]基于深部動(dòng)壓煤巷的大變形失穩(wěn)特征，深刻揭示了深部動(dòng)壓巷道塑性區(qū)形態(tài)演化規(guī)律。文中以小保當(dāng)一號(hào)煤礦112202回風(fēng)順槽為研究對(duì)象，在總結(jié)強(qiáng)動(dòng)壓沿空煤巷礦壓顯現(xiàn)特征的基礎(chǔ)上，分析了重復(fù)采動(dòng)影響下沿空煤巷基本頂結(jié)構(gòu)狀態(tài)的變化規(guī)律，提出了強(qiáng)動(dòng)壓沿空煤巷圍巖控制的關(guān)鍵技術(shù)，并設(shè)計(jì)出合理的補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案。

1 工程背景概況

1.1 綜采工作面地質(zhì)條件

小保當(dāng)一號(hào)煤礦地處榆神礦區(qū)中心地帶，主采煤層2-2煤為全區(qū)最厚的煤層，煤厚平均6.1 m，平均傾角1°，埋深為313～400 m。112202綜采工作面東部與112201采空區(qū)相鄰，西部為已開(kāi)掘完畢尚未回采的112203工作面，北部連接11盤區(qū)大巷，工作面布置如圖1所示。112202回風(fēng)順槽沿2-2煤層底板掘進(jìn)，巷道寬5 200 mm，高4 100 mm。

圖1 112202工作面布置

1.2 112202回風(fēng)順槽礦壓顯現(xiàn)特征

在112202工作面推進(jìn)過(guò)程中，回風(fēng)順槽主要起著通風(fēng)、排水的作用。受112201采空區(qū)側(cè)向支承壓力與本工作面超前壓力的疊加影響，112202工作面超前段回風(fēng)順槽礦壓顯現(xiàn)劇烈、巷道淺部圍巖破碎嚴(yán)重。如圖2所示，112202回風(fēng)順槽在工作面超前影響下頂板來(lái)壓顯著，鋼帶彎曲變形，兩幫外鼓，并伴隨著底鼓現(xiàn)象，這對(duì)巷道的正常使用造成了較大的隱患。

圖2 112202回風(fēng)順槽破壞情況

2 重復(fù)采動(dòng)影響基本頂斷裂力學(xué)分析

2.1 一次采動(dòng)影響基本頂斷裂

在一次采動(dòng)時(shí)，基本頂破斷形成鉸接結(jié)構(gòu)，煤柱主要承受巖塊A和關(guān)鍵塊B對(duì)煤柱的壓力FA、FB。經(jīng)現(xiàn)場(chǎng)鉆孔窺視得到，基本頂斷裂線位于煤柱靠近采空區(qū)側(cè)彈性區(qū)和塑性區(qū)分界范圍內(nèi)。關(guān)鍵塊B在開(kāi)采過(guò)后回轉(zhuǎn)失穩(wěn)并與采空區(qū)矸石接觸，矸石對(duì)巖塊B的作用力為F0，如圖3所示。

圖3 一次采動(dòng)后基本頂斷裂力學(xué)模型

巖塊B對(duì)煤柱的分布載荷為

(1)

式中，d為采空區(qū)側(cè)煤柱頂部各點(diǎn)與鉸接點(diǎn)的水平距離；d1為采空區(qū)側(cè)煤柱幫到鉸接點(diǎn)的水平距離；E0為煤柱的彈性模量；θ為巖塊B的回轉(zhuǎn)角；m為煤層厚度。

對(duì)式(1)積分可得一次采動(dòng)后巖塊B對(duì)煤柱的垂直作用力為

(2)

在巖塊A在基本頂破斷之后，巷道側(cè)煤柱變形較小，可認(rèn)為A點(diǎn)撓度ωA=0，則一次采動(dòng)后巖塊A對(duì)煤柱的垂直作用力為

(3)

式中，q為上覆巖層的均布載荷；L2為巖塊A的長(zhǎng)度；d2為煤柱幫到鉸接點(diǎn)的水平距離。

由式(2)、(3)可以得出一次采動(dòng)后煤柱受力為

(4)

2.2 重復(fù)采動(dòng)影響基本頂二次斷裂

在二次采動(dòng)影響下，疊加應(yīng)力必然會(huì)使基本頂發(fā)生二次破斷，即圖3中巖塊A的斷裂，破斷后的關(guān)鍵塊A與實(shí)體煤頂部鉸接于O，形成雙“鉸鏈”結(jié)構(gòu)，其力學(xué)模型如圖4所示。

圖4 二次采動(dòng)后基本頂斷裂力學(xué)模型

使x為水平方向，y為垂直方向，據(jù)平衡條件

(5)

可得二次回采時(shí)巖塊A在煤柱上的作用力為

(6)

式中，θA為巖塊A的破斷回轉(zhuǎn)角；TBA為巖塊B、A之間的水平推力；L2為巖塊B的長(zhǎng)度。

由圖4可知，二次回采前煤柱穩(wěn)定期間任意長(zhǎng)度l的彎矩公式為

(7)

因此，煤柱側(cè)受超前支承壓力作用彎矩為

(8)

式中，K為平衡后超前支承壓力影響系數(shù)。

(9)

式中，θB為巖塊B的破斷回轉(zhuǎn)角。

由圖4易得L1遠(yuǎn)大于s-sB，故θB≈θ，則FB″≈FB′。因此基本頂二次破斷后煤柱所受垂直作用力F″=FA″+FB″>F′。

可以得出，基本頂二次破斷后煤柱所受垂直作用力大增，同時(shí)煤柱水平推力也隨之增大，導(dǎo)致巷道圍巖變形更加劇烈。

3 強(qiáng)動(dòng)壓煤巷圍巖控制關(guān)鍵技術(shù)

3.1 破碎頂板柔性支護(hù)技術(shù)

強(qiáng)動(dòng)壓煤巷顯著特點(diǎn)是應(yīng)力集中程度高、頂板破碎易離層。而控制頂板離層和彎曲下沉最有成效的方法即采用破碎頂板柔性支護(hù)技術(shù)[10]，其突出優(yōu)勢(shì)在于預(yù)應(yīng)力桁架能有效提高淺部巖體的力學(xué)性能，改變錨固體力學(xué)狀態(tài)，從而阻止頂板圍巖裂隙發(fā)展和離層的出現(xiàn)。

破碎頂板柔性支護(hù)技術(shù)充分利用了圍巖的自承能力，調(diào)動(dòng)深部堅(jiān)固巖體的穩(wěn)定性，整體提高錨固區(qū)域圍巖的抗剪強(qiáng)度和抗壓強(qiáng)度，抑制頂板巖層的順序脫落和離層。其作用原理如圖5所示。

圖5 破碎頂板柔性支護(hù)技術(shù)原理

3.2 煤柱幫位移限制補(bǔ)強(qiáng)控制技術(shù)

強(qiáng)動(dòng)壓下沿空煤巷圍巖失穩(wěn)機(jī)制表明，巷道圍巖變形失穩(wěn)破壞是一個(gè)漸進(jìn)的過(guò)程，先是從某一個(gè)強(qiáng)度較弱的單元或部位產(chǎn)生破壞，然后逐漸進(jìn)展到圍巖的整體結(jié)構(gòu)平衡狀態(tài)被破壞[11]。正由于巖體內(nèi)部分布的不均勻性和構(gòu)造應(yīng)力的方向性，巷道圍巖內(nèi)部的薄弱單元將作為應(yīng)力集中與能量積聚的突破口，牽一發(fā)而動(dòng)全身，進(jìn)而會(huì)對(duì)巷道圍巖的整體穩(wěn)定性帶來(lái)極大挑戰(zhàn)，產(chǎn)生巨大的安全隱患。因此，強(qiáng)動(dòng)壓煤巷圍巖控制設(shè)計(jì)的關(guān)鍵在于提高巷道支護(hù)結(jié)構(gòu)的整體性，限制薄弱部位的變形量，從而達(dá)到支護(hù)體系的穩(wěn)定。

3.2.1 小孔徑預(yù)應(yīng)力短錨索

研究表明，在相同的錨索預(yù)應(yīng)力水平下，錨索長(zhǎng)度與錨索預(yù)應(yīng)力作用效果并不呈明顯正比關(guān)系，主動(dòng)支護(hù)性能較差，同時(shí)，長(zhǎng)8 m以上的錨索對(duì)中間部分作用效果已經(jīng)微乎其微，基本上無(wú)法有效控制頂板離層[12]。因此，在特定預(yù)應(yīng)力狀態(tài)下，短錨索的支護(hù)效果遠(yuǎn)優(yōu)于長(zhǎng)錨索，并適當(dāng)加大錨索的預(yù)應(yīng)力，可以最大化錨索的主動(dòng)支護(hù)性能。

小孔徑預(yù)應(yīng)力短錨索加強(qiáng)支護(hù)形式主要包括：①錨索有效加固范圍控制在4～8 m；②預(yù)緊力施加范圍控制在120～200 kN；③著重于錨索內(nèi)錨固段處理，錨固性能良好。

3.2.2 豎向桁架錨索整體強(qiáng)化技術(shù)

相比于單體錨索與巷道圍巖的點(diǎn)接觸而言，豎向桁架錨索的連接鋼梁與煤幫呈面接觸，使得作用面積大增，淺部破碎圍巖受力形成整體結(jié)構(gòu)，同時(shí)錨索作用點(diǎn)位于深部穩(wěn)定煤體中，增加了支護(hù)結(jié)構(gòu)的穩(wěn)定性。

豎向桁架錨索錨固點(diǎn)位于煤柱幫頂?shù)捉?，桁架產(chǎn)生豎向均布載荷，形成“梁”結(jié)構(gòu)直接作用于淺部煤幫，抑制巷道圍巖外擴(kuò)變形，應(yīng)對(duì)強(qiáng)動(dòng)壓下沿空巷道圍巖大變形的技術(shù)難題。

4 強(qiáng)動(dòng)壓沿空巷道圍巖控制方案與工程實(shí)效

4.1 112202回風(fēng)順槽圍巖控制方案

對(duì)于受二次采動(dòng)超前支承壓力影響的112202回風(fēng)順槽，采用“強(qiáng)護(hù)表，提預(yù)緊，深固根，結(jié)構(gòu)穩(wěn)”的支護(hù)原則進(jìn)行針對(duì)性補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，支護(hù)方案如圖6所示。

圖6 強(qiáng)動(dòng)壓沿空煤巷圍巖補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案

頂板：錨索間排距為1 700 mm×1 000 mm，規(guī)格為φ21.6 mm×8 300 mm，兩邊錨索垂直頂板向外夾角15°，錨索托盤尺寸300 mm×300 mm×16 mm，每根錨索采用1支MSK2360和2支MSM2360樹(shù)脂錨固劑，預(yù)緊力200 kN。錨索連接梁采用工字鋼，長(zhǎng)3 800 mm，兩端均突出200 mm。錨桿間排距為900 mm×1 000 mm，規(guī)格φ22 mm×2 600 mm。在局部頂板冒漏嚴(yán)重處加單體支柱進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)。

煤柱幫：錨索采用φ21.6 mm×5 800 mm的高強(qiáng)鋼絞線，間排距1 000 mm×1 000 mm，上下兩根錨索均垂直煤幫夾角15°，預(yù)緊力200 kN。錨索連接梁為14#槽鋼，長(zhǎng)2 400 mm。錨桿采用φ22 mm×2 600 mm螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×1 000 mm。

4.2 圍巖控制效果

112202回風(fēng)順槽采用強(qiáng)動(dòng)壓沿空巷道圍巖補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案后，回采超前影響段未出現(xiàn)明顯的變形破壞，說(shuō)明該補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案能夠適應(yīng)該地質(zhì)環(huán)境下的圍巖狀況，滿足安全生產(chǎn)的需要。112202回風(fēng)順槽回采影響區(qū)域補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案的控制效果，如圖7所示。

圖7 圍巖控制效果

根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)數(shù)據(jù)，二次回采期間112202回風(fēng)順槽頂板下沉量160 mm，底板鼓起量196 mm，煤柱幫位移量215 mm，煤幫位移量76 mm。監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，112202沿空煤巷圍巖變形基本可控，支護(hù)效果良好。

5 結(jié)論

(1)依據(jù)典型工程背景，對(duì)112202沿空煤巷的礦壓顯現(xiàn)特征進(jìn)行總結(jié)分析，在強(qiáng)烈的回采超前支承壓力作用下，巷道圍巖呈現(xiàn)大變形特征。

(2)建立112202沿空煤巷一次采動(dòng)影響和二次采動(dòng)影響基本頂斷裂力學(xué)模型，推導(dǎo)出破斷鉸接結(jié)構(gòu)對(duì)煤柱作用力公式，得出煤柱在2次采動(dòng)影響時(shí)煤柱受力存在明顯差異性，二次回采時(shí)煤柱受壓更加劇烈。

(3)提出破碎頂板柔性支護(hù)技術(shù)和煤柱幫部位移限制補(bǔ)強(qiáng)控制技術(shù)，有針對(duì)性地抑制112202沿空煤巷頂板下沉和煤幫外擴(kuò)變形。

(4)設(shè)計(jì)112202沿空煤巷受強(qiáng)動(dòng)壓影響補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)方案，有效控制頂板破碎和煤幫垮落，確保礦井安全生產(chǎn)。