三軟煤層巷道布置優(yōu)化與聯(lián)合支護技術(shù)研究

王國龍，常云博，林 陸，杜 湃，李 航

(1.北京天地華泰礦業(yè)管理股份有限公司，北京 100013；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083)

在煤礦軟巖問題中，比較突出的是三軟煤層回采巷道的圍巖控制問題，三軟煤層回采巷道在巷道掘進尤其是回采時會發(fā)生較大范圍的變形破壞。為解決三軟煤層巷道大變形問題，孟慶彬等[1，2]提出了“錨網(wǎng)索噴+U型鋼支架+注漿+底板錨注”分步聯(lián)合支護技術(shù)方案；何滿潮、彭巖巖等[3-5]等提出了采用柔層桁架支護技術(shù)的方案；王炯等[6]提出了關(guān)鍵部位加強支護的非對稱耦合支護技術(shù)；張紅軍等[7]提出采用錨索注的聯(lián)合支護技術(shù)方案，提高了巷道承載圍巖結(jié)構(gòu)的整體性與承載能力。然而以上支護是針對單個巷道的聯(lián)合支護，對相鄰巷道之間的聯(lián)合支護研究較少。

為節(jié)約煤炭資源，提高資源回采率，許多專家學(xué)者對沿空掘巷技術(shù)進行了研究，何富連等[8，9]通過數(shù)值模擬方法，比較分析了不同煤柱寬度條件下塑性區(qū)范圍和主應(yīng)力差的大小，選取了合理的煤柱寬度。賈雙春等[10]在掌握側(cè)向支承壓力分布規(guī)律的基礎(chǔ)上，求解出了厚煤層綜放開采煤柱中間的極限核區(qū)寬度計算式。柏建彪等[11，12]為分析沿空巷道在巷道掘進和回采階段關(guān)鍵塊B的穩(wěn)定性，建立了頂板力學(xué)模型，對關(guān)鍵塊B進行了理論上的研究。然而上述研究的是傳統(tǒng)巷道布置下沿空掘巷位置選擇和頂板穩(wěn)定性分析，對錯層位沿空掘巷布置方式煤柱寬度選擇及頂板穩(wěn)定性研究較少。

新義煤礦為三軟煤層，相鄰區(qū)段間留設(shè)25m煤柱，使巷道變形大和采出率低，因此為提高采區(qū)采出率和巷道圍巖的穩(wěn)定性，本文對11012回風(fēng)巷進行錯層位外錯式沿空掘巷的研究，采用極限平衡區(qū)法確定煤柱寬度，并對沿空巷道頂板穩(wěn)定性進行力學(xué)分析，并在此基礎(chǔ)上進行相鄰巷道的聯(lián)合支護，優(yōu)化巷道支護參數(shù)，并對類比采用錯層位沿空掘巷原支護方案和巷道支護方案優(yōu)化后在巷道回采期間進行數(shù)值模擬研究。

1 工程概況

1.1 地質(zhì)及工作面概況

新義煤礦主采二1煤層，傾角20°，埋深678～722m，平均深度700m。二1煤為三軟煤層，煤層及頂?shù)装蹇箟簭姸刃∮?5MPa，頂?shù)装搴罅空惩恋V物，直接頂為泥巖，平均厚2.3m，蒙脫石含量為14%～18%，自由膨脹變形量為12%，屬于中膨脹性軟巖，直接底為砂質(zhì)泥巖，平均厚1.7m，蒙脫石含量為8%～10%，自由膨脹變形量為9%，屬于弱膨脹性軟巖，二1煤平均厚度5m，灰黑色，片狀，煤質(zhì)較軟，易片幫、冒落。煤層頂?shù)装逯鶢顖D如圖1所示。

圖1 巷道頂?shù)装逯鶢顖D

11012工作面為走向長830m，傾斜長125m，采用走向后退式綜放開采，全部垮落法管理頂板，相鄰區(qū)段間留設(shè)25m寬煤柱。

1.2 巷道原支護參數(shù)

11012工作面回采巷道尺寸相同，寬度和高度分別為4.5m和3m的矩形斷面，原支護參數(shù)如下：

1)錨桿規(guī)格為?20mm×2.4m的左旋螺紋鋼錨桿，預(yù)緊力為40kN，頂錨桿間排距為0.8m×0.8m，幫錨桿間排距為0.85m×0.85m，每根錨桿使用2支CK2360樹脂藥卷。

2)錨索規(guī)格為?17.8mm×6.7m的鋼絞線，預(yù)緊力為160kN，間排距為1.05m×1.05m，每根錨索使用1支CK2360和2支Z2360樹脂藥卷。

3)巷道頂板及兩幫采用菱形鋼筋網(wǎng)，尺寸3.0m×1.2m，網(wǎng)格尺寸50mm×50mm。

1.3 巷道變形原因分析

1)11012回風(fēng)巷所在的二1煤層為三軟煤層，圍巖強度低，裂隙發(fā)育，圍巖具有流變性。巷道開挖后淺部圍巖發(fā)生破碎，圍巖承載力降低，從而造成淺部圍巖流變速度加快且持續(xù)時間長。

2)11012回風(fēng)巷在掘進和回采期間，均受11011工作面采空區(qū)側(cè)向支承壓力的影響，而11012工作面回采期間巷道圍巖變形加劇，在巷道頂板及兩幫出現(xiàn)“網(wǎng)兜”現(xiàn)象。

3)巷道開挖后錨索網(wǎng)的支護強度不夠和支護不及時，使煤體進一步發(fā)生松散破碎，未對底板采取支護措施，導(dǎo)致底板受兩幫擠壓發(fā)生底鼓。

2 巷道布置優(yōu)化及關(guān)鍵塊穩(wěn)定性分析

2.1 巷道布置優(yōu)化

為減小巷道圍巖變形，提高資源回采率，采用錯層位外錯式沿空掘巷布置方式，如圖2所示。

圖2 錯層位外錯式巷道布置方式

錯層位外錯式[13]是將相鄰區(qū)段間巷道布置在同一煤層的不同層位布置方式。11012回風(fēng)巷沿煤層底板布置，巷道寬4.5m，高3m，11011進風(fēng)巷沿煤層頂板布置，寬4.5m，高2.0～3.5m，靠近11011進風(fēng)巷下方存在一個起坡段，使工作面傾向角度由緩斜變?yōu)樗?，有利于減少設(shè)備的放倒防滑，且由于三角煤存在，在工作面開采后，垮落矸石與三角煤體共同支撐采空區(qū)側(cè)基本頂，減小了基本頂斷裂后的旋轉(zhuǎn)角度[14]，從而減少了基本頂作用在實體煤上方的載荷，提高了煤體強度。

2.2 關(guān)鍵塊穩(wěn)定性分析

2.2.1 實體煤側(cè)極限平衡區(qū)確定

受上區(qū)段采動影響，在側(cè)向煤體內(nèi)部形成側(cè)向支承壓力，煤壁至支承壓力峰值為極限平衡區(qū)，支承壓力峰值至煤體深處為彈性區(qū)。其中，極限平衡區(qū)分為破裂區(qū)和塑性區(qū)，為求解破裂區(qū)、塑性區(qū)和極限平衡區(qū)寬度，可用式(1)、式(2)、式(3)計算[15]。

x0=x1+x2

(1)

2.2.2 窄煤柱寬度確定

為確定合理的煤柱寬度，可將巷道和煤柱布置在低應(yīng)力區(qū)域，最好是靠近破裂區(qū)布置。若選取靠近破裂區(qū)的4m煤柱，巷道開掘后，煤柱破裂區(qū)增大，造成4m煤柱承載力降低，煤柱寬度雖大于錨桿長度2.4m，但煤柱破碎范圍大，錨桿無法發(fā)揮錨固性。工作面回采后，煤柱受到本工作面回采擾動影響，會使煤柱破裂區(qū)進一步增大，造成巷道圍巖變形增大，使巷道返修率提高，增加支護成本，且煤柱裂隙發(fā)育會使上區(qū)段的采空區(qū)積水，流到本工作面，機械設(shè)備容易遭到腐蝕，縮短設(shè)備使用壽命。因此為將巷道和煤柱布置靠近應(yīng)力較低區(qū)域，同時能夠發(fā)揮幫部錨桿錨固作用，隔離采空區(qū)，提高煤炭采出率等，選擇煤柱留設(shè)寬度為5m。

2.2.3 關(guān)鍵塊B穩(wěn)定性分析

窄煤柱留設(shè)寬度為5m，因此為確定關(guān)鍵塊B穩(wěn)定性，對關(guān)鍵塊B建立力學(xué)模型進行分析[16]，如圖3所示。

圖3 關(guān)鍵塊B受力簡圖

1)合力矩和合力分析。對關(guān)鍵塊B應(yīng)力進行受力分析，各個力對旋轉(zhuǎn)軸GC取矩，合力矩為0，即：

-RBCcosθL2-(FR+FZ)cosθ/3=0

(4)

式中，a為關(guān)鍵塊咬合長度，m。

a的計算式為：

式中，ψ為關(guān)鍵塊B的底角，(°)；σy為關(guān)鍵塊B下方煤體的鉛直應(yīng)力，MPa。

σy可用式(6)計算[17]：

式中，A為側(cè)壓系數(shù)；φ0為煤體內(nèi)摩擦角，(°)；c0為煤體內(nèi)聚力，MPa；PZ為支護阻力，MPa；fg為單位面積矸石支撐力，MPa；FR，F(xiàn)Z為關(guān)鍵塊B自重及上覆軟弱巖層的重量，MN。

FR=SΔhRγR

(7)

FZ=SΔhzγz

(8)

式中，SΔ為關(guān)鍵塊B的面積，m2；hR為關(guān)鍵塊B上覆軟弱巖層的厚度，m；γR為關(guān)鍵塊B上覆軟弱巖層的容重，kN/m3；γz為關(guān)鍵塊B容重，kN/m3。

由式(4)求解RBC：

鉛垂方向合力為0，可得RAB為：

RAB=2RBC+FR+FZ-FM-FG-FD

(10)

水平方向合力為0，可得TAB為：

TAB=2TBCcosψ

(11)

2)C塊對關(guān)鍵塊B的水平推力TBC。TBC可用式(12)進行計算[17]：

式中，hz為關(guān)鍵塊B的厚度，m；

將式(12)代入式(11)，求得TAB：

3)煤體的支撐力FM。關(guān)鍵塊B下方煤體的支撐力FM用式(14)計算：

4)直接頂支撐力FD。直接頂對關(guān)鍵塊B支撐力為：

式中，KD為未放頂煤支撐系數(shù)；Km為頂煤碎脹系數(shù)；Kl為直接頂碎脹系數(shù)；Hl為直接頂厚度，m；w為巷道寬度，m。

直接頂對CG軸支撐力矩R3為：

5)冒落矸石的支撐力FG。冒落矸石對關(guān)鍵塊B支撐力為：

式中，KG為矸石支撐系數(shù)；h空為采空區(qū)空頂高度，m。

矸石對CG軸支撐力矩R3為：

將式(5)、式(6)、式(13)、式(15)代入式(9)，解得RBC：

R1=2aTBCcosθ

(21)

將式(7)、式(8)、式(9)、式(14)、式(16)、式(18)代入式(10)，即可解得RAB。

關(guān)鍵塊A和B結(jié)構(gòu)失穩(wěn)的方式主要有兩種：滑落失穩(wěn)和回轉(zhuǎn)失穩(wěn)[16]。為防止關(guān)鍵塊B與巖體A發(fā)生滑落失穩(wěn)，必須滿足以下條件：

TABtanφ≥RAB

(23)

將參數(shù)L2=16.75m，hR=8.5m，hZ=7m，γR=25.6kN/m3，γZ=25kN/m3，SΔ=140.28m2，θ=8°，ψ=15°，φ=25°，φ0=22°，c0=0.15MPa，A=1.2，Pz=0.2MPa，m=5.0m，Kl=1.7，Hl=2.3m，KG=0.3MPa，h空=3.1m代入式(19)、式(23)，可得：TAB=116.82MN，TABtanφ=54.46MN>RAB=37.14MN，關(guān)鍵塊B不會發(fā)生滑落失穩(wěn)。

為防止關(guān)鍵塊B結(jié)構(gòu)發(fā)生回轉(zhuǎn)失穩(wěn)，必須滿足以下條件：

3 相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)及支護參數(shù)優(yōu)化

3.1 相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)

相鄰巷道聯(lián)合支護[18]結(jié)構(gòu)如圖4所示，11012回風(fēng)巷錨桿錨索與注漿共同控制淺部圍巖變形，可改善圍巖力學(xué)性質(zhì)和提高淺部圍巖殘余強度，頂錨索錨固在頂板穩(wěn)定巖層中，對頂板巖層起懸吊作用，在頂板中深部巖層形成擠壓體，控制頂板中深部巖層防止產(chǎn)生離層。11011進風(fēng)巷側(cè)幫錨索依靠自身剛度抵抗頂板中深部巖層的剪切破壞，11011進風(fēng)巷側(cè)幫錨索增加了11012巷頂板錨索的支護密度，使11011巷與11012巷產(chǎn)生的擠壓體相互疊加，形成聯(lián)合錨固區(qū)[19]，對中部圍巖進行加固，防止中部圍巖離層，可提高淺部圍巖承載能力，保持圍巖的穩(wěn)定。

圖4 相鄰巷道聯(lián)合支護

3.2 支護參數(shù)優(yōu)化

支護參數(shù)的優(yōu)化是通過正交實驗完成的，由于正交實驗篇幅太長，故本節(jié)只列出優(yōu)化的結(jié)果，相鄰巷道聯(lián)合支護參數(shù)如下：

1)11011進風(fēng)巷側(cè)幫錨索：規(guī)格為?20mm×11m，每排安設(shè)3根，間排距為0.7m×1.2m，預(yù)緊力為200kN。

2)11012回風(fēng)巷錨桿：規(guī)格為?20mm×2.4m、預(yù)緊力為80kN、間排距為0.8m×0.8m。頂板和兩幫采用菱形金屬網(wǎng)，網(wǎng)孔規(guī)格50mm×50mm，網(wǎng)片規(guī)格為3.2m×1.0m。

3)11012回風(fēng)巷頂錨索：規(guī)格為?17.8mm×9m，預(yù)緊力200kN，間排距為1.2m×1.2m，每排布置4根錨索。

4)11012回風(fēng)巷注漿：等效層厚度為2.5m，彈性模量為煤層的1.4倍，黏聚力為煤層的2.5倍，內(nèi)摩擦角為36°。

4 支護效果研究

4.1 數(shù)值模型建立

根據(jù)礦井地質(zhì)條件，模型長設(shè)為410m，寬設(shè)為100m，高設(shè)為290m，礦井各巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。模型頂部施加14.5MPa垂直應(yīng)力，限制四周位移和速度，固定底部邊界，模型采用摩爾-庫倫破壞模型，建立了分組模型。

表1 巖體參數(shù)

4.2 原支護方案錯層位巷道支護效果

4.2.1 原支護方案巷道垂直應(yīng)力分析

采用原支護方案時，在工作面前方5～35m范圍內(nèi)，兩幫垂直應(yīng)力變化較為劇烈，且越靠近工作面垂直應(yīng)力越大，在35m后趨于平緩。在工作面前方5m處出現(xiàn)超前應(yīng)力峰值，煤柱幫側(cè)為43.86MPa，實體煤幫側(cè)為48.89MPa；在工作面前方65m處巷道兩幫垂直應(yīng)力基本保持不變，煤柱幫側(cè)為39.52MPa，實體煤幫側(cè)為30.48MPa。

4.2.2 原支護方案巷道圍巖位移

采用原方案支護時，巷道位移變形量較大，其中，頂板下沉量最大值為472.25mm、底鼓最大值為289.11mm、實體煤幫內(nèi)移量最大值為369.41mm、煤柱幫內(nèi)移量最大值為398.57mm，距離工作面前方35m后，各移近量變化幅度逐漸減少，說明工作面前方0～35m內(nèi)受回采擾動比較嚴(yán)重，在距離工作面前方65m處，頂板下沉量減小至193.62mm；底板減小至122.67mm；實體煤幫減小至135.24mm；煤柱幫減小至159.44mm。

4.2.3 原支護方案巷道圍巖塑性區(qū)分析

原支護方案巷道圍巖塑性區(qū)如圖5所示，由圖5可知，采用原方案支護時，在工作面前方5m處，巷道頂?shù)装宄霈F(xiàn)大面積塑性區(qū)，實體煤側(cè)塑性區(qū)范圍較廣；在工作面前方15m處，巷道頂板及實體煤幫塑性區(qū)減少，但錨桿(長2.4m)錨固范圍在塑性區(qū)內(nèi)，不能發(fā)揮錨桿支護效能；在工作面前方30m、45m處，巷道頂板塑性區(qū)基本保持不變，實體煤幫塑性區(qū)范圍在減少，但頂?shù)装寮皩嶓w煤幫塑性區(qū)仍在錨桿錨固范圍外，不能發(fā)揮錨桿支護性能；在工作面前方65m處，巷道頂板、實體煤幫和底板塑性區(qū)繼續(xù)減少，但由于頂?shù)装寮皩嶓w煤幫塑性區(qū)范圍仍大于2.4m，巷道不能維持穩(wěn)定。

圖5 原支護方案巷道圍巖塑性區(qū)

4.3 巷道支護方案優(yōu)化及效果

4.3.1 優(yōu)化后巷道垂直應(yīng)力分析

巷道支護參數(shù)優(yōu)化后，在工作面前方巷道兩幫垂直應(yīng)力變化較為強烈的區(qū)域為5～30m，越靠近工作面垂直應(yīng)力越大，在工作面前方30m后趨于平緩。在工作面前方5m處出現(xiàn)超前應(yīng)力峰值，與原支護相比，煤柱幫側(cè)提高4.12%，為45.67MPa，實體煤幫側(cè)提高5.87%，為51.76MPa；在工作面前方65m處巷道兩幫垂直應(yīng)力基本保持不變，與原支護相比，煤柱幫側(cè)提高1.42%，為40.08MPa，實體煤幫側(cè)提高5.54%，為32.17MPa。

4.3.2 優(yōu)化后巷道位移分析

優(yōu)化后巷道支護方案較原支護方案的采動影響范圍控制效果更佳，采動影響范圍進一步減小。其中，頂板下沉量最大值減少11.71%，為326.13mm、底鼓量最大值減少20%，為231.26mm、實體煤幫內(nèi)移量最大值減少41.16%，為217.35mm、煤柱幫內(nèi)移量最大值減少38.65%，為244.52mm，距離工作面前方30m后，各移近量變化幅度逐漸減少，在距離工作面前方65m處，頂板下沉量減小至131.69mm；底板減小至104.84mm；實體煤幫減小至79.53mm、煤柱幫減小至97.49mm。

4.3.3 優(yōu)化后巷道塑性區(qū)分析

優(yōu)化后巷道圍巖塑性區(qū)如圖6所示，由圖6可知，優(yōu)化后支護即采用相鄰巷道聯(lián)合支護技術(shù)，在工作面前方不同位置塑性區(qū)范圍相較于原支護巷道塑性區(qū)范圍均減少，優(yōu)化后錨桿長度為2.8m，在工作面前方15m處，頂錨桿長度大于塑性區(qū)范圍，可將頂板淺部圍巖進行錨固，且側(cè)幫錨索與巷道頂錨索形成的聯(lián)合錨固區(qū)，控制巷道頂板中深部圍巖產(chǎn)生離層、滑落；在工作面前方30m處，巷道圍巖塑性區(qū)在縮小，頂板在錨桿錨固范圍內(nèi)，底板在注漿(2.5m)范圍內(nèi)；在工作面前方65m處，聯(lián)合錨固區(qū)塑性區(qū)范圍雖有所增加，但巷道圍巖塑性區(qū)范圍相較于30m在減少，可有效保證巷道圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài)。

圖6 優(yōu)化后巷道巷道圍巖塑性區(qū)

5 結(jié) 論

1)采用極限平衡區(qū)法求解出破裂區(qū)寬度為3.75m，塑性區(qū)寬度為9.57m，極限平衡區(qū)寬度為13.32m，為提高煤炭回采率、煤柱具有承載力、錨桿具有錨固性和巷道靠近破裂區(qū)，最終確定煤柱留設(shè)寬度為5m。

3)采用錯層位沿空掘巷在巷道回采期間，優(yōu)化后支護方案與原支護方案相比，實體煤側(cè)和煤柱幫側(cè)超前應(yīng)力峰值有所提高，頂板下沉量、底鼓量、實體煤幫內(nèi)移量和煤柱幫內(nèi)移量最大值大大減少。自工作面前方5m以后，聯(lián)合錨固區(qū)范圍內(nèi)有塑性區(qū)減少，相鄰巷道間聯(lián)合支護增強，可抑制巷道頂板巖層離層滑落；自工作面前方15m以后，頂錨桿錨固在塑性區(qū)外，可發(fā)揮錨桿錨固性，控制巷道淺部圍巖變形。