窄煤柱巷道非對稱變形機理及關(guān)鍵控制技術(shù)研究

王詩策

(山西新元煤炭有限責(zé)任公司，山西 晉中 045400)

近幾年，窄煤柱巷道掘進技術(shù)在我國取得了較大的發(fā)展，但是該類型巷道作為一種典型的強采動影響巷道，其大變形問題一直比較突出，楊凡[1]提出了工作面回采過程中“O-X”鉸接頂梁結(jié)構(gòu)對窄煤柱沿空掘巷期間的影響；董合祥[2]、蔣威[3]、王俊峰[4]運用內(nèi)外應(yīng)力場理論和極限平衡區(qū)理論對窄煤柱巷道沿空掘巷期間關(guān)鍵層的破斷高度進行了推導(dǎo)，并給出了成套關(guān)鍵控制技術(shù)；何凱[5]對窄煤柱體內(nèi)在不同階段彈性能的集存釋放規(guī)律進行了研究。眾多學(xué)者的研究成果為窄煤柱巷道的安全高效掘進提供了有力支撐。但是對于煤柱尺寸效應(yīng)及巷道非對稱變形力學(xué)本質(zhì)的研究仍有待深入，且在關(guān)鍵控制技術(shù)上手段也較為單一,為此，本文將以新元公司9111進風(fēng)巷的地質(zhì)資料為背景，對窄煤柱巷道非對稱變形機理及控制技術(shù)進行研究，以期為類似條件下巷道的圍巖控制提供借鑒。

1 工程背景

9111進風(fēng)巷設(shè)計長度1 900 m，沿9號煤頂板掘進，直接頂為砂質(zhì)泥巖，平均厚度8.4 m，老頂為粉砂巖平均厚度10.1 m，巷道斷面5.2 m×3.5 m，初步設(shè)計采用“錨桿+錨索+金屬網(wǎng)”聯(lián)合支護。如圖1所示該巷道東側(cè)為9110工作面(已采)，9111進風(fēng)巷與9110工作面采空區(qū)之間留設(shè)10 m區(qū)段煤柱，考慮銜接緊張9110工作面回撤完畢后即進行該巷道的開掘，巷道掘進期間圍巖變形量較大，區(qū)段煤柱一側(cè)幫鼓嚴(yán)重。

圖1 9111工作面巷道布置圖

2 窄煤柱巷道非對稱變形機理主要影響因素

2.1 煤柱尺寸效應(yīng)對巷道變形影響

為研究不同煤柱尺寸下巷道的應(yīng)力分布規(guī)律，本節(jié)將以新元公司9111工作面的地質(zhì)資料為背景，運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件進行模擬研究。本次涉及的模擬共分為三大類，六種工況。小煤柱(5 m、10 m、15 m)、中等煤柱(20 m、30 m)、寬煤柱(40 m)。

在9110回風(fēng)巷與9111進風(fēng)巷之間預(yù)留的區(qū)段煤柱內(nèi)橫向布置垂直應(yīng)力監(jiān)測點，待模型開挖完成計算平衡后，對所提取的數(shù)據(jù)進行處理。

圖2中橫坐標(biāo)表示9111進風(fēng)巷距巷道煤柱幫的距離，由圖2可知，不同煤柱尺寸下垂直應(yīng)力分布差異較大，當(dāng)煤柱尺寸在5～15 m區(qū)間內(nèi)時，垂直應(yīng)力分布呈現(xiàn)出明顯的單峰狀態(tài)，5 m、10 m、15 m三種工況下峰值應(yīng)力分別為15.9 MPa、33.8 MPa、34 MPa，分別出現(xiàn)在距采空區(qū)邊緣2.5 m、5 m、7.5 m的位置，從峰值應(yīng)力分布位置與煤柱尺寸的相對關(guān)系判斷，該區(qū)間內(nèi)煤柱中部承受載荷較大。當(dāng)煤柱尺寸在20～30 m區(qū)間內(nèi)時，應(yīng)力峰值點出現(xiàn)的位置開始逐漸向采空區(qū)一側(cè)發(fā)生轉(zhuǎn)移，當(dāng)煤柱寬度為30 m時，峰值應(yīng)力距采空區(qū)變形的距離僅為5.5 m，并且隨著煤柱寬度尺寸的增加煤柱峰值應(yīng)力也相應(yīng)的有所降低，30 m工況下煤柱體內(nèi)的峰值應(yīng)力僅為15 m工況下的76.2%.當(dāng)煤柱寬度為40 m時，峰值應(yīng)力為25.4 MPa，出現(xiàn)在距采空區(qū)邊緣6.5 m的位置，因峰值應(yīng)力距9111進風(fēng)巷的橫向距離較遠(yuǎn)，所以巷道所處的應(yīng)力場比較穩(wěn)定。

圖2 不同煤柱尺寸內(nèi)垂直應(yīng)力分布圖

結(jié)合不同煤柱尺寸下垂直應(yīng)力的分布特征及塑性區(qū)發(fā)育規(guī)律，可將巷道布設(shè)位置分為3類：Ⅰ(低應(yīng)力，塑性區(qū)極發(fā)育)、Ⅱ(高應(yīng)力，塑性區(qū)發(fā)育)、Ⅲ(中等應(yīng)力，塑性發(fā)育范圍小)，如圖3所示。9111進風(fēng)巷與9110回風(fēng)巷之間留設(shè)10 m區(qū)段煤柱時，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)較大且塑性區(qū)發(fā)育，所以在煤柱寬度既定的條件下，為有效控制巷道變形必須采取非對稱補強支護設(shè)計。

圖3 巷道布設(shè)位置分區(qū)圖

2.2 頂板楔形結(jié)構(gòu)體對窄煤柱巷道圍巖應(yīng)力場影響

工作面回采過后基本頂達到極限跨距后會依次破斷、回轉(zhuǎn)失穩(wěn)?；卷斠话銥槌休d能力較高的一層或數(shù)層厚硬巖層，它的破斷失穩(wěn)會導(dǎo)致其上方一定范圍內(nèi)的巖層發(fā)生離層，但是由于高位關(guān)鍵層的控制作用，頂板垮落高度一般不會持續(xù)向上方發(fā)育，最終回采工作面頂板的垮落形態(tài)呈上窄下寬的“正梯形”。而采空區(qū)邊界頂板側(cè)向殘留巖體則呈“楔形”，楔形體巖層的重量由區(qū)段煤柱與巷道實體煤柱幫共同承擔(dān)，在楔形體的作用下會對下方巷道圍巖產(chǎn)生明顯的偏載效應(yīng)，導(dǎo)致巷道窄煤柱的壓縮應(yīng)變量普遍大于實體煤柱幫。

3 窄煤柱巷道非對稱變形關(guān)鍵控制技術(shù)

3.1 窄煤柱巷道非對稱變形控制思路

1) 楔形承載單元中，基本頂?shù)淖罱K穩(wěn)定高度是決定巷道應(yīng)力環(huán)境的關(guān)鍵因素，所以需對巷道窄煤柱幫一側(cè)的巷道頂板支護體系進行優(yōu)化，利用補強錨索與鋼筋梯子梁相結(jié)合，組成橫縱相交的似桁架支護體系，減少巖層間的剪切變形及離層擴容，有效抑制鄰近工作面回采過后頂板弧形三角塊的臺階錯動，提高頂板巖梁的完整性，降低礦壓顯現(xiàn)程度如圖4所示。

圖4 窄煤柱體巷道頂板巖層破斷規(guī)律示意

2) 對巷道窄煤柱進行補強支護，均衡頂板楔形結(jié)構(gòu)單元對巷道圍巖的非對稱影響。提高窄煤柱幫支護的強度，在現(xiàn)有錨桿支護體系的基礎(chǔ)上補打加強錨索，有效控制圍巖的剪切擴容變形。采用注漿加固工藝對窄煤柱幫損傷區(qū)域進行修復(fù)，為錨桿及錨索單元提供可靠的著力點，最大限度地保證窄煤柱幫的承載能力，并向?qū)嶓w煤柱側(cè)均衡頂板荷載，協(xié)同抑制基本頂回轉(zhuǎn)失穩(wěn)過程中對巷道的沖擊荷載。

3.2 巷道支護體系優(yōu)化

基于以上分析，提出如下支護優(yōu)化方案：①頂板布置6根D22 mm×2 400 mm錨桿，間距為950 mm，排距為1 000 mm,靠近兩幫的的錨桿傾斜布置，與巷道頂板垂直方向的夾角為12°，各錨桿采用W型鋼帶進行橫向連接。頂錨索規(guī)格為D21.6 mm×8 200 mm，錨固段長度為2 000 mm，錨索采用差異化間隔布置，首先以巷道中線為基準(zhǔn)對稱布置2根錨索，間距1 900 mm、排距2 000 mm，并采用12號礦用工字鋼連接，形成橫向桁架結(jié)構(gòu)，在距窄煤柱幫500 mm的位置縱向布置錨索，該錨索與橫向布置的錨索不在同一排，排距為2 000 mm，每2根錨索同樣采用12號槽鋼進行連接，形成縱向桁架結(jié)構(gòu)。②窄煤柱幫采用D22 mm×2 400 mm錨桿配合W鋼護板進行支護，錨桿預(yù)緊力不低于300 N·m，間距800 mm、排距1 000 mm，頂角錨桿和底角錨桿距頂?shù)装宓木嚯x分別為250 mm、550 mm。幫部補強錨索為D21.8 mm×4 200 mm，錨固段長度不低于1 500 mm，間距1 800 mm、排距1 000 mm，縱向布置的2根錨索采用12號槽鋼連接。錨桿錨索支設(shè)完成后需對該段巷道及時進行噴漿封閉，接著進行注漿加固，考慮到煤柱寬度為10 m，所以注漿孔以淺形式布置，長度3 000 mm，間排距1 800 mm×2 000 mm，注漿材料為水泥-水玻璃，注漿壓力控制在1.5～2 MPa。③實體煤柱幫，實體煤柱幫支護形式與窄煤柱幫基本相同，只是不進行注漿加固及補打加強錨索。

4 現(xiàn)場應(yīng)用效果評價

為科學(xué)評估采取差異化設(shè)計后巷道的穩(wěn)定性，在掘進期間每隔100 m布置一組礦壓綜合測站，監(jiān)測內(nèi)容主要包括巷道兩幫及頂板巖層的受力及巷道表面的位移變化情況，每個綜合測站的平均觀測周期為90 d。

由圖6可知，在整個觀測周期內(nèi)窄煤柱幫的最大位移量為159 mm，實體煤柱幫的最大位移量為112 mm，雖然窄煤柱幫的位移量依然大于實體煤柱幫，但是二者的差值僅為47 mm，這說明優(yōu)化后的支護方案能夠較好地均衡頂板楔形承載單元的不均衡荷載。由圖7可知，錨桿、錨索的受力在巷道開掘后21 d天內(nèi)快速同時遞增，并且逐漸趨于穩(wěn)定。這說明新的支護體系能夠在巷道開挖后及時有效地對圍巖的膨脹應(yīng)變及剪切擴容變形產(chǎn)生反向約束作用，較好地保證圍巖的完整性，充分調(diào)動頂板承載結(jié)構(gòu)的自支承能力。

圖5 9111進風(fēng)巷優(yōu)化后支護斷面圖(mm)

圖6 掘進期間巷道變形曲線圖

圖7 掘進期間巷道支護單元受力曲線圖

為了全面評估9111工作面回采過程中巷道的穩(wěn)定性，對回采期間的巷道位移量進行了統(tǒng)計，由圖8可知，當(dāng)工作面推進到距測點60 m的位置時，受超前支承壓力的影響，兩巷及頂?shù)装逦灰瞥尸F(xiàn)出快速遞增的趨勢，整個監(jiān)測周期內(nèi)實體煤柱幫的位移量為301 mm、窄煤柱幫的位移量為448 mm，頂?shù)装宓囊平繛?50 mm，巷道變形整體可控，回采期間未進行二次整巷，較好地保證了工作面的安全高效生產(chǎn)。

圖8 9111工作面回采期間巷道變形曲線圖

5 結(jié) 語

1) 煤柱尺寸效應(yīng)是影響巷道圍巖塑性區(qū)發(fā)育及應(yīng)力場形成的關(guān)鍵因素，根據(jù)巷道與采空區(qū)之間煤柱寬度的不同，可將巷道布設(shè)位置分為：Ⅰ(低應(yīng)力，塑性區(qū)極發(fā)育)、Ⅱ(高應(yīng)力，塑性區(qū)發(fā)育)、Ⅲ(中等應(yīng)力，塑性發(fā)育范圍小)。

2) 窄煤柱巷道采空區(qū)邊界頂板側(cè)向殘留巖體則呈“楔形結(jié)構(gòu)”，該部分載荷由區(qū)段煤柱與巷道實體煤柱幫共同承擔(dān)，并且會對下方巷道圍巖產(chǎn)生明顯的偏載效應(yīng)。

3) 提出了以“桁架支護+改性注漿+二次補強”為一體的窄煤柱巷道非均勻變形協(xié)同控制方案，較好地保證了窄煤柱體的完整性，充分調(diào)動了圍巖結(jié)構(gòu)的自支承能力。

4) 在巷道掘進及回采期間巷道頂?shù)装寮皟蓭鸵平空w可控，錨桿、錨索支護單元對圍巖初期變形抑制效果明顯。