近距離煤層上行開采被保護層回采巷道支護技術(shù)研究

劉 潤袁文華洪 可紀連杰孟 龍

(安徽理工大學(xué) 土木建筑學(xué)院,安徽 淮南 232001)

0 引言

我國大多數(shù)礦區(qū)的儲量賦存以近距離煤層為主,而我國煤礦現(xiàn)有推廣最成熟的開采順序方式是下行開采,即先采上部煤層后采下部煤層,與之相對的開采方式稱為上行式開采[1]。雖然下行開采對于工作面巷道布局、頂板管理等相關(guān)技術(shù)的解決具有較大優(yōu)勢,但當上部煤為不穩(wěn)定的突出煤層、采出困難的堅硬煤質(zhì)或者下部煤層開采價值高于上部煤層時,可以考慮采用上行開采方式,有助于礦井或采區(qū)實現(xiàn)高效高產(chǎn),具有一定的技術(shù)優(yōu)勢[2-3]。

針對近距離煤層上行開采回采巷道支護技術(shù)的難題,許多專家學(xué)者進行了相關(guān)的研究[4-8]。何滿潮、孫曉明等[9-10]在分析深部軟巖巷道大變形破壞原因的基礎(chǔ)上,在錨網(wǎng)索耦合支護方面進行了充分研究,并提出非線性設(shè)計方法,實現(xiàn)軟巖巷道支護體與圍巖在強度、剛度和結(jié)構(gòu)上的耦合,保證軟巖巷道圍巖的穩(wěn)定性;康紅普等[11]在錨桿相關(guān)作用機理的基礎(chǔ)上,提出了高預(yù)應(yīng)力和強力支護理論,并且強調(diào)礦壓監(jiān)測信息在實際應(yīng)用中的反饋指導(dǎo)作用;涂敏等[12]為了有效解決下保護層開采對上覆煤巷圍巖的變形影響作用,采用注漿加固的方式控制其變形,并進行了破碎煤體現(xiàn)場注漿加固試驗,試驗效果良好。這些相關(guān)支護技術(shù)理論研究和實踐成果推動了我國上行開采技術(shù)的發(fā)展,為上行開采支護技術(shù)研究提供了參考依據(jù)。

1 礦井及工作面概況

臨渙煤礦為煤與瓦斯突出礦井,主采煤層為7、9煤層,7煤與9煤間距23.50～32.39 m,是典型的近距離煤層。7煤和9煤最大瓦斯含量分別為5.16 ml/g、4.67 ml/g,為充分釋放7 煤層瓦斯,采取上行開采。

7111 工作面北鄰BF18 斷層,南鄰7112、7114工作面(已回采),西至Ⅰ11采區(qū)軌道石門及各階段聯(lián)巷,東至小陳家斷層防水煤柱線,地面標高+26.50～+27.60 m,工作面標高-372.1～-440.0 m。工作面走向長平均390 m,傾斜長176 m。

7111工作面煤厚為0.8～4.0 m,平均為2.4 m,煤層結(jié)構(gòu)簡單,屬于相對穩(wěn)定的煤層,煤層傾角為6°～16°,平均為11°;直接頂為泥巖,厚度為0.3～10.8 m,平均厚度為2.9 m;老頂為細砂巖,厚度為1.6～15.1 m,平均厚度為7.8 m;直接底為泥巖,厚度為0.9～9.1 m,平均厚度為6.6 m;老底為粉砂巖,厚度為4.5～25.5 m,平均厚度為13.2 m。

2 兩帶發(fā)育高度計算

在煤層采出后,采場圍巖應(yīng)力重新分布,形成了5個不同區(qū),分別為原始應(yīng)力區(qū)、煤壁支撐區(qū)、離層區(qū)、重新壓實區(qū)及穩(wěn)定區(qū)。由于受到下部煤層采動影響,打破了上覆煤巖層的初始平衡狀態(tài),在采動應(yīng)力的作用下,巷道的受力狀況發(fā)生了變化,圍巖變形也有了明顯差別[13],開始時出現(xiàn)了一定程度的垮落、下沉及變形等現(xiàn)象。“三帶”是根據(jù)采空區(qū)覆巖移動破壞程度來劃分,即垮落帶、斷裂帶和彎曲下沉帶(如圖1所示),各帶的厚度與下保護層回采厚度、煤層間距、煤層傾角、采煤方法等因素有關(guān)[14]。

圖1 下保護層采場上覆巖層結(jié)構(gòu)

在緩傾斜及傾斜煤層條件下,采用經(jīng)驗公式(1)計算垮落帶高度,經(jīng)驗公式(2)和(3)計算斷裂帶高度[15]:

式中:H k為垮落帶高度,m;H l為斷裂帶高度,m;∑M為下煤層采高,m。

7煤與9煤之間的巖層主要以黑色泥巖、灰色粉砂巖為主,屬于中硬巖層,平均開采高度為2.57 m。經(jīng)計算9 煤垮落帶高度H k為6.07～10.47 m,斷裂帶高度H l為27.72～42.06 m。9煤垮落帶高度小于兩煤層間距,而斷裂帶發(fā)育高度大于兩煤層間距。因此,上覆巖層結(jié)構(gòu)在9煤完全開采后可能會發(fā)生中等程度的破壞。

3 7111工作面巷道支護數(shù)值計算

選取有限差分FLAC3D數(shù)值模擬軟件,依據(jù)Mohr-Coulumb 屈服準則,建立三維數(shù)值模型,模擬下煤層開采后上部煤層巷道在3種不同支護方式下圍巖應(yīng)力分布特征、頂?shù)装寮皟蓭臀灰萍八苄詤^(qū)范圍,揭示上行開采覆巖變形破壞特征[16],為上煤層采準巷道支護方式及參數(shù)設(shè)計提供參考。

3.1 模型尺寸和邊界條件

依據(jù)7111工作面運輸巷道所在巖性段的地質(zhì)構(gòu)造及工作面附近地勘資料,采用FLAC3D軟件建立三維數(shù)值模型,模型尺寸為280 m×260 m×90 m,即模型走向為280 m,傾向為260 m,高度為145 m。計算模擬的巖層厚度為90 m,其上未模擬到的巖石覆土層厚度為400 m,該模型共劃分了22 954個節(jié)點和41 990個六面體單元。

3.2 支護方案設(shè)計

3.2.1 方案一:錨網(wǎng)索帶支護方式

結(jié)合7111工作面工程地質(zhì)條件,充分考慮下覆9煤開采的影響,在煤層頂板較完整地段,采用錨網(wǎng)索帶支護,如圖2所示。

圖2 7111機巷煤錨支護斷面

7111 機巷支護斷面為5 000 mm×3 200 mm(寬×高),采用φ22×2 800 mm 高強螺紋鋼錨桿,錨桿間排距為800 mm×900 mm,每排7根,預(yù)緊力不小于60 k N;鋼帶為M5型鋼帶,規(guī)格為2 500 mm×180 mm×4 mm;頂網(wǎng)和幫網(wǎng)均采用鋼筋網(wǎng)和注塑網(wǎng),規(guī)格分別為2 300 mm×100 mm,3 200 mm×900 mm;托盤規(guī)格為140 mm×140 mm×8 mm 的M 型托盤。

錨索選用φ17.8×6 300 mm 錨索,預(yù)緊力不小于100 k N,間距為1 000 mm,每排布置3根,排距為900 mm,托盤采用高強度平鋼板,規(guī)格為400 mm×400 mm×16 mm。

3.2.2 方案二:錨桿注漿支護

對于圍巖破碎段、高地壓段及底臌段,在正常段支護方案基礎(chǔ)上,增加注漿錨桿進行補強支護,形成全斷面注漿支護,如圖3所示。

圖3 錨桿注漿斷面

采用φ25×2 800 mm 中空螺紋鋼注漿錨桿,頂?shù)装遄{錨桿間排距為1 100 mm×1 600 mm,每排3 根,兩幫錨桿間排距為900 mm×1 600 mm,每排3根,兩幫共6根。注漿錨桿終壓定為2 MPa,錨固力不小于80 k N,初錨扭矩不小于300 N·m。錨桿使用2卷Z2550型樹脂錨固劑進行錨固。

3.2.3 方案三:U 型棚+錨索補強支護

在7111工作面掘進過程中,在地質(zhì)異常圍巖松散破碎范圍較大、煤層間距顯著減小、應(yīng)力集中圍巖內(nèi)部發(fā)生離層等情況下,應(yīng)采用可伸縮性U型棚+錨索補強支護,可有效提高巷道附近圍巖的強度,減小塑性破壞區(qū)范圍。

支護規(guī)格如下:29U 型鋼,棚距為700 mm,扎角為13°、拱基為5 000 mm、底扎為5 550 mm、凈高為3 200 mm、梁長為3 825 mm、腿長為3 825 mm;每棚使用4 副卡纜,卡纜間距為440 mm,卡纜螺母擰緊力矩要大于300 N·m;錨索桁架按巷中對稱布置,間距為1 200 mm,錨索排距為2 000 mm,錨索規(guī)格為φ22×6 300 mm;錨索桁架長為2 800 mm,由29 U 型鋼加工而成。7111 機巷桁架及錨索布置如圖4所示。

圖4 7111機巷桁架及錨索布置

3.3 模擬結(jié)果分析

3.3.1 垂直應(yīng)力場分析

7煤7111工作面回采巷道在一次性開挖結(jié)束后,在3種支護方案下的垂直位移云圖如圖5所示。

圖5 垂直應(yīng)力

由圖5(a)和(b)的垂直應(yīng)力云圖可看出,在方案一和方案二下,非對稱梯形巷道左右兩幫的應(yīng)力分布狀態(tài)并不一致,巷道幫部應(yīng)力集中現(xiàn)象呈現(xiàn)為右?guī)蛻?yīng)力集中大于左幫,多在巷道四個頂角位置聚集,巷道頂板以上1.5 m 內(nèi)及底板以下2 m 范圍內(nèi)均為應(yīng)力降低區(qū)。方案一和方案二頂角附近的垂直應(yīng)力最大值分別為19.54 MPa和30.98 MPa,對應(yīng)應(yīng)力集中系數(shù)分別為1.4和2.3,雖然方案二的巷道應(yīng)力集中程度相對較大,但應(yīng)力集中區(qū)域較方案一明顯縮小,說明在采取合理的注漿錨桿補強方案后,提高了巷道及附近圍巖自身的穩(wěn)定性,非對稱梯形巷道的應(yīng)力集中現(xiàn)象能得到有效的緩解,且有效控制了邊角這類薄弱處高應(yīng)力區(qū)的發(fā)展擴散,使頂角圍巖處于應(yīng)力分布較為均勻的狀態(tài),從而改善巷道的整體穩(wěn)定性。方案三下的巷道應(yīng)力集中區(qū)均勻分布在巷道兩幫,這是因為U 型棚架的受力較為均勻,使得圍巖垂直應(yīng)力均勻分布,圍巖剩余強度在進入塑性變形后也顯著提高,大大降低了圍巖深部垂直集中應(yīng)力,減輕了應(yīng)力集中現(xiàn)象,應(yīng)力集中系數(shù)為1.1～1.4,較方案一和方案二的支護效果更為突出。

3.3.2 巷道圍巖塑性區(qū)分布

在不同支護方案下,巷道開挖圍巖塑性區(qū)分布云圖如圖6所示。

圖6 塑性區(qū)分布

如圖6(a)和(b)所示,非對稱梯形巷道頂板發(fā)生的破壞大都以拉伸屈服為主,底板以剪切屈服為主。巷道底板的塑性區(qū)范圍為1.5～2 m,頂板塑性區(qū)相對較小,為0.5～1 m,方案一和方案二巷道幫部位置的塑性區(qū)平均厚度依次為2.3～2.6 m、1.8～2.1 m,說明方案二改善圍巖穩(wěn)定的效果更好,經(jīng)方案二對巷道圍巖進行補強注漿錨桿支護后,巷道圍巖塑性區(qū)分布范圍減小,說明巷道非對稱應(yīng)力得到一定緩解,在錨桿(索)結(jié)合注漿錨桿的共同作用下,深部松散破碎的圍巖又重新結(jié)合成整體,并被固定于穩(wěn)定巖層內(nèi),改善了巷道圍巖的受力環(huán)境。但從圖6(c)可見,方案三在采用U 型棚+錨索補強支護后,整體巷道抵抗拉、剪應(yīng)力大幅度提升,塑性區(qū)范圍較方案一和方案二明顯縮小,且頂板位移沉降量、兩幫移近量較之前兩種方案有顯著的降低,巷道表面及深部圍巖向開挖空間的運移傾向得到有效抑制,圍巖自身強度得到提高,表明在圍巖破碎段、高地壓段、底臌段以及穿煤段宜采用方案三的支護方式,避免巷道大面積冒頂、片幫現(xiàn)象的發(fā)生。

3.4 巷道圍巖表面和深部位移監(jiān)測

采用“十字”布點法對巷道圍巖表面位移進行觀測,采用LBY-3型頂板離層指示儀監(jiān)測不同深度圍巖的位移[17],監(jiān)測結(jié)果如圖7和圖8所示。

圖7 機巷Y8#測點表面位移

圖8 機巷J4#測點頂板離層變化曲線

(1)煤巷的兩幫和頂?shù)孜灰茝谋O(jiān)測開始的50 d內(nèi)變化較明顯,此時,煤巷頂板、兩幫的位移變化速率為1.26 mm/d和1.32 mm/d。50～114 d兩幫和頂?shù)孜灰谱兓淮?煤巷兩幫的位移速率為0.06 mm/d,煤巷頂?shù)椎奈灰扑俾蕿?.11 mm/d,此時,巷道兩幫和頂?shù)椎奈灰屏繛?0 mm。

(2)淺部基點從開始到穩(wěn)定時,位移量疊加到7 mm,而深部基點的位移量累積到8 mm,煤巷圍巖深部位移在10 d內(nèi)變化比較明顯,其中淺部基點的平均位移速率為0.6 mm/d,深部位移速率為0.625 mm/d。10 d后,深部位移和淺部位移都不變,處于穩(wěn)定狀態(tài)。

(3)隨著掘進工作面的推進,測點頂、底板和兩幫的相對位移量及頂板離層量均為先逐步增加后趨于穩(wěn)定,說明支護方案設(shè)計是合理的。

4 結(jié)論

(1)在采動應(yīng)力的作用下,臨渙煤礦采空區(qū)發(fā)生一定程度的垮落、下沉及變形等現(xiàn)象,9煤開采垮落帶高度為6.07～10.47 m,斷裂帶高度為27.72～42.06 m。在9煤完全開采后,上覆巖層結(jié)構(gòu)可能會發(fā)生破壞。

(2)通過FLAC3D軟件對臨渙煤礦7111工作面下煤層開采后上部煤層3種巷道支護方案進行模擬,對比分析在3種支護方案下垂直應(yīng)力場和巷道圍巖塑性區(qū)分布,得出方案三的支護效果明顯優(yōu)于其它兩種,該支護方案適用于地質(zhì)異常圍巖松散破碎范圍較大、煤層間距顯著減小、應(yīng)力集中圍巖內(nèi)部發(fā)生離層等情況。

(3)通過數(shù)值模擬分析和現(xiàn)場工程實踐驗證,3種支護方案在不同地段起到關(guān)鍵的支護效果,表明3種支護形式和支護參數(shù)實現(xiàn)了對回采巷道的有效控制。