張建樂,張廣杰
(1.河南明德礦山技術開發(fā)有限公司,河南 焦作 454003;2.河南理工大學河南理工產(chǎn)業(yè)技術研究院,河南 焦作 454003)
隨著煤礦開采技術的快速發(fā)展,開采條件從淺部發(fā)展至深部,其巷道將會處于特殊復雜的應力環(huán)境中,尤其是動壓影響區(qū)域巷道圍巖完整性較差[1]。煤礦開采深度逐年向深部延伸,其所處地質條件復雜程度加大,巷道支護比較困難,尤其是動壓巷道再經(jīng)受多次回采動壓影響后治理更加困難[2-3]。
針對深井動壓巷道破壞發(fā)生機制及其控制技術方面,諸多科研工作者作了不少的研究工作??导t普等[4]通過研究發(fā)現(xiàn),高強預應力強力錨索的預應力對主動支護非常關鍵,并提出高壓錨注-噴漿協(xié)同控制技術。王連國等[5]通過構建非等壓時巷道破壞力學模型,揭示了動壓軟巖巷道破壞機理,提出采用錨網(wǎng)索、錨注聯(lián)合支護技術,現(xiàn)場試驗效果良好;許興亮等基于綜合手段研究分析了曹村礦水平大巷變形破壞特征,提出軟巖大巷圍巖控制思路,現(xiàn)場應運后有效治理了大巷變形問題。陳曉祥等[6]基于綜放回采巷道受動壓影響后發(fā)生破壞的主因是其幫部圍巖塑性區(qū)出現(xiàn)剪切滑移面滑移破壞,應主動對該區(qū)域進行加固處理,提出“攜頂?shù)?,控兩幫”支護思路。郭志彪等[7]針對千米深井動壓巷道現(xiàn)場破壞狀況,找出了其變形的關鍵原因,采用卸壓及恒阻錨索支護技術在場應運后明顯改善了巷道變形?;诳刂茋鷰r變形的問題,許多科研工作者通常利用增加支護密度和支護強度以及多種方式聯(lián)合支護的方式抑制巷道變形。但因不同礦區(qū)生產(chǎn)地質條件差異性較大,尤其是深部巷道自身條件也較差造成深部動壓回采巷道失穩(wěn)及控制問題仍需深入研究實踐。而針對大埋深、高瓦斯礦井,煤層較軟且其頂板堅硬,大煤柱條件下沿空巷道變形機理及防治措施研究較少,本文針對保安煤礦以往大煤柱巷道(煤柱寬度44 m)在臨近工作面回采后,巷道頂板破碎且下沉量大,幫鼓和底鼓十分嚴重,在本工作面回采前需重新返修后才能使用的問題,結合現(xiàn)場調研和巷道礦壓總結結果,理論分析了動壓巷道破壞特征,根據(jù)其變形破壞的關鍵因素,提出以切頂卸壓的手段進行治理,為大埋深動壓巷道的圍巖控制提供技術借鑒。
保安煤礦15110(全文簡稱15110)工作面開采15 號煤層,15110 進風順槽中部的I-3 號勘探鉆孔揭露15 號煤層厚度為3.43 m。15110 工作面巷道掘進時揭露煤層厚度3.2~4.65 m,平均4.07 m,煤層傾角0°~10°。本工作面煤層穩(wěn)定可采,煤層普氏系數(shù)0.67。本工作面埋深在763~884 m 之間,其地溫在28~31 ℃,采用一次采全高綜采的采煤方式(見圖1)。
圖1 工作面布置示意圖
深井高地應力動壓回采巷道破壞受其地質力學環(huán)境影響較大。該礦工作面埋深大,地應力大,還受工作面采動的劇烈影響,且雙巷掘進時煤柱寬度高達44 m,臨近工作面回采后,大煤柱巷道圍巖變形破壞十分嚴重,返修工程量大,本工作面回采期間大煤柱巷道仍然變形嚴重,嚴重影響工作面的正常生產(chǎn)。因此,通過研究深井高地應力動壓巷道大變形的關鍵因素,找出合理有效的治理手段。
15110 進風順槽煤柱寬度44 m,15108 工作面回采過后,底鼓量高達1 m,兩幫移近量達1.5 m,頂板出現(xiàn)明顯的破裂的現(xiàn)象且下沉量約0.5 m。其破壞嚴重區(qū)域已影響巷道的正常使用。由于修巷期間最為困難的工作面就是擴幫,因此,頂板下沉和幫鼓是動壓巷道治理關鍵部位,也是深部動壓巷道控制的難點。大煤柱巷道變形素描如圖2 所示。
圖2 大煤柱巷道礦壓顯現(xiàn)特征及擴修斷面圖
現(xiàn)場觀測時發(fā)現(xiàn)擴修期間原施工的錨索和錨桿有破斷顯現(xiàn),檢查斷口情況發(fā)現(xiàn),斷口附近桿體有明顯變形,有“S”型和“L”型,錨索斷裂處大部分成劈裂狀,分析錨桿和錨索在受拉應力的同時因承受較大剪應力導致斷裂。根據(jù)其礦壓顯現(xiàn)特征初步判斷巷道在一次開挖支護時錨桿(索)的預應力不合適導致圍巖受壓后產(chǎn)生水平位移導致錨桿(索)承受剪應力增加,在綜合作用下導致錨桿(索)破斷進而整個支護體系失效,巷道劇烈變形影響安全生產(chǎn)。
巷道破壞的關鍵是其地質條件、圍巖賦存環(huán)境以及施工條件等綜合影響的結果。巷道變形破壞主要受地質、開采因素影響較大,一是地質方面,如保安礦15 號煤層埋深已達800 m,巷道所處的地應力環(huán)境較高,幫部煤層硬度系數(shù)僅為0.67,底板為泥巖,導致巷道圍巖承載能力弱、巖性較差、強度較低,以及底板遇水后造成圍巖強度更弱;通過現(xiàn)場對頂板及幫部窺視發(fā)現(xiàn),裂隙較多,完整性不好。因此,巷道圍巖塑性區(qū)范圍較大,自穩(wěn)能力較差,巷道受力受由頂板轉移至幫底,加大了幫鼓和底鼓,進而造成巷道破壞嚴重。二是開采方面,由于保安礦15 號煤層所處埋深較大,工作面開采后采動壓力較大,巷道圍巖受力較大,引起塑性區(qū)進一步擴展,超出原支護的控制區(qū)域,進而造成支護失效。另外,由于該礦回采巷道煤柱寬度44 m,本身就處于高地應力范圍,進一步造成巷道大變形。
基于以切斷基本頂為主的切頂護巷技術基本原理:工作面回采之前,超前一定距離內,采用爆破、水力切割或密集鉆孔等手段弱化采空區(qū)、煤柱上覆基本頂之間的應力聯(lián)系,待工作面回采之后,避免煤柱幫上方頂板出現(xiàn)“O-X”破斷情況,使采空區(qū)側老頂回轉下沉、破斷、垮塌時降低對煤柱的作用,還可削弱側向壓力峰值并使其向深部轉移。
切頂后不但增加頂板碎脹系數(shù),碎脹程度也比自然垮落的大,進一步充實了采空區(qū),提高上覆巖層的承載能力,降低對臨空巷道的影響;還使采空區(qū)懸頂長度減小,避免應力三角區(qū)的存在。鑒于巖石垮塌后的體積變大,老頂垮塌后的碎脹系數(shù)通常是1.3~1.5,堆積高度比原頂部垮落巖石高度大。而影響碎脹系數(shù)的關鍵則是巖石垮塌后塊體大小及排列狀態(tài)。因此,切頂主要目的是使頂板巖石易于垮塌、塊體大小適宜,使碎脹系數(shù)變大,切頂高度是否合理對采空區(qū)垮落矸石能否填實采空區(qū)起到關鍵作用,進一步使覆巖活動降低臨空巷道受采動影響。
3.2.1 建立模型
根據(jù)15110 工作面所處的地質條件,采用FLAC3D模擬軟件構建數(shù)值模型,其尺寸為400 m×180 m,底部固定豎向位移,兩邊固定橫向位移。模型上邊界賦予18.5 MPa 的垂直應力表示礦井實際的埋深壓力。通過模擬不同切頂高度(不切時、切斷K2 石灰?guī)r及其上方砂質泥巖層位時即10 m、切斷K2 石灰?guī)r及其上方泥質粉砂巖層位時即12 m、切斷K2 石灰?guī)r及其上方K2 上石灰?guī)r層位時即15 m、繼續(xù)增加切頂高度即18 m、20 m)條件下的應力分布情況,并對其應力位移分布情況進行對比分析,研究不同切頂高度下巷道變形情況,從而為合理的切頂高度選取提供參考依據(jù)。
3.2.2 不同切頂高度時模擬結果分析
在不同切頂高度條件下采空區(qū)側向支承壓力分布云圖如圖4 所示。
圖4 切頂高度不同時應力分布
根據(jù)數(shù)值模擬結果可知:
1)5110 采空區(qū)趨于穩(wěn)定狀態(tài)后,采空區(qū)側向煤巖體內部一定區(qū)域內形成應力集中,而在采空區(qū)邊緣一定區(qū)域內形成應力降低區(qū)。
2)切頂10 m 時側向支承壓力減弱,應力峰值向煤柱側移動,側向應力集中有所改善,底抽巷應力條件有一定的緩解;由于15 號煤層頂部的堅硬頂板厚度為13 m,煤層頂部的堅硬巖層沒有完全被切斷,理論上仍存在3 m 的堅硬頂板可以傳遞應力。
3)切頂12 m 時堅硬頂板仍未完全切斷,應力集中現(xiàn)象依然存在,但較之前應力條件已經(jīng)有大幅度改善。底抽巷所處的應力環(huán)境有明顯的改善,巷道變形得到一定的緩解,變化量減少。
4)切頂15 m 后,上覆堅硬巖層被完全切斷,應力集中基本消除,改善了應力環(huán)境,相應的對底抽巷的壓力也有很大程度上的減小。從側向支承壓力圖5 中可以看出,側向支承壓力峰值顯著下降,應力集中現(xiàn)象基本能消失,說明切頂對改善巷道周邊的應力環(huán)境具有顯著作用。根據(jù)對底抽巷的觀測可以看到,巷道變形量得到明顯的控制,幫部變形及底鼓量大幅度緩解。
圖5 不同切頂高度時側向支承壓力分布曲線
5)為了得出合理的切頂高度,繼續(xù)增加切頂高度來進行對比分析是十分必要的。切頂高度為18 m,此時切頂?shù)母叨纫呀?jīng)超過了15 號煤層頂部堅硬的巖層高度,同樣切斷了堅硬頂板的應力傳遞效應,理論上將更好的改善底抽巷的巷道應力環(huán)境,此時的巷道變形量及周邊應力環(huán)境與切頂15 m 相差不大。
6)如果切頂高度為20 m,此時切頂?shù)母叨葘⑦h遠超出15 號煤層頂部堅硬的巖層高度。理論上可以更好的切斷堅硬頂板的應力傳遞效應,改善沿空留巷的巷道應力環(huán)境。從圖6 中可以看出,在切頂高度為10 m 的情況下,巷道應力在鄰近采空區(qū)一側同樣有卸壓效應。巷道變形量和應力環(huán)境與切頂18 m基本一致。
圖6 不同切頂高度時底抽變形情況
通過對比分析發(fā)現(xiàn),切頂10 m、12 m 時,煤層上覆堅硬巖層未被完全切斷,采空區(qū)側一定距離內仍存在應力集中,但巷道變形量有所降低,說明切頂對改善應力環(huán)境的起到一定的作用,對控制巷道變形有利。切頂高度15 m 后,上覆堅硬巖層被完全切斷,采空區(qū)側應力傳遞被切斷,消除了應力集中,巷道變形量及應力環(huán)境得到明顯改善,達到切頂卸壓的目的。基于切頂效果、經(jīng)濟投入及施工等綜合因素,認為切頂15 m 時較為合理且能夠達到預期效果。
3.3.1 切頂孔位置S
切頂孔位置S 是鉆孔開孔距煤幫側的距離。結合工程經(jīng)驗,S 越小切頂效果越好,鑒于現(xiàn)場施工環(huán)境及切頂鉆機的實際狀況,確定S 為1.0 m,確保切頂孔在同一方向上。
3.3.2 鉆孔傾角α、β
鉆孔傾角也應考慮要考慮現(xiàn)場施工環(huán)境及切頂鉆機的實際狀況,以及裝藥、切頂后基本頂懸露長度、切頂效果等綜合因素,確定鉆孔傾角向工作面切眼、回采側方向傾斜,即α=75°,β=85°。
3.3.3 鉆孔深度H
對臨空巷道起到關鍵作用的時采空區(qū)側向支承壓力的分布狀況,而采空區(qū)頂板三角區(qū)域的殘留邊界是對側向支承壓力分布起到關鍵作用的,此殘留邊界主要在采空區(qū)上覆基本頂內。所以切頂護巷的切頂高度H0就是煤層上覆基本頂上邊界。根據(jù)圖7 可知,15110 回風順槽基本頂為K2上石灰?guī)r,因此切縫高度H0確定為K2上石灰?guī)r上邊界。
圖7 爆破鉆孔相關參數(shù)示意圖(單位:mm)
鉆孔深度H 可通過如下公式計算:
式中:H0為巷道頂板到超過K2上石灰?guī)r上邊界,取15.02 m;α 為在巷道中線剖面圖中,鉆孔與水平方向的夾角,取75°;β 為在巷道斷面圖中,鉆孔與豎直方向的夾角,取85°;c 為超過K2上石灰?guī)r上邊界距離,取1 m。
根據(jù)式(1)計算并結合現(xiàn)場實際鉆孔深度H 取16 m。
3.3.4 鉆孔直徑d 和鉆孔間距l(xiāng)
同樣根據(jù)切頂鉆機的實際狀況、切頂效果、施工工程量等因素,確定鉆孔直徑d 為65 mm,鉆孔間距l(xiāng)為2.0 m。
3.3.5 爆破參數(shù)
采用2 m 長、Φ48 mm 的O 型聚能管來控制預裂切縫面的形成。采用Φ35 mm,長200 mm、質量200 g的礦用三級乳化炸藥。根據(jù)規(guī)定,爆破孔封孔長度不低于孔深的1/3。結合15110 回風順槽頂板巖性,單孔裝藥密度取0.8 kg/m3,確定單孔裝藥量確定為9 kg。電雷管正向裝藥,孔內雷管并聯(lián)連接,孔間串聯(lián)連接。采用黃土炮泥封孔,每次爆破1~3 個炮孔。
巷道頂板超前爆破后受爆破應力波的擾動,原支護可能出現(xiàn)松動甚至失效的情況,造成巷道頂板離層、下沉等問題,為預防此情況的發(fā)生,需對原支護進行檢驗并加強頂板支護。因此,基于15110 回風順槽實際狀況,采用“走向單體液壓支柱抬棚”對頂板進行補強支護;采用3.2 m 長的π 型梁,“一梁四柱”布置,單體柱間距0.8 m,走向抬棚距離巷道煤柱幫1 m,如圖7 所示。
為了掌握切頂后15112 進風順槽圍巖活動規(guī)律及其切頂后膠帶巷效果,采用十字布點法對巷道兩幫、頂?shù)装逡平鼱顩r進行觀測。典型測點結果如圖8所示。工作面回采過后,15112 進風順槽測點距15110工作面40~120 m 時巷道變形最大,隨后基本趨于穩(wěn)定狀態(tài),頂?shù)装逡平考s1.1 m,主要是底鼓量較大,與以往巷道變形相比降低了45%;兩幫移近量約380 mm,與以往巷道變形相比降低了85%;巷道變形得以有效控制,后期巷道再次使用前只需進行起底,返修工程量大幅降低。
圖8 典型測點圍巖變形曲線圖
1)通過分析保安煤礦的地質開采條件發(fā)現(xiàn),深部動壓巷道圍巖變形破壞主要受埋深大、地應力高、圍巖以煤層、泥巖為主承載力低等地質因素,強開采動壓、煤柱寬度過大等開采因素影響較大。
2)基于現(xiàn)場情況,提出以切頂基本頂為主的切頂卸壓技術。數(shù)值結果表明,切斷15 號煤層上方K2上石灰?guī)r可有效改善臨空巷道圍巖應力環(huán)境,能夠有效地控制深井高地應力動壓圍巖變形。
3)現(xiàn)場試驗后,待15110 工作面回采過后,15112進風順槽頂?shù)装逡平考s1.1 m,主要是底鼓量較大,與以往巷道變形相比降低了45%;兩幫移近量約380 mm,與以往巷道變形相比降低了85%;且采空區(qū)動壓劇烈影響范圍滯后工作面40~120 m 左右。同時滿足了礦井安全高效生產(chǎn)及其使用的要求。