基于支護(hù)優(yōu)化和切頂卸壓的鄰采鄰掘巷道圍巖控制技術(shù)

鄧 輝

(山西焦煤集團(tuán)有限責(zé)任公司 東曲煤礦,山西 太原 030200)

目前煤礦生產(chǎn)礦井進(jìn)入衰減期,開拓緊張及產(chǎn)能增加等因素[1]導(dǎo)致常規(guī)跳采不能滿足正常采掘接替。在本工作面回采期間進(jìn)行鄰近工作面回采巷道的掘進(jìn)作業(yè)是避免采掘接替失調(diào)的有效方法[2]。然而工作面采動引起的側(cè)向超前和滯后支承壓力勢必對鄰采鄰掘巷道的掘進(jìn)和維護(hù)造成困難,使鄰采鄰掘巷道產(chǎn)生大變形,甚至不能正常使用[3-4]。山西省應(yīng)急管理廳發(fā)文《我省制定強(qiáng)化煤礦頂板安全管理16項措施》指出,“鄰采鄰掘”巷道必須采取相應(yīng)措施并論證可行后方可開掘。本文以東曲煤礦28214地質(zhì)資料為背景,分析支護(hù)優(yōu)化和切頂卸壓對鄰采鄰掘巷道圍巖的控制效果。

1 工程概況

東曲煤礦28214綜采工作面開采平均厚度3.50 m的8號煤層,煤層平均傾角2°.工作面?zhèn)雾敒?.65 m厚的泥質(zhì)灰?guī)r,單軸抗壓強(qiáng)度31 MPa;直接頂為0.9 m厚的泥質(zhì)灰?guī)r,單軸抗壓強(qiáng)度76 MPa;老頂為3.5 m厚的石灰?guī)r,單軸抗壓強(qiáng)度92 MPa;直接底為1.54 m厚的砂質(zhì)泥巖,單軸抗壓強(qiáng)度65 MPa.現(xiàn)場實踐表明,8號煤層回采擾動會導(dǎo)致鄰近28212回采巷道頂板、兩幫產(chǎn)生較大變形,巷道圍巖變形控制困難。28214工作面與28212工作面相對位置關(guān)系如圖1所示。

圖1 工作面相對位置關(guān)系圖

2 支護(hù)優(yōu)化及切頂卸壓方案設(shè)計

2.1 支護(hù)參數(shù)優(yōu)化設(shè)計

28212回采巷道為矩形斷面,掘進(jìn)寬度和掘進(jìn)高度分別為4 800 mm和3 500 mm.原支護(hù)采用錨網(wǎng)索支護(hù),具體參數(shù)如下所述:頂板每排6根Φ20 mm×2 200 mm左旋螺紋鋼錨桿,間排距900 mm×1 000 mm;幫部每排5根Φ18 mm×1 800 mm左旋螺紋鋼錨桿,間排距800 mm×1 000 mm;頂板錨索為Φ21.6 mm×7 300 mm的1×7結(jié)構(gòu)高強(qiáng)度低松弛鋼絞線錨索“三·三”布置,間排距為1 800 mm×2 000 mm.

優(yōu)化后28212回采巷道為錨網(wǎng)索+W型鋼帶支護(hù)方式,支護(hù)參數(shù)見圖2.具體參數(shù)為:頂、幫均采用Φ22 mm×2 400 mm的MG500型左旋無縱筋高強(qiáng)度螺紋鋼錨桿,頂錨桿間排距900 mm×900 mm,幫錨桿間排距950 mm×900 mm;錨索采用Φ21.8 mm×7 300 mm的1×19股鋼絞線,間排距1 300 mm×1 800 mm;使用厚度為3 mm的W型鋼帶連接頂、幫錨桿索。

圖2 優(yōu)化支護(hù)斷面圖(單位:mm)

2.2 切頂卸壓方案設(shè)計

合理的切縫角度和高度可以使切頂高度內(nèi)巖層在覆巖載荷及自身重量的共同影響下及時垮落,阻斷巖層間的應(yīng)力傳遞,改善采掘空間應(yīng)力環(huán)境提升穩(wěn)定性[5-6]。

2.2.1 切頂高度計算

切頂高度以工作面回采過后,垮落頂板能夠完全充填采空區(qū)為最佳[7]。根據(jù)式1計算得到完全充滿采空區(qū)的爆破切頂高度H[8]:

(1)

式中:M為煤層厚度,取3.50 m;KP為頂板巖石碎脹系數(shù),取1.15.

由式(1)計算得到,28214回采巷道切頂后能夠使頂板垮落巖層充滿采空區(qū)的切頂高度為23.33 m,取23.5 m.

2.2.2 切頂角度分析

工作面回采過后,回采巷道頂板可視為斷臂懸梁結(jié)構(gòu)[9]。切頂傾角的確定需要考慮如下因素:①在同樣切頂高度條件下,切頂線長度相對較短;②切頂后斷裂頂板下沉過程中切頂面上的摩擦阻力相對較小;③便于現(xiàn)場施工;④切頂后回采工作面?zhèn)认驊翼旈L度相對較小,且對回采工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ尼尫判Ч?⑤超前工作面在巷道中實施切頂后,便于巷道頂板穩(wěn)定性管理。綜合考慮上述5個因素,炮孔角度與鉛錘方向成15°,布置于巷道頂板距煤柱幫300 mm處,偏向保護(hù)煤柱一側(cè),如圖3所示。

圖3 28214回采巷道切頂角度示意

2.2.3 切頂方案

在28214工作面回采巷道內(nèi)沿工作面推進(jìn)方向超前工作面40～50 m施工預(yù)裂爆破鉆孔,炮孔垂直高度23.5 m,炮孔直徑48 mm,炮孔間距500 mm.隨著工作面的推進(jìn),一次起爆3～5個炮孔,隨采循環(huán)爆破,阻斷28214回采巷道上方應(yīng)力傳遞。炮孔布置示意圖如圖4所示。

圖4 炮孔布置示意

3 數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值模型建立與模擬方案

以東曲煤礦28214工作面地質(zhì)資料為基礎(chǔ),運用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立28214工作面回采及28212鄰采鄰掘巷道掘進(jìn)的數(shù)值模型,模型長×寬×高=220 m×400 m×80 m,頂部施加相應(yīng)的上覆巖層9.97 MPa的均布載荷,模型底部為固定邊界,側(cè)面限制水平位移,頂部施加相應(yīng)的上覆巖層均布載荷。28214回風(fēng)巷與28212運輸巷間留設(shè)煤柱凈寬20 m.模型剖面圖和平面圖如圖5所示。

圖5 模型邊界條件及工作面布置示意

制定東曲煤礦鄰采鄰掘巷道原始支護(hù)+不切頂(方案1)、原始支護(hù)+切頂(方案2)、優(yōu)化支護(hù)+切頂(方案3)共3個方案,論證基于支護(hù)優(yōu)化和切頂卸壓的鄰采鄰掘巷道圍巖的穩(wěn)定性。具體計算流程為:模型賦值及初始平衡—28214回風(fēng)巷一次開挖、支護(hù)并計算至平衡—28214工作面每開挖10 m進(jìn)行一次模型平衡、采空區(qū)填充為一個循環(huán),循環(huán)開挖—當(dāng)模擬方案需要切頂卸壓時,采用循環(huán)開挖的方式在28214回風(fēng)巷煤柱幫頂板超前工作面50 m范圍內(nèi)布置切頂鉆孔—同時28212運輸巷掘進(jìn)模擬計算采用循環(huán)開挖的方式,開挖采用相應(yīng)的支護(hù)參數(shù)支護(hù),并運算至平衡。直至28214工作面與28212運輸巷分別推進(jìn)到距模型邊界位置處停止。

大量研究表明[10],受綜采工作面采動引起的側(cè)向支承壓力隨滯后工作面距離的增加而增大并逐漸穩(wěn)定,上區(qū)段工作面采動引起的側(cè)向支承壓力在滯后工作面150 m處穩(wěn)定至最大值。故本節(jié)對鄰采鄰掘巷道掘進(jìn)至28214工作面后方150 m處的圍巖屈服破壞單元、錨桿/索軸力分布、圍巖應(yīng)力分布特征及圍巖位移特征進(jìn)行分析,論證基于支護(hù)優(yōu)化和切頂卸壓的鄰采鄰掘巷道圍巖的穩(wěn)定性。

3.2 模擬結(jié)果分析

3.2.1 鄰采鄰掘巷道圍巖屈服破壞單元和錨桿/索軸力分布特征

圖6為不同模擬方案Ⅰ-Ⅰ剖面鄰采鄰掘巷道的圍巖屈服破壞單元分布圖。圖7為不同模擬方案鄰采鄰掘巷道的錨桿/索軸力分布圖。

圖6 不同模擬方案鄰采鄰掘巷道的圍巖屈服破壞單元分布圖

圖7 不同模擬方案鄰采鄰掘巷道的錨桿/索軸力分布圖

對比圖6(a)和圖6(b)可知,方案1中28214工作面采動導(dǎo)致煤柱內(nèi)部塑性區(qū)破壞深度達(dá)到7.5 m,鄰采鄰掘巷道頂板、底板、煤柱幫和回采幫破壞深度分別為2.1 m、1.4 m、3.9 m和2.8 m.方案2中切頂卸壓使28214工作面采動導(dǎo)致的煤柱內(nèi)塑性區(qū)破壞深度減小至3.0 m,鄰采鄰掘巷道頂板、底板、煤柱幫和回采幫破壞深度分別減小至1.1 m、1.0 m、2.1 m和2.1 m.切頂卸壓使鄰采鄰掘巷道圍巖的穩(wěn)定性得到明顯改善。由圖6(c)可知,方案3中28214工作面采動導(dǎo)致煤柱內(nèi)部塑性區(qū)破壞深度為3.0 m,鄰采鄰掘巷道頂板、底板、煤柱幫和回采幫破壞深度進(jìn)一步減小至0.9 m、1.0 m、1.6 m和1.4 m.可見,優(yōu)化支護(hù)+切頂條件下,鄰采鄰掘巷道圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài)。

由圖7可知,鄰采鄰掘巷道巷幫錨桿、頂板錨桿和頂板錨索沿其軸向的受力不均勻,未錨固部分的受力明顯大于錨固部分,錨固段端部受力最小,巷幫中部錨桿受力較大,煤柱幫錨桿受力顯著大于回采幫。

對比圖7(a)和圖7(b)可知,鄰采鄰掘巷道幫錨桿、頂錨桿和頂錨索的最大軸力分別由方案1的202 kN、72 kN和235 kN降低至方案2的171 kN、43 kN和179 kN.切頂卸壓的影響使鄰采鄰掘巷道錨桿、索承受的軸力有所下降,圍巖處于可控狀態(tài)。由圖7(c)可知,方案3中鄰采鄰掘巷道幫錨桿、頂錨桿和頂錨索的最大軸力分別為148 kN、55 kN和179 kN,分別為錨桿和錨索屈服載荷的77.8%、28.9%和34.9%,此時,圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài)。

3.2.2 鄰采鄰掘巷道圍巖應(yīng)力分布特征

圖8為不同模擬方案Ⅰ-Ⅰ剖面鄰采鄰掘巷道的圍巖垂直應(yīng)力分布云圖。

圖8 不同模擬方案鄰采鄰掘巷道的圍巖垂直應(yīng)力分布云圖

對比圖8可知,方案1條件下,28214工作面回采導(dǎo)致煤柱內(nèi)靠近采空區(qū)側(cè)10 m范圍內(nèi)出現(xiàn)顯著的垂直應(yīng)力集中區(qū),方案2和方案3條件下該應(yīng)力集中區(qū)消失,說明切頂卸壓可以顯著降低回采擾動造成的側(cè)向煤體中的應(yīng)力集中現(xiàn)象。鄰采鄰掘巷道回采幫和煤柱幫形成非對稱的垂直“應(yīng)力升高區(qū)”,方案1、方案2和方案3條件下回采幫垂直應(yīng)力峰值分別為32.3 MPa、26.1 MPa和25.3 MPa,距巷幫2.5 m、1.9 m和1.7 m;煤柱幫垂直應(yīng)力峰值分別為28.7 MPa、22.4 MPa和22.0 MPa,距巷幫2.4 m、2.2 m和2.1 m.

從垂直應(yīng)力的分布結(jié)果看,切頂卸壓可以顯著改善鄰采鄰掘巷道圍巖的應(yīng)力環(huán)境,支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化可以進(jìn)一步提升圍巖的穩(wěn)定性。

3.2.3 鄰采鄰掘巷道圍巖位移特征

圖9為不同模擬方案鄰采鄰掘巷道圍巖移近量隨至28214回采工作面煤壁前后150 m范圍內(nèi)變化的計算結(jié)果曲線圖。

圖9 不同模擬方案鄰采鄰掘巷道圍巖位移量隨至工作面煤壁距離的變化

由圖9可知,鄰采鄰掘巷道圍巖變形量由超前28214工作面煤壁100 m處開始增加,隨超前28214工作面煤壁距離的減小直至推進(jìn)至滯后28214工作面煤壁150 m處逐漸增大并趨于穩(wěn)定。切頂卸壓可以顯著降低鄰采鄰掘巷道受28214工作面采動的劇烈影響范圍,并且降低了隨至工作面煤壁前后不同距離處的圍巖位移量。方案1中鄰采鄰掘巷道兩幫最大移近量為464 mm,頂?shù)装逡平繛?61 mm,巷道圍巖變形量較大,處于不穩(wěn)定狀態(tài)。方案2中鄰采鄰掘巷道兩幫最大移近量為67 mm,頂?shù)装逡平繛?30 mm,巷道圍巖變形量處于可控范圍內(nèi)。方案3中鄰采鄰掘巷道兩幫最大移近量為37 mm,頂?shù)装逡平繛?6 mm,巷道圍巖變形量較小,巷道處于穩(wěn)定狀態(tài)。

綜上所述,東曲煤礦鄰采鄰掘巷道在優(yōu)化支護(hù)+切頂條件下,巷道圍巖處于穩(wěn)定狀態(tài),能夠保證鄰采鄰掘巷道的安全使用。

4 結(jié) 語

本文以東曲煤礦鄰采鄰掘巷道大變形工況為背景,通過數(shù)值模擬方法討論支護(hù)優(yōu)化和切頂卸壓對鄰采鄰掘巷道圍巖的控制效果。切頂高度為23.5 m,炮孔角度與鉛錘方向成15°,偏向保護(hù)煤柱一側(cè)的超前切頂卸壓方案可以顯著減小28214工作面采動導(dǎo)致煤柱內(nèi)部塑性區(qū)破壞深度和鄰采鄰掘巷道圍巖破壞深度,還可以顯著改善鄰采鄰掘巷道圍巖的應(yīng)力環(huán)境。在切頂?shù)幕A(chǔ)上進(jìn)行支護(hù)參數(shù)的優(yōu)化可以進(jìn)一步提升圍巖的穩(wěn)定性?；谥ёo(hù)優(yōu)化和切頂卸壓的鄰采鄰掘巷道圍巖兩幫最大移近量為37 mm,頂?shù)装逡平繛?6 mm,巷道圍巖變形量較小,巷道處于穩(wěn)定狀態(tài),能夠保證鄰采鄰掘巷道的安全使用。