張 偉
(山西天地王坡煤業有限公司,山西 晉城 048021)
王坡煤業現主要開采3#煤層,3#煤層位于二疊系山西組地層的中下部,均厚5.5m,傾角2~10°,3#煤層直接頂為均厚3.5m的黑色泥巖,基本頂為均厚6.7m的砂巖,直接底為均厚2.6m的泥巖,老底為均厚4.4m的中砂巖。現正在開采3209工作面,3209工作面東邊為已開采的3207工作面采空區。
3207工作面采空區覆巖運動穩定后,留設18m煤柱,沿著3207工作面采空區掘進3209回風順槽,3209回風順槽沿著3#煤層底板掘進,采用高為3.4m、寬為4.5m的矩形斷面,錨網梁支護形式,頂板布置5根錨桿、3根錨索,錨桿間排距為950mm×1000mm,錨索間排距為1250mm×1000mm;兩幫每幫布置4根錨桿,錨桿間排距為900mm×1000mm;錨桿選用Φ22×2400mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,錨索選用Φ22mm×7300mm的預應力錨索。
3209回風順槽在沿空掘進期間,受到3207采空區覆巖懸臂結構的影響,巷道圍巖出現一定變形量,但圍巖總體保持穩定狀態。當3209工作面回采時,受到回采動壓影響,3209回風順槽圍巖變形加劇,工作面前方巷道斷面收縮嚴重,圍巖破碎程度增加,頂底板移近量最多可達到700~800mm,兩幫移近量最大可達到1100~1300mm,嚴重影響了巷道的正常使用,需要采取一定手段進行維護。
根據3209工作面工程地質條件及生產實際情況,建立FLAC3D數值計算模型,模型長182.5m、寬90m、高64m,在模型上部邊界施加9.4MPa的垂直應力,模擬上覆巖層自重,固定模型左右邊界水平方向位移及模型底部豎直方向位移,采用莫爾庫倫本構模型,所選的煤巖體物理力學參數見表1。對3207工作面開挖計算平衡后進行3209工作面的回采,同時記錄圍巖應力變化。

表1 煤巖體物理力學參數
將3209工作面前方不同位置巷道兩幫垂直應力分布情況繪制成如圖1所示曲線。由圖1可知,回采期間在煤柱幫及工作面幫均出現垂直應力集中現象,且煤柱幫垂直應力峰值均大于工作面幫,在工作面前方5m、15m、25m、35m處,巷道煤柱幫的垂直應力峰值分別為32.2MPa、33.4MPa、32.8MPa、32MPa,應力集中系數分別為3.12、3.23、3.19、3.1,煤柱內垂直應力峰值基本出現在距離采空區9~10m范圍;巷道工作面幫的垂直應力峰值分別為 6.6MPa、28.4MPa、22.1MPa、19.3MPa,應力集中系數分別為0.65、2.67、2.21、1.78,工作面側垂直應力峰值出現在距離巷道幫3~9m范圍;不論是煤柱側還是工作面側,且隨著工作面的推進,垂直應力呈現先增大后減小的趨勢,距離工作面前方15m兩幫的垂直應力最大。通過上述分析可知,3209工作面回采超前動壓影響范圍為工作面前方35m區域內,且工作面前方15m垂直應力值最大,工作面側垂直應力峰值隨回采的推進變化較大,出現大幅度的應力變化,而煤柱側則受回采動壓影響較小。

圖1 工作面前方不同位置巷道兩幫垂直應力分布曲線圖
將3209工作面前方不同位置距巷道表面不同距離水平應力分布情況繪制成如圖2所示曲線。由圖2可知,工作面前方5m、15m、25m、35m處,巷道表面的水平應力峰值分別為21.5MPa、27.5MPa、28.2MPa、28.5MPa,應力集中系數分別為2.1、2.52、2.62、2.65,水平應力峰值出現在距巷道表面6~9m處,當距離工作面15m以上時水平應力基本保持不變,因而3209工作面回采對巷道產生動壓影響范圍為工作面前方0~15m。

圖2 工作前方不同位置距巷道表面不同距離水平應力分布曲線圖
綜合上述數值計算分析可知,造成3209回風順槽變形破壞的主要原因有:巷道留頂煤沿底掘進,巷道圍巖主要為強度較低的3#煤層,因而抵抗變形能力較差;受到3209工作面回采超前動壓影響及采空區殘余支承壓力影響,煤柱幫和工作面幫兩側的垂直及水平應力集中,造成圍巖破碎;原支護系統主要為錨桿支護,隨著巷道圍巖塑性區的增大,錨桿失去有力的著力點,無法有效控制圍巖變形。
針對巷道圍巖破碎,原支護系統失效的問題,通過注漿加固作用,將注漿材料滲透進入破碎圍巖,將其膠結為一個整體,提高圍巖的承載能力,為錨桿提供著力基礎,發揮其支護效果,以達到控制圍巖穩定的目的。
本次注漿材料選用高水材料,針對不同漿液水灰比(1.5:1、1.8:1、2.0:1)和不同的煤體粒徑(<5mm、5~20mm、>20mm)對膠結強度的影響,進行分析對比試驗,得到如下結果:在煤體粒徑不變的情況下,固結試塊的抗壓強度隨著水灰比的增大而減小,當水灰比為1.5:1時,試件的抗壓強度為2.4MPa,而水灰比增大到2.0:1時,試件的抗壓強度僅為1MPa;同樣,在水灰比相同的情況下,當膠結試件中粒徑較大煤體所占比例越高時,試件的抗壓強度越大,>20mm粒徑比例由19%增大到31%時,試件的抗壓強度可由1.5MPa增加到2.4MPa。通過注漿加固可有效提升破碎圍巖的殘余強度。
針對破碎圍巖巷道提出三種不同注漿加固方案,通過數值模擬分析其圍巖控制效果,以確定最佳方案。方案①對煤柱幫及頂板采用注漿管進行淺部注漿;方案②對頂板采用淺部注漿與注漿錨索相結合方式,對煤柱幫進行注漿管淺部注漿;方案③對頂板采用淺部注漿與注漿錨索相結合的方式,對煤柱幫進行注漿錨索注漿。不同注漿方案圍巖變形量如表2所示。

表2 不同注漿方案圍巖變形量
由表2可知,采用方案①的注漿加固方案,圍巖變形得到一定的控制,但頂板下沉量及兩幫位移量均大于后兩個方案;方案②與方案③的區別在于煤柱幫由淺部注漿改為錨索注漿,頂板下沉量由428mm進一步減小到396mm,煤柱幫位移量由416mm減小到320mm,說明對煤柱幫采用錨索注漿不僅可以減小煤柱幫位移量,同時對巷道頂板控制起到一定促進作用。
本次注漿材料選擇ZKD高水速凝材料,該材料具有凝固時間可調節、滲透性強、膠結強度高等優點。高水速凝材料主要由甲料、乙料、加甲料、加乙料等構成,根據實驗室結論及現場施工實際情況,選用1∶1.5的水灰比,淺部注漿孔注漿壓力為2MPa,注漿錨索注漿壓力為5MPa。距離巷道兩幫1500mm沿頂板布置兩個淺部注漿孔,兩孔間距為1500mm,均垂直于巷道頂板布置,鉆孔深度為2500mm,Φ42mm;距離巷道兩幫布置兩個與水平方向呈70°的注漿錨索孔,巷道中央垂直布置一個注漿錨索孔,鉆孔深度為8000mm,Φ32mm;頂板淺部注漿孔與錨索注漿孔呈“二三二”間隔布置;在煤柱幫距巷道頂板700mm、底板1400mm與水平方向呈10°分別布置兩個注漿錨索孔,鉆孔深度為5000mm,Φ32mm。整個鉆孔布置方案如圖3所示。

圖3 鉆孔布置方案圖(單位:mm)
注漿加固方案施工后,對3209回風順槽頂板下沉量及兩幫移近量進行現場礦壓觀測,繪制如圖4所示的巷道圍巖變形曲線。如圖4所示,距離工作面50m開始,巷道圍巖開始出現變形,通過注漿加固,巷道頂板下沉量控制在400mm以內,兩幫移近量控制在700mm以內,與未注漿加固相比較,巷道圍巖變形得到有效控制,滿足了礦井生產需求。

圖4 巷道圍巖變形曲線
(1)通過數值計算可知,回采期間在超前支承壓力影響下,沿空巷道頂板、兩幫塑性區進一步擴展,圍巖破碎程度增加,巷道表面出現裂隙,圍巖呈軟弱、松散、破碎狀態,頂板出現離層錯動,錨索支護失效,巷道無法保持穩定。
(2)針對巷道圍巖變形破壞機理和特征,采用頂板淺部注漿加固和錨索注漿、煤柱幫錨索注漿的巷道注漿加固方案,現場試驗表明,采用注漿加固后能顯著提高圍巖承載能力,控制巷道圍巖變形,巷道變形量滿足回采期間巷道使用要求。