厚煤層綜放工作面煤巷圍巖穩定性分類及支護優化研究

侯廣志, 郝兵元

(1.太原理工大學 礦業工程學院,太原 030024;2.山西潞安礦業集團有限責任公司 蒲縣黑龍關煤業有限公司,山西 蒲縣 041200)

煤巷圍巖穩定性分類是對煤巷圍巖穩定性和質量狀態進行綜合評價的一種簡單有效的方法,煤巷圍巖穩定性分類后能夠對巷道的掘進和支護提供有效的指導。國內外眾多學者對煤巷圍巖穩定性的分類進行了研究,目前主要的分類標準為單指標分類法、復合指標分類法和多指標綜合分類法。單指標分類法主要包括普式分類法、巖石質量指標(RQD)分類法。復合指標分類法指用一個受眾多因素影響的指標作為圍巖分類的依據,如德國學者于 1980 年提出將巷道圍巖移近量作為反映巷道圍巖穩定性的綜合指標,而影響巷道圍巖移近量的因素有巷道埋深、巷道底板巖層強度、煤層厚度、巷旁充填指數[1-2]。多指標綜合法是指綜合考慮影響巷道圍巖穩定的所有重要因素,進而得出圍巖穩定性的分類,該類圍巖穩定性分類方法主要運用到模糊數學理論、神經網絡理論及灰色理論等,使得煤巷圍巖穩定性分類的精度及適用性得到了顯著提高[3]。

本文針對11602工作面運輸巷在原有支護方案下圍巖變形量大的問題,特采用多指標綜合分類法進行巷道圍巖穩定性分類,具體對頂板各巖層質量級別進行劃分,綜合對巷道圍巖等級進行分類,基于圍巖穩定性分類結果進行巷道支護參數的優化分析。

1 工程概況

山西潞安集團黑龍關煤業11602綜放工作面位于11#煤層六盤區,工作面平均埋深214 m,走向長度1 588 m,傾斜長度為200 m。11#煤層厚度為6.76 m～7.95 m,均厚7.45 m,平均傾角為12°,含2～4層夾矸層。11602工作面區域煤層直接頂為均厚3.55 m灰巖和2.65 m砂質泥巖,基本頂為K2石灰巖,均厚7.60 m,基本底為泥巖,均厚5.0 m。

11602工作面采用綜合機械化開采放頂煤采煤工藝,采放比為1:1.48,利用支架尾梁擺動低位放煤方式,放煤步距0.8 m。工作面北部為實體煤,南部為11601工作面,西部與井田邊界相鄰,東部與六盤區大巷相接,11602工作面的具體位置如圖1所示。

圖1 11602綜放工作面位置示意圖Fig.1 No.11602 fully-mechanized working face location

11602運輸順槽原有支護方案采用錨網索支護,巷道在原有支護方案下掘進期間圍巖變形量較大,頂板的最大下沉量達到400 mm,給后續工作面回采期間巷道圍巖的控制帶來較大的難題,嚴重影響回采巷道的使用,故急需對原有支護方案進行優化。

2 巷道圍巖分類

2.1 圍巖力學測試

為有效確定分析11#煤層及頂、底板巖層的巖性、賦存狀況及其物理力學特性,采用鉆孔取芯法進行頂底板巖層的取芯作業。設置兩個鉆孔取芯點,鉆孔直徑為50 mm。1號鉆孔取芯點位于11602運輸順槽車場與六盤區軌道巷交叉口,頂板取芯13 m,底板取芯8 m;2號鉆孔取芯點位于11602運輸順槽車場中部,頂板取芯12 m,底板取芯8 m。根據鉆孔取芯結果得出11602工作面取芯范圍內頂底板巖層實際柱狀圖，見圖2。通過取出的巖芯進行巖石RQD值、抗壓、抗拉強度的測試作業。

圖2 11602工作面頂底板巖層柱狀圖Fig.2 Stratum histogram of roof-to-floor in 11602 working face

2.1.1頂底板巖層RQD值

巖石質量指標(RQD)是采用直徑為75 mm的鉆頭進行連續取芯作業,統計分析一回次鉆進所取巖芯中,長度大于10 cm的巖芯段長度之和與該回次進尺的比值。計算公式如下:

(1)

式中:Lt為某巖組鉆探總進尺,m;LP為某巖組大于10 cm完整巖芯的長度之和,m。

根據取芯現場記錄的數據,通過分析計算得出頂底板巖層RQD值原始記錄,如表1所示。

表1 11#煤層各層位的RQD值數據表Table 1 RQD values in No.11 coal seam

2.1.2頂底板巖層物理力學參數

頂底板各巖層巖石的抗壓強度Rc采用萬能材料試驗機測定,巖石的抗拉強度Rt采用巴西劈裂法測定,巖石抗拉、抗壓強度的計算公式如下：

(2)

式中:P為試件破環載荷,N;F為試件初始截面積,cm2;L為試件厚度,mm;D為試件直徑,mm。

通過整理分析單軸抗壓試驗的數據,畫出各試件的應力—應變曲線,并通過數據分析軟件將彈性階段擬合成直線,這條直線的斜率即是彈性模量E,頂板K2灰巖和砂質泥巖的擬合曲線如圖3所示。

3-a 頂板K2灰巖

3-b 頂板砂質泥巖圖3 11#煤層頂板巖層應力-應變曲線Fig.3 Stress-strain curve of roof in No.11 coal seam

巖石抗剪強度測試時其計算公式如下:

τ=C+σ·tanφ.

(3)

式中:P為試件剪斷破環載荷,kN;φ為巖石的內摩擦角,°;F為試件剪切面面積,cm2;C為巖石試件的內聚力,MPa;α為試件與水平面的夾角,°。

根據巖石力學的測試結果能夠分別計算得出11#煤層頂底板各巖層的抗拉、抗壓強度、粘聚力、泊松比、內摩擦角結果如表2所示。

表2 11#煤層頂底板巖層物理力學參數表Table 2 Physical-mechanical parameters of roof-to-floor strata of No.11 coal seam

2.2 11602工作面巷道圍巖分類

在采用工程類比法進行巷道支護方案設計時,針對具體巷道的圍巖條件進行圍巖穩定性的分類是保障支護方案合理必要前提;巷道圍巖的穩定性主要由巖石的堅硬程度和完整程度決定。

根據國內外眾多學者的理論研究和工程實踐結果[4-5],制定出巖石堅硬程度與單軸抗壓強度Rc的對應表,如表3所示;巖石的完整程度與完整性指數Kv的對應表,如表4所示；進行巖體基本質量分級時,可通過巖體基本質量分級標準和基本質量指標綜合確定,如表5所示。

表3 Rc與巖石堅硬程度的對應關系Table 3 Relationship between Rc and hardness degree of rock

表4 Kv與巖體完整程度對應關系Table 4 Relationship between Kv and completeness degree of rock

表5 巖體基本質量分級標準Table 5 Grading standards of basic quality of rock

巖體基本質量指標BQ的計算公式如下:

BQ=100+3Rc+250Kv.

(4)

根據11#煤層圍巖力學測試得出的結果知,11602工作面直接頂3.6 m的K2石灰巖Rc=97.1 MPa,均厚3.1 m的砂質泥巖Rc=52.9 MPa,基本頂均厚7.60 m的K2石灰巖Rc=116.6 MPa。

根據11602工作面頂底板巖層取芯窺視結果知:

1)直接頂K2石灰巖結構面發育組數為1～2組,平均間距處于0.4 m～1.0 m之間,結構面類型主要為層面、節理和裂隙,結合程度一般,呈現塊狀結構,基于此可知巖體較完整,取Kv=0.55～0.75。

2)直接頂砂質泥巖結構面發育組數為大于3組,平均間距處于0.2 m～0.4 m之間,主要結構面的結合程度一般,主要的結構面類型為節理、裂隙、劈理、層面、小斷層,呈薄層狀結構,基于此可知直接頂砂質泥巖的完整程度為較破碎,取Kv=0.35～0.55。

3)基本頂K2石灰巖結構面發育組數為2～3組,平均間距處于0.4 m～1.0 m之間,結構面類型主要為裂隙、節理、層面和小斷層,結構面的結合程度較差,呈中厚層狀結構,據此可知巖體較破碎,取Kv=0.35～0.55。

將各巖層的單軸抗壓強度Rc和巖體完整性系數Kv代入式(4)中能夠計算出直接頂K2灰巖的巖體基本質量指標BQ=528.8～578.8,結合巖層的具體特征確定屬于Ⅱ級;直接頂砂質泥巖的巖體基本質量指標BQ=346.2～396.2,屬于Ⅲ級;基本頂K2灰巖的巖體基本質量指標BQ=537.3～587.3,結合巖層的具體特征確定屬于Ⅱ級。

11602工作面運輸順槽沿煤層底板進行掘進作業,頂板直接頂質量級別為Ⅱ—Ⅲ級,基本頂質量級別為Ⅱ級,但11#煤相對較為堅硬,完整性較差,含有2～4層夾矸層,根據圍巖穩定性分類方案[6],當巷道埋深為200 m～300 m且為厚煤層時,黑龍關煤業11#煤層11602工作面順槽圍巖屬于Ⅳ類不穩定圍巖。

3 支護優化設計

3.1 回采巷道原有支護設計

11602綜放工作面運輸順槽原有支護方案均采用錨網索進行支護,頂板錨桿規格:采用Φ20 mm×2 400 mm左旋無縱肋螺紋鋼錨桿。錨固方式:每孔采用兩支錨固劑,1支MSK2335藥卷,1支MSZ2360藥卷;錨桿錨預緊力300 N·m,非采幫錨桿Φ20 mm×2 000 mm的螺紋鋼錨桿,采幫錨桿采用Φ20 mm×2 000 mm的玻璃鋼錨桿,頂板及兩幫錨桿間排距均為900 mm×1 000 mm。

頂板錨索型號為Φ17.8×7 300 mm的1×7股鋼絞線,設置錨索的預緊力為200 kN,每個斷面上打設一根錨索,排距3 000 mm,每孔錨索錨固劑采用3支,其中MSZ2360型藥卷2支, MSK2335型藥卷1支,鋪設10#鐵絲經緯網,搭接長度為100 mm,錨桿索間通過鋼筋梯子梁進行連接,具體11602綜放工作面運輸順槽原有支護斷面圖如圖4所示。

圖4 11602工作面運輸順槽原有支護斷面圖Fig.4 Cross-section diagram of the original support in transportation gateway in 11602 working face

3.2 基于圍巖穩定性分類的巷道錨桿支護優化

根據上述巷道圍巖穩定性分類結果可知11602工作面運輸順槽圍巖穩定性屬于Ⅳ類不穩定圍巖,《我國緩傾斜、傾斜煤層回采巷道圍巖穩定性分類方案》中關于Ⅳ類圍巖推薦的巷道頂板錨桿基本支護形式如表6所示。

表6 巷道頂板錨桿基本支護形式與主要參數選擇Table 6 Basic support and major parameters for roof anchor

基于上述頂板錨桿參數選擇原則[6]及巷道圍巖在原有支護方案下頂板變形量大的主要問題,提出支護參數的優化措施為頂板增設錨索,優化后頂板錨索型號同樣為Φ17.8 mm×7 300 mm的1×7股鋼絞線,按照排距3 000 mm、“一二零”方式布置,其中一根錨索時布置在巷幫頂板中間位置;兩根錨索時間距2 700 mm。優化后支護斷面圖、俯視圖如圖5-a、5-b所示。

5-a 斷面圖

5-b 俯視圖圖5 運輸順槽支護優化后布置示意圖Fig.5 Layout of transportation gateway after support optimization

3.3 效果分析

為驗證11602運輸順槽支護方案優化后對圍巖的控制效果,在巷道掘進期間,采用十字布點法對巷道表面位移進行持續70 d的監測作業,根據監測結果能夠繪制出巷道表面位移—觀測天數的關系曲線如圖6所示。

圖6 支護方案優化后巷道掘進期間表面位移曲線圖Fig.6 Surface displacement curves in roadway excavation after support design optimization

通過具體分析圖6可知,優化后的支護方案實施后,運輸順槽在掘進期間圍巖的變形量主要集中在巷道掘出后的0～20 d,在該階段頂底板移近量的平均變形速率為5.6 mm/d,兩幫移近量的平均變形速率為4.95 mm/d;在巷道掘進后20 d左右,圍巖的變形速率大幅減小;在巷道掘進后約40 d時,巷道圍巖的變形量基本不在變化,達到穩定狀態,即表明此時巷道圍巖已經穩定,最終頂底板變形量最大值為150 mm,兩幫的移近量最大值為130 mm,基于上述分析可知優化后支護方案保障了巷道圍巖的穩定。

4 結論

1)通過11602工作面頂底板鉆孔取芯窺視得出,工作面直接頂為均厚3.6 m的K2石灰巖和均厚3.1 m的砂質泥巖,基本頂為均厚7.6 m的K2石灰巖,直接底為均厚5 m的泥巖。

2)通過展開11602工作面圍巖力學測試,得出頂底板各巖層的物理力學參數,確定直接頂K2灰巖質量級別為Ⅱ級;直接頂砂質泥巖質量級別為Ⅲ級;基本頂K2灰巖質量級別為Ⅱ級,綜合確定運輸順槽的圍巖穩定性為Ⅳ類不穩定圍巖。

3)根據11602工作面運輸順槽圍巖穩定性分類結果及巷道在原有支護方案下圍巖的變形特征,提出頂板增設錨索的支護優化方案,支護方案優化實施后,根據巷道表面位移觀測,驗證了優化后支護方案的合理性。