深埋復雜結構煤層小煤柱沿空掘巷圍巖控制技術研究

張振峰，張修峰，韓躍勇，張自發(fā)，張 斌

(1.煤炭科學研究總院開采研究分院，北京 100013； 2.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部，北京 100013； 3.兗州煤業(yè)鄂爾多斯能化有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000； 4.鄂爾多斯市營盤壕煤炭有限公司，內蒙古 鄂爾多斯 017000)

鄂爾多斯地區(qū)近年來新建了許多年產量超過10 Mt的大型礦井，其中很多礦井主采煤層埋深超過600 m，煤層開采強度大且具有沖擊傾向，為井下巷道圍巖控制帶來很大挑戰(zhàn)[1-4]，這些煤礦主要集中在鄂爾多斯伊金霍洛旗和烏審旗。巷道一般沿煤層底板掘進，巷道所在的煤層層位結構復雜，主要特點為巷道幫部距頂板約1 m范圍內有一層“亮煤”，節(jié)理裂隙比較發(fā)育，掘進過程中極易片落，導致巷幫上部片幫嚴重，成型較差，且造成頂板跨度增大，巷道維護難度加大[5-6]。該地區(qū)煤礦一般都具有沖擊傾向性，礦方為避免巷道發(fā)生沖擊，投入了巨大的人力物力進行沖擊地壓防治，根據已有技術經驗，區(qū)段間留小煤柱能有效減弱巷道圍巖應力積聚，減小沖擊地壓發(fā)生的可能。因此，營盤壕煤礦決定采用小煤柱沿空掘巷技術，變更巷道布置，將原有區(qū)段煤柱寬度由30 m減小為5 m，工作面輔運順槽沿上工作面采空區(qū)掘進。沿空掘巷技術在我國已發(fā)展應用多年，很多學者針對不同現場條件進行了研究，得出許多代表性成果[7-12]。但沿空掘巷技術在該地區(qū)深井復雜結構煤層條件下尚屬首次應用，無鄰近礦井成功經驗可以借鑒，對沿空掘巷圍巖變形破壞和礦壓顯現規(guī)律還沒有進行過深入研究。因此，本文結合營盤壕煤礦具體地質條件，開展深埋復雜結構煤層小煤柱沿空掘巷圍巖控制技術研究，實現煤礦井下巷道在服務周期內的安全穩(wěn)定，為同類條件巷道圍巖控制提供借鑒。

1 工程概況

1.1 礦井及工作面基本概況

營盤壕煤礦位于內蒙古鄂爾多斯市納林河礦區(qū)，設計生產能力12.0 Mt/a，含煤地層為侏羅系中下統(tǒng)延安組，共17層，目前主采煤層為2-2煤層。營盤壕煤礦2202工作面是22采區(qū)的第二個工作面，南側為2201采空區(qū)，2201工作面于2017年3月開始回采。營盤壕煤礦2-2煤層具有沖擊傾向性，考慮防治沖擊地壓因素，2202輔運順槽沿2201工作面采空區(qū)掘進，采用小煤柱護巷，區(qū)段煤柱尺寸為5 m。該巷道是2202工作面主要輔助運輸通道，先期掘進3號聯絡巷至2202工作面切眼段，該掘進段鄰近的2201工作面采空區(qū)已回采完畢約1年時間。工作面與巷道布置如圖1所示。

1.2 巷道掘進變形破壞情況

營盤壕煤礦井下巷道一般沿煤層底板掘進，煤層厚度約為6 m，埋深約為680 m，直接頂為砂質泥巖，基本頂為粉砂巖，直接底一般為砂質泥巖。掘進期間變形破壞具有較明顯特征，巷道掘出后頂板較為完好，煤幫上部距頂板1 m范圍內基本隨掘隨片，未等進行支護即已片落，伴隨“劈啪”聲響動，片幫深度約為1 m，煤幫中下部掘進后較為完好，巷道掘進后斷面素描圖如圖2所示。

圖1 營盤壕煤礦2202工作面布置Fig.1 Yingpanhao coal mine 2202 working face layout

圖2 營盤壕煤礦巷道掘進后斷面素描圖Fig.2 Yingpanhao coal mine’s roadway cross section sketch after excavation

在研究開展前，2202輔運順槽已先期掘進約300 m，沿空掘巷圍巖變形破壞同樣具有一定特征，巷道掘進期間，除具有上述煤幫上部片幫特征外，頂板下沉不明顯，煤柱幫變形量較小，表面位移量在100 mm以內，且圍巖表面無明顯破壞，但回采幫變形較明顯，表面位移量為300～400 mm，表面破碎、鼓包現象比較明顯。

為深入了解巷道幫部結構與破壞情況，利用鉆孔窺視儀分別對煤柱幫和回采幫進行結構窺視，典型窺視結果如圖3所示。由圖3可知，煤柱幫完整性比較好，裂隙較少；工作幫完整性較差，煤幫2 m范圍內裂隙比較發(fā)育。造成工作幫、頂板和煤柱幫裂隙發(fā)育程度不同的原因，應為煤柱尺寸過小本身就全處于塑性狀態(tài)，承載能力較低，巷道開挖后圍巖應力向承載能力較強的頂板和工作幫轉移，從而頂板和工作幫裂隙較發(fā)育，而小煤柱幫較為完好。初步判斷目前巷道支護強度偏弱，護表做的不足，導致淺部圍巖裂隙發(fā)育，在支護設計中應增強支護強度，提高錨桿預緊力并實現強力護表。

1.3 巷道圍巖強度測試

利用WQCZ-56型小孔徑井下巷道圍巖強度測定裝置進行2202沿空掘巷圍巖強度測試，測試部位為頂板、煤幫距頂板0.5 m(片幫處)、煤幫距頂板2.0 m(不片幫處)，測試結果如圖4所示。

由圖4可知，頂煤平均強度19.24 MPa，頂板砂質泥巖平均強度55.85 MPa；煤幫距頂板0.5 m煤體平均強度19.94 MPa，煤幫距頂板2.0 m煤體平均強度22.68 MPa。綜合分析來看，頂板巖層強度較高，煤層強度中等偏低，且煤幫上部煤的強度比下部低，由于強度差異，交界處膠結程度較弱，在開挖應力重分布時易成為薄弱部位，從而松動片落，為支護帶來一定難度。

圖3 沿空掘巷兩幫窺視圖像Fig.3 Sidewalls peep image of gob-side roadway

圖4 沿空掘巷圍巖強度測試數據Fig.4 Rock strength test data of gob-side roadway

2 沿空掘巷圍巖變形破壞數值模擬分析

采用有限差分軟件FLAC3D數值模擬的方法，模擬2202輔運順槽沿空掘巷在掘進期間的變形破壞特征，為支護技術研究提供依據。根據實際地質條件和巷道周圍的采掘狀況建立對應的數值模型，模型尺寸為400 000 mm×200 000 mm×150 000 mm，劃分為114 500節(jié)單元和106 312個節(jié)點，數值模型如圖5所示。以在營盤壕礦獲取的地質力學測試數據及前人研究設置的參數取值設計煤巖層物理力學參數。地應力按照實測數據取為最大水平主應力23 MPa，最小水平主應力19 MPa，垂直主應力17 MPa，邊界條件取上部為自由邊界，四周和底部采用鉸支。本節(jié)主要研究巷道開挖后的圍巖變形破壞特征，得出圍巖薄弱部位，不考慮支護作用，因此數值模擬過程中不進行錨桿索支護。

圖5 數值模型示意圖Fig.5 Numerical model diagram

圖6 沿空掘巷圍巖變形破壞情況模擬Fig.6 Simulation of deformation and failure of surrounding rocks of gob-side roadway

由圖6可知，小煤柱沿空掘巷巷道掘進期間在無支護條件下巷道塑性區(qū)范圍比較大，煤柱基本整體都處于塑性狀態(tài)，承載能力已經變得比較低。巷道頂板下沉量較大，下沉最大的區(qū)域位于頂板靠近煤柱幫側，下沉量超過500 mm，在實際支護中應重點保障此區(qū)域支護強度和支護質量?；夭蓭拖鄬τ谛∶褐鶐透螅蚴敲褐鶐屯耆幱谒苄誀顟B(tài)，承載能力比較低，巷道開挖形成的應力重分布主要在回采幫進行，應力擾動回采幫淺部煤體形成裂隙發(fā)育擴容，從而導致工作幫產生相對較大的變形，這與鉆孔窺視以及圍巖表面破壞狀況觀察的結果是一致的。因此，相對于傳統(tǒng)觀念中沿空掘巷重點加強煤柱幫控制的理念，在營盤壕煤礦沿空掘巷工作中更應加強對回采幫的支護。

3 沿空掘巷圍巖控制技術

基于前文分析的營盤壕煤礦深埋復雜結構煤層小煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征及其發(fā)生原因，有針對性地提出圍巖控制技術理念，主要為“整體性、強韌性、薄弱部位重點支護”。

1) 整體性。根據營盤壕煤礦復雜結構煤層巷道掘進煤幫上部強度較低、與中下部強度較高的煤層交界面出易片幫的實際情況，以及小煤柱沿空掘巷幫部易發(fā)生大變形的類似工程經驗，應將煤幫上部軟弱區(qū)域與中下部較為穩(wěn)定的煤體聯結起來，形成一個整體不易發(fā)生大變形的穩(wěn)定結構。在支護設計上，宜選用鋼帶等構件將錨桿、錨索聯結成組合支護結構。

2) 強韌性。根據鉆孔窺視結果和圍巖表面破壞狀況統(tǒng)計，沿空掘巷圍巖尤其是煤幫淺部裂隙比較發(fā)育，表面常出現破裂、鼓包現象，說明淺部圍巖控制效果不好。應采用提高錨桿索支護預緊力的方法增強淺部圍巖的剛度，使其具有較高的抗變形能力，并且通過增大錨桿索支護構件的護表面積，一方面增大錨桿支護范圍，另一方面使預緊力更有效地擴散到圍巖淺部區(qū)域，進一步增強淺部圍巖的韌性。

3) 薄弱部位重點支護。根據鉆孔窺視結果、圍巖表面破壞狀況統(tǒng)計和數值模擬結果得出，營盤壕煤礦復雜結構煤層巷道掘進圍巖發(fā)生較嚴重變形破壞的部位在煤幫上部距頂板1 m范圍內、回采幫整體和頂板偏煤柱側，這些是巷道的薄弱部位，因此，在支護設計中應著重加強對這些部位的重點支護。

4 沿空掘巷支護設計

基于“整體性、強韌性、薄弱部位重點支護”的圍巖控制技術理念，設計2202工作面輔運順槽沿空掘巷支護設計如下所述。

1) 頂板支護。頂板錨桿規(guī)格為直徑22 mm，屈服強度500 MPa，長度2.4 m，間排距800 mm×800 mm，配150 mm×150 mm×10mm拱形托板，錨固長度為1 272 mm，預緊扭矩不低于400 N·m，錨桿間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯結。

頂板錨索規(guī)格為1×19股、直徑21.6 mm，長度6.3 m，間排距1 500 mm×1 600 mm，配300 mm×300 mm×16 mm拱形托板，錨固長度1 868 mm，錨索預緊力不低于250 kN；頂板距煤柱幫500 mm沿巷道走向打一排補強錨索，排距2 400 mm，補強錨索間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯結，用于控制頂板偏煤柱側下沉。

2) 煤柱幫支護。 煤柱幫錨桿規(guī)格為直徑22 mm，屈服強度500 MPa，長度2.4 m，間排距800 mm×800 mm，配150 mm×150 mm×10 mm拱形托板，錨固長度為1 272 mm，預緊扭矩不低于400 N·m，錨桿間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯結。

煤柱幫錨索規(guī)格為直徑21.6 mm、長度4.3 m的注漿錨索，煤柱幫中間打設一根，距頂板1 000 mm(軟煤、硬煤交界處)打設一根，距底板500 mm打設一根，配300 mm×300 mm×16 mm拱形托板，錨固長度1 868 mm，錨索預緊力不低于200 kN，錨索間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯結；滯后掘進迎頭200 m左右煤柱幫噴漿并注漿，注漿漿液采用水泥漿，水灰比0.6∶1，注漿壓力2～3 MPa。

3) 回采幫支護?；夭蓭湾^桿支護設計與煤柱幫完全相同，錨索變更為直徑21.6 mm、長度5.0 m的普通高強錨索，煤柱幫中間打設一根，距頂板1 000 mm打設一根，錨索間用寬230 mm、厚3 mm的W鋼帶聯結，回采幫不注漿?；夭蓭屯瑯泳哂休^高的支護強度和剛度，使其具有較強的整體性和韌性，從而加強回采幫承載能力。支護斷面圖如圖7所示。

圖7 沿空掘巷支護設計示意圖Fig.7 Support design diagram of gob-side roadway

5 支護效果

營盤壕煤礦2202工作面輔運順槽沿空掘巷段應用新支護技術方案后，對錨桿索受力和圍巖表面位移進行了觀測。從觀測的錨桿受力情況看，圍巖各部位錨桿基本在掘進完成15～20 d內達到穩(wěn)定，穩(wěn)定后錨桿受力70～120 kN之間，整體受力狀況良好，低于錨桿的屈服載荷。錨索受力一般在270～380 kN之間，沒有發(fā)生錨索破斷的現象。從表面位移變化量看來，圍巖頂板下沉量在100 mm以內，回采幫內移量小于200 mm，表面基本無破裂、鼓包現象，煤柱幫內移量在150 mm以內，基本無明顯變形，整體圍巖控制效果良好。

6 結 論

1) 分析了營盤壕煤礦深埋復雜結構煤層小煤柱沿空掘巷圍巖變形破壞特征，研究了煤幫上部嚴重片幫的發(fā)生原因，指出了頂板偏煤柱側下沉量較大和回采幫變形較大的特征及其發(fā)生機理。

2) 針對性地提出了“整體性、強韌性、薄弱部位重點支護”的復雜結構煤層沿空掘巷圍巖控制技術，通過支護參數優(yōu)化提出了現場支護設計。

3) 圍巖控制效果表明，提出的“整體性、強韌性、薄弱部位重點支護”控制技術可有效實現沿空掘巷圍巖穩(wěn)定，錨桿索受力在有效承載極限之內，圍巖變形量大幅降低，整體穩(wěn)定性提高。