張 楊,諸葛長華
(山東科技大學 礦業與安全工程學院,山東 青島 266590)
窄煤柱沿空掘巷就是把巷道布置在靠煤柱一側的低應力場進行掘進,便于巷道維護,減小巷道變形量,并且窄煤柱的留設降低了煤炭資源的浪費,可防止采空區的水與有害氣體竄入巷道,已經成為我國多數礦井巷道掘進方式之一[1-5]。近年來,深井開采成為我國煤炭資源開采的趨勢,井深越大,地壓影響越強烈,導致巷道圍巖易破碎,控制巷道變形的難度也比較大。并且留設的窄煤柱物理性質由于開掘、采動的影響而發生改變,支撐能力減弱,沿空巷道由此出現不對稱性變形[6-11],巷道頂板或兩幫由于受力不同而出現不對稱的破壞形式,將針對這種變形進行的支護稱為非對稱支護,即對移近量不同的兩端各有側重地進行支護。
為了解決深部高應力礦井沿空掘巷支護困難的問題,以高家堡煤礦-1 000 m一盤區103工作面回風巷道為例,研究巷道所處的應力環境,采用FLAC3D模擬軟件對其進行數值模擬,并在原支護方案的基礎上對巷道的支護參數進行調整設計,提出了“高預應力讓壓錨桿+讓壓鳥窩錨索[12]+W鋼帶”的非對稱支護方案,有效控制巷道的圍巖變形量,保證采掘工作的正常進行。
高家堡煤礦煤層為走向北東、傾向北西的單斜構造煤層,傾角一般為2°~7°,屬于近水平煤層。103工作面開采煤層厚度約13 m,平均傾角為5°,開采深度在1 000 m左右,地質構造較簡單。巷道布置如圖1所示,沿著101工作面采空區邊緣掘進 103工作面回風巷道,并且留設寬度為8 m的煤柱。該巷道服務于103工作面的生產系統,設計長度 506 m,布置在4煤中。

圖1 103工作面沿空巷道位置示意圖
103工作面沿空巷道原設計長度506 m,埋深約1 000 m,巷道斷面為矩形,高3.55 m、寬5.30 m,斷面面積18.8 m2。根據高家堡礦井具體的工程地質生產技術條件,結合現場實踐經驗,初步設計了103工作面沿空巷道的支護方案:錨桿長度2 300 mm、直徑 20 mm,間排距 800 mm×800 mm;錨索長度 6 500 mm、直徑21.8 mm,間排距1 300 mm×800 mm。
該支護方案已經在其他巷道現場實施,巷道開挖后頂板與兩幫都出現了較大范圍的破壞區,煤體破碎嚴重,根據觀測結果,頂板下沉量約為800 mm,巷道沿空側幫移近量約為900 mm,實體煤側幫移近量約為600 mm,巷道兩幫變形出現明顯的不對稱性,煤柱側移近量明顯大于實體煤壁側。
通過現場礦壓觀測結果和實際應用效果分析,主要存在以下3方面的問題:
1)巷道兩幫破壞呈不對稱性,煤柱側煤體破壞程度嚴重,破壞范圍大;
2)錨桿、錨索支護效果較差,錨桿、錨索工作阻力隨巷道開掘及工作面推進變化不明顯,表明支護參數不能滿足支護要求;
3)錨桿預緊力低,部分錨桿、錨索被剪斷。
巷道沿空側煤柱煤體受101工作面采動影響,其物理力學性能減弱,在上覆巖層活動穩定后開掘103工作面回風巷,此時基本頂發生第一次回轉變形;煤柱煤體受到第二次動壓影響,力學性能再次減弱,103工作面回采過程中,基本頂發生第二次回轉變形;受到第三次動壓影響,上覆巖層出現“破壞—穩定—再破壞—再穩定”的變化過程,致使煤柱煤體支撐能力大幅下降,進入塑性破壞狀態,最終煤柱側煤體失穩破碎[13-15],且破壞程度大于實體煤側。103工作面頂板受力模型如圖2所示。

圖2 沿空掘巷頂板受力示意圖
影響沿空巷道支護的關鍵因素包括以下幾個方面:
1)支護系統的非對稱性。由于留設的8 m煤柱屬于窄煤柱,受動壓影響煤柱側破壞程度遠大于實體煤側,若想合理控制兩幫變形,須采取不對稱支護方案。
2)支護系統的支護效果。由現場觀測結果可以分析出錨桿錨固效果差,長度不足,為了確定錨桿的合理長度,對103工作面回風巷道頂板及兩幫進行了圍巖松動圈[16-18]測試,測試結果如圖3所示。測試結果表明,巷道頂板的松動圈大小為2.2 m,巷道實體煤側幫的松動圈范圍約為2.3 m,巷道煤柱側幫的松動圈范圍約為2.4 m,因此相對應需要加長錨桿長度,增大錨桿直徑。

(a)頂板鉆孔

(b)實體煤側巷幫鉆孔

(c)煤柱側巷幫鉆孔
3)支護系統的安裝載荷(預應力)。預應力[19-20]是錨桿實現主動支護的源泉,這是巷道支護成功的關鍵因素之一。支護系統在安裝時,必須有一定的預應力,以防止圍巖的早期變形破壞。
基于對以上關鍵因素的深入研究和分析,對103工作面沿空巷道支護方案進行了系統的優化及改進,提出了“高預應力讓壓錨桿+讓壓鳥窩錨索+W鋼帶”的非對稱支護方案。
針對103工作面沿空巷道圍巖受力變形特點,結合原支護方案存在的關鍵問題和不足,對其進行了錨桿支護優化設計。設計103工作面沿空巷道掘進斷面高3 400 mm、寬5 300 mm。巷道改進后的支護設計如圖4所示。

圖4 103工作面沿空巷道支護優化設計圖
采用長2 800 mm、直徑22 mm的高預應力讓壓錨桿支護頂板,每排6根錨桿,間排距為950 mm×950 mm,沿巷道走向頂板錨桿間排距為1 000 mm×1 000 mm,頂板最右側錨桿與巷幫成80°角,頂板最左側錨桿與巷幫成75°角,采用塑鋼網+W鋼帶對頂板表面進行保護。兩幫也采用高預應力讓壓錨桿,間排距為1 000 mm×1 000 mm,每排4根錨桿。靠近頂板上部的3根錨桿采用150 mm×150 mm×10 mm錨桿托盤配合一條W鋼帶支護。
實體煤側表面支護:雙向拉伸塑料網+W鋼帶。煤柱側表面支護:采用金屬焊網支護,兩幫肩角處噴漿,噴漿厚度不小于35 mm。
采用?21.8 mm×6 500 mm規格的讓壓鳥窩錨索對頂板進行補強支護,每排補打3根錨索,第1根錨索沿巷道中心線位置布置,另外2根沿巷道中心線對稱布置,錨索間排距為1 500 mm×1 000 mm。
幫錨索布置采用非對稱支護方式,在煤柱側巷幫巷道頂板以下600、2 100 mm布置2路點錨索,錨索采用長度為4 500 mm的讓壓鳥窩錨索,錨索間排距為1 500 mm×1 000 mm;實體煤側巷幫則不再補打錨索。
根據高家堡煤礦103工作面實際地質條件,分析采空區側向支承壓力對 103工作面回風巷道變形的影響,確定合理的巷道最優支護參數,采用有限差分法軟件 FLAC3D進行數值模擬計算。考慮到計算機的運算速度,構建計算模型大小為230 m×70 m×60 m,在4個邊界施加水平方向的約束,限制底部垂直方向位移,在模型頂部邊界施加25 MPa的垂直應力,應用Mohr-Coulomb模型進行模擬計算。模擬計算所采用的煤(巖)層物理力學參數見表 1。

表1 煤(巖)層物理力學參數
圍巖變形模擬結果如圖5所示。

(a)原支護兩幫位移

(b)非對稱支護兩幫位移

(c)原支護頂底板位移

(d)非對稱支護頂底板位移
由圖5可知,在原支護條件下巷道頂板松動破壞,移近量較大,頂板下沉量約為800 mm;巷道兩幫變形大,兩幫移近量約為1 800 mm,沿空側巷幫破壞程度明顯大于實體煤側巷幫。在模型中采取非對稱支護后,頂底板移近量控制在80 mm,煤柱側巷幫移近量顯著降低,煤柱側移近量約為96 mm,實體煤側移近量約為83 mm,說明優化后的錨桿、錨索的支護強度及效果達到了預期目標,巷道能夠滿足礦井的正常生產需要。
通過監控現場巷道圍巖變形情況,根據現場監測數據來驗證設計是否合理。本次監測設置2個測站,1#測站位于距開切眼230 m處,2#測站距開切眼350 m處,測站具體布置如圖6所示。

圖6 測站布置示意圖
103工作面回風巷道頂板及兩幫移近量隨與工作面距離的變化曲線如圖7所示。現場實測結果顯示,巷道圍巖移近量在合理范圍內,巷道頂底板及兩幫的移近量顯著減小,且兩幫移近量差距不大,現場監測結果與數值模擬結果相近。總體來看,窄煤柱側的變形相對較大,尤其在掘巷初期,該側變形速率較大,但隨著巷道掘出時間的延長,窄煤柱側變形速率逐漸趨緩,在此過程中,實體煤側變形及頂板的下沉同樣呈現出類似的發展規律,但其變形程度及移近速率均相對窄煤柱側要小一些。

(a)1#測站

(b)2#測站
無論在巷道掘進期間還是在工作面回采期間,頂板及兩幫的穩定性及完整性良好,沒有出現明顯的冒頂、片幫現象,說明非對稱支護方案可以保證巷道的長期穩定。
1)在深部礦井中,礦壓顯現劇烈,圍巖松動圈更大,沿空巷道更不容易支護。在選用錨桿時,考慮到錨桿的主動支護性及錨桿的支護強度,最終確定采用高預應力讓壓錨桿,支護效果良好。
2)數值模擬結果表明,巷道圍巖變形在原支護方案參數下不能得到有效控制,沿空巷道受到多次采動影響導致上覆巖層出現“破壞—穩定—再破壞—再穩定”的變化過程,巷道圍巖應力分布不均勻,尤其是在煤柱側與實體煤側呈現明顯的非對稱性,因此在進行巷道支護時應根據巷道圍巖實際受力狀態采取非對稱支護。
3)高家堡煤礦103工作面回風巷道采用“高預應力讓壓錨桿+讓壓鳥窩錨索+W鋼帶”的非對稱錨網索支護方案,模擬結果表明,頂板下沉量穩定在80 mm,實體煤側巷幫與煤柱側巷幫移近量分別穩定在96 mm和 83 mm,在較大采深的賦存狀態及103工作面采動影響下,巷道圍巖移近量較小。現場監測結果顯示,巷道頂底板及兩幫的移近量較小,與數值模擬結果相近,說明優化后的支護方案能夠有效解決深部高應力影響下巷道支護困難的問題,對類似條件下巷道圍巖支護研究有重要意義。