齊紅霞,許志軍,楊舜超,葉 蘭
(1.中國礦業大學 環境與測繪學院,江蘇 徐州 221116;2.中國礦業大學 礦業工程學院,江蘇 徐州 221116; 3.應急管理部信息研究院,北京 100029)
近年來隨著我國煤礦開采范圍和強度的不斷增大,復雜困難煤巷數量也相應不斷增多,包括多次采動[1,2]、軟弱頂板[3,4]、特大斷面等[5]類型,直接影響礦井的采掘銜接和安全生產等,成為現場亟需解決的問題之一,本文主要針對多次采動應力影響下煤巷圍巖穩定性控制開展研究。圍繞采動煤巷圍巖控制方面,喬元棟等[6]針對小紀汗煤礦11215 回風巷在二次采動影響下全斷面劇烈收斂問題,提出差異化巷道圍巖支護技術,采用“長錨索、高預應力錨索+鋼帶”聯合差異化控制;何滿潮等[7]提出采用恒阻大變形錨桿控制技術;Wang等[8]、劉國磊等[9]針對深部高應力動壓巷道,提出采用方鋼(鋼管)混凝土支架進行支護;余偉健等[10]提出預應力錨索、錨噴網和注漿綜合控制技術;何宗禮[11]等提出采用預應力協同支護技術;袁超[12]提出采用以可接長錨桿、剛性長螺紋鋼錨桿、錨網、W 鋼帶、噴射混凝土為主體,可接長錨桿強化頂板的綜合控制技術;于洋等[13]在巷道圍巖鉆孔卸壓的基礎上,提出圍巖分區支護;龍景奎[14]針對深部高應力軟巖巷道高圍壓、大變形和難控制問題,提出協同錨護支護體系。上述研究學者針對高應力或采動巷道變形特征提出了不同的控制技術,但對于多次采動應力影響區域條件下掘進巷道圍巖的穩定性控制研究較少。
中興煤礦1209材料巷掘進前所在區域先后經歷上覆10209工作面回采影響,鄰側1411工作面回采影響,屬于典型的多次采動應力影響區域煤巷,調研發現在該巷道掘進過程中圍巖呈現全斷面變形現象,支護系統受到較嚴重破壞。
中興煤礦1209工作面位于一采區北翼,走向長1252m,傾向長1段163m、2段151m,北面為安則村保安煤柱線,南面為一采回風巷、一采東軌道大巷、東運輸巷,東面為1207工作面,西面為1411采空區。1411采空區正上方為1211采空區,1209工作面布置如圖1所示。

圖1 1209工作面布置
1209綜采工作面布置在4#煤層,4#煤位于山西組下部,平均煤厚2.35m,煤層結構較簡單,含夾矸1~2層,直接頂為頁巖、砂質頁巖互層,直接底為0.5m炭質泥巖,基本底為淺灰色細粒砂巖,厚度為1~3.5m;煤質屬中灰、低中硫的瘦煤、焦煤,煤層平均傾角7°。
1209材料巷原支護參數如下:頂錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,規格?22mm×2400mm,每孔使用樹脂錨固劑K2335和Z2360各一根,間排距975mm×1000mm,每排5根錨桿;頂板錨索采用?21.6mm×7300mm鋼絞線,間排距2000mm×1600mm。巷幫采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,規格?20mm×2200mm,錨桿布置3根/排,間排距900mm×800mm,每孔使用1根Z2335樹脂錨固劑。
1.2 巷道異常礦壓顯現特征
1209材料巷掘進過程中巷道圍巖和支護結構變形破壞嚴重,出現“前掘后修”的被動局面,在1209工作面回采前累計返修達4~5次。選擇在1209材料巷距巷道開口275m處巷道圍巖變形監測數據進行分析,如圖2所示,由圖2可得:巷道在掘進過程中圍巖呈全斷面變形,頂底板移近量超過1.8m,兩幫回縮量達1.1m;采取增加錨索數量、安裝工字鋼、挖底等返修措施,控制效果均不明顯;巷道在前6個月時間內經歷多次挖底,其中單次挖底最大深度為300mm,但巷道仍變形劇烈,在返修后一段時間巷道再次出現整體變形。另外,巷道圍巖階段性變形特征明顯,頂底板隨時間呈不穩定變化狀態。

圖2 1209材料巷典型測點圍巖變形量
中興煤礦煤巷圍巖強度較低,尤其在受多次采動的影響下,圍巖變形量和破壞范圍更大。巷道開挖前,巖體受到三向壓應力處于受力平衡的穩定狀態。巷道開挖后,應力重新分布,利用FLAC3D軟件模擬分析1209材料巷在1211、1411和10209工作面開采后的垂直應力變化特征。
結合工作面現場鉆孔資料和多次采動的背景條件,建立三維數值模型尺寸為長×寬×高=500m×400m×290m,模型主要由位移邊界和應力邊界組成,兩邊固定水平位移,底邊固定垂直位移,模型頂部施加等效于上覆巖層自重的均布載荷7.82MPa;模型的尺寸和邊界條件設置如圖3所示。該模型選取摩爾庫倫模型,數值模擬的巖層參數見表1。

圖3 數值模型尺寸及邊界設置

表1 計算模型中煤巖層力學參數
模型先進行1211工作面的開挖,開挖后進行計算至平衡;再對10209和1411工作面開采,開采高度分別為2#和4#煤層的高度為1.3m和2.4m,設置應力監測線,提取其應力值進行分析。
模擬計算得到1211、1411、10209工作面回采后垂直應力分布云圖,如圖4所示。由圖4(a)可得1211工作面開采后在工作面兩側形成應力增高區,但對1209材料巷圍巖應力影響相對較小;由圖4(b)得出1411工作面和10209工作面開采后,在兩個工作面煤柱側應力急劇增高形成應力增高區。

圖4 不同工作面開采后垂直應力分布
煤柱內不同水平距離時垂直應力變化特征如圖5所示,由圖5可得,1211、 1411和10209工作面開采后,隨著1209材料巷煤柱側煤幫中點與1411采空區距離增加,垂直應力呈先增高后降低變化過程,垂直應力峰值達29.9MPa,距1411采空區煤柱側18m;1209材料巷所處區域距1411采空區煤柱側27m,垂直應力達到23.6MPa。

圖5 煤柱內不同水平距離時垂直應力變化特征
針對多次采動下應力疊加致1209材料巷圍巖處于高應力區域的復雜條件,提出以頂幫雙強力錨索桁架系統為核心的控制方案。該方案采用頂幫雙強力錨索桁架系統-單體錨桿(索)-頂板(幫)鋼帶-槽鋼-金屬網支護系統維護巷道,形成整體支護結構。其中,頂幫雙強力錨索桁架系統結構如圖6所示,具體包括三種小結構,即結構I:由直徑為21.6mm的大直徑長錨索和特制聯接器構成;結構Ⅱ:主要由直徑為21.6mm的大直徑短錨索、槽鋼和錨索鎖具構成;結構Ⅲ:主要由頂板大直徑長錨索和巷道兩幫上部大直徑短錨索構成;結構Ⅳ:主要由巷道兩幫下部大直徑短錨索構成。

圖6 頂幫雙強力錨索桁架支護結構
頂幫雙強力錨索桁架系統控制巷道機理可簡要概括為“雙向施力、長軟抗剪、線型承載、錨固點穩、變形閉鎖”五條準則[15,16]。頂板強力錨索桁架支護系統是將處于受壓狀態的巷道兩肩窩深部巖體作為錨固點和承載結構的基礎,采用高預拉力對拉并鎖緊兩根大直徑鋼絞線,直接作用于頂板淺部的圍巖,提供水平預應力改善頂板的應力狀態,強化低位巖體的力學性能和提高其抗變形性能,控制層狀頂板的不協調變形;幫強力錨索桁架系統控制作用類似,通過頂幫雙錨索桁架系統的協同作用,有效控制高應力巷道圍巖的整體變形。
1209材料巷斷面為矩形布置,巷道斷面寬×高=4.2m×2.8m,綜合理論分析、數值模擬、工程類比及現場觀測等方法,確定了頂幫雙強力錨索桁架系統-單體錨桿(索)-頂板(幫)鋼帶-槽鋼-金屬網支護于一體的組合支護方案具體參數,如圖7所示。

圖7 1209材料巷頂幫雙強力錨索桁架支護布置(mm)
1)頂板支護。頂板的錨索支護為強力錨索桁架和單體強力錨索聯合支護,強力錨索桁架結構中錨索的排距為1.6m,在每兩排強力錨索桁架結構之間打一排單體錨索,單體錨索排距為1.6m。單體錨索采用?21.6mm的1×7絲高強度預應力鋼絞線,錨索眼深8m,錨索長度8.3m,鉆孔直徑28mm,樹脂加長錨固,錨固藥卷采用四支?23mm×550mm的中速樹脂藥卷,錨固長度為2250mm,錨索的預緊力不得低于200kN。錨索排距為800mm,每排布置2根錨索,間距為800mm。強力錨索桁架采用?21.6mm的1×7絲高強度預應力鋼絞線,錨索長度為9.4m,錨索眼深8m,鉆孔直徑28mm,采用四支?23mm×550mm的中速樹脂藥卷,錨固長度為2250mm。強力錨索桁架系統的底部跨度為2.1m,錨索孔口距煤幫1050mm,錨索鉆孔與鉛垂線的夾角為20°,預緊力不得低于200kN。
2)巷幫支護。巷道兩幫采用錨桿(索)、金屬網、鋼帶(槽鋼)組合支護。采用?21.6mm的1×19絲高強度高延伸率預應力鋼絞線,錨索長度為5.3m,錨索眼深5.0m,鉆孔直徑28mm,錨固長度為2250mm。幫錨索排距為1600mm,每排兩根單體錨索用槽鋼連接。兩根幫錨索孔口距離為1.2m,上位錨索孔口距頂板1.0m。
為了分析1209材料巷掘進過程礦壓顯現以及檢驗頂幫雙強力錨索桁架系統的控制效果,需要對試驗段巷道圍巖開展礦壓觀測。
1)巷道圍巖表面位移曲線如圖8所示,由圖8可以得出,在觀測的兩個月中,1209材料巷試驗區域斷面收斂率很小,頂板下沉量小于79mm,兩幫移近量小于191mm,對多次采動影響下巷道的變形控制起到了顯著成效。
2)從現場支護效果來看,觀測的兩個月中巷道支護結構穩定,現場未挖底,未增加錨索等加強支護以及其他類似返修加強支護工作,大幅節約了返修成本,減小了工人勞動強度,有效保障了1209綜采工作面安全高效開采。

圖8 巷道圍巖表面位移曲線
1)多次采動條件下高應力煤巷變形特征表現為:呈全斷面變形、階段性變形特征顯著、傳統挖底擴幫加固后巷道穩定時間相對較短,仍呈現大變形過程。
2)數值模擬分析得出多次采動后1209材料巷位置為高應力區域,垂直應力達23.6MPa。
3)提出多次采動條件下掘進煤巷1209材料巷的控制方案,即:頂幫雙強力錨索桁架系統-單體錨桿(索)-頂板(幫)鋼帶-槽鋼-金屬網組合支護系統。
4)現場試驗得出巷道典型監測點頂板和兩幫最大變形量分別為79mm和191mm,巷道變形量較小,有效保障了多次采動條件下高應力煤巷圍巖的穩定。