武傳偉
(兗州煤業股份有限公司濟寧三號煤礦,山東 濟寧 272000)
隨著我國煤炭開采逐步向地下深部發展,開采環境日益復雜,巷道受開采擾動影響圍巖應力劇增,導致圍巖破碎或產生大變形,影響巷道的掘進效率和正常使用[1-2]。傳統的支護技術多采用一次支護設計,支護密度大、成本高,不能有效地控制高動壓巷道的圍巖變形,且支護工序占時較長,不利于巷道的快速掘進[3-4]。因此,開展高動壓巷道分次聯合支護及快速掘進技術研究,具有重要的工程意義[5]。
濟寧三號煤礦十八采區位于礦井北部,采區面積為5.2 km2,設計開采上組煤3上、3下煤層。3上煤煤層厚度0.75~3.95 m,平均厚度2.17 m,3上煤輔助運輸順槽處于斷層破碎帶,圍巖破碎嚴重,在掘進過程處于高動壓狀態,易出現冒頂等危害,嚴重威脅掘進作業人員和設備的安全。
高動壓巷道圍巖穩定性的主要影響因素包含:巖性及圍巖強度、開采深度及巷道斷面尺寸和采動產生的影響等。
(1)巖性及圍巖強度。巖性主要是指圍巖的裂隙和節理發育情況,煤巖體中常含有裂隙、節理和軟弱結構面。一般來說,巖性較好的圍巖裂隙和節理不發育,巖體較為完整,抵抗高動壓的能力也較強。裂隙和節理較多的圍巖,抵抗高動壓的能力較差,在同等條件下,相較巖性較好的圍巖更容易發生變形破壞。同時,圍巖強度也是影響巷道變形的重要因素之一,圍巖強度可反映圍巖的承載能力,圍巖強度越小,巷道就越容易變形失穩。
(2)開采深度及巷道斷面尺寸。開采深度越大,巷道上覆圍巖自重應力相應增大,巷道開挖后圍巖變形速度加劇,塑性區擴展范圍較大。巷道斷面尺寸與巷道變形之間具有近似線性的關系,即巷道斷面越大,圍巖變形量也越大。因此,應按圍巖和開采條件,確定合理的巷道斷面尺寸,減小圍巖變形量。
(3)采動產生的影響。回采工作面推進過程中可產生超前支承壓力,對臨近工作面及巷道產生擾動作用。此時,巷道在超前支承壓力的作用下,圍巖處于高應力狀態,且頂板承載作用減弱,引起巷道圍巖的破碎及變形。
(1)能量支護理論。能量支護理論是基于物理學的能量守恒原理提出的。根據能量轉換與守恒的基本自然規律,該理論將圍巖的開挖和支護視為能量釋放和吸收的過程,即巷道開挖釋放彈性能,支護結構則可將該部分能量吸收,并在能量作用下發生形變,但總的能量是不變且守恒的。可通過支護結構特性,調整兩者之間的能量關系,使圍巖與支護結構共同穩定。
(2)應力控制理論。應力控制理論起源于前蘇聯,該理論將圍巖的受力狀態和應力分布視為引起巷道失穩破壞的根本原因。基于該理論,可采用優化巷道斷面形狀和尺寸、優化開采參數及圍巖加固等手段,改善圍巖的應力狀態,減小圍巖應力集中區,從而提升圍巖的抗變形能力。
(3)分次聯合支護理論。該理論的基本支護理念是選擇合理的支護時機,采用多種支護技術進行圍巖支護。分次聯合支護技術以“先柔后剛,柔讓適度”為指導思想,在巷道開挖初期,采用柔性支護,允許巷道產生一定的變形,并釋放部分能量,之后,再選取合適的支護時機進行剛性支護。
針對3上煤輔助運輸順槽處于高動壓狀態、圍巖應力較大的問題,為有效控制巷道圍巖變形,保證回采巷道的掘進安全,提高復雜條件下巷道的掘進效率,基于分次聯合支護理論提出在3上煤輔助運輸順槽采用“讓壓錨桿+螺紋鋼錨桿+錨網+鋼筋梯子梁+錨索”的分次聯合支護方法,其支護方案如圖1。主要支護參數如下:

圖1 3上煤輔助運輸順槽支護方案(mm)
頂板支護:采用Φ20 mm×2200 mm的讓壓錨桿,間排距均為1000 mm×900 mm,每根錨桿采用2根快速樹脂藥卷錨固,設計錨固力大于140 kN。錨索采用Φ17.8 mm×7200 mm的鋼絞線,雙排布置,間排距1400 mm×1800 mm,設計錨固力大于260 kN。錨桿、錨索托盤均采用高強托盤,錨網采用10#鍍鋅鐵絲編制。
兩幫支護:采用Φ20 mm×2200 mm的左旋無縱筋螺紋鋼錨桿,間排距為800 mm×900 mm,每根錨桿采用2根快速樹脂藥卷錨固,設計錨固力大于140 kN,錨索托盤采用高強托盤,錨網采用10#鍍鋅鐵絲編制。
3上煤輔助運輸順槽采用12CM15-10D型連采機進行掘進,掘進工序為:截割、裝載、運輸和支護。
3上煤輔助運輸順槽的分次支護工藝為:第一次支護緊跟掘進工作面,安裝頂板讓壓錨桿,保證巷道作業空間的安全性。當圍巖發生一定的變形量后,進行二次支護。二次支護時機為滯后于工作面10~15 m,二次支護主要采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿和鋼絞線錨索對巷道兩幫及頂板進行支護。采用分次聯合支護技術,一方面實現了巷道掘進和支護的平行作業,另一方面可有效控制圍巖位移。
結合3上煤輔助運輸順槽的實際地質情況,在FLAC3D中建立數值模擬模型,對所采用的分次聯合支護技術的工程效果進行評價。圖2為巷道開挖及完成二次支護后的位移云圖。

圖2 二次支護后圍巖位移云圖
由圖2(a)分析可知,巷道開挖支護后,頂板下沉量最大值為25.59 mm,底板底鼓量最大值為12.49 mm,頂底板最大移近量38.58 mm。由圖2(b)可知,巷道兩幫中部水平變形量最大,左幫最大變形量為4.88 mm,右幫最大變形量為9.26 mm,兩幫相對移近量最大值為14.24 mm。
綜上可知,巷道頂底板形變量均較小,可見,3上煤輔助運輸順槽所采用的分次聯合支護技術可有效改善圍巖應力分布狀態,控制圍巖變形,保證巷道的穩定性。經實測表明,采用分次聯合支護技術后,3上煤輔助運輸順槽掘進速度可提高35 m/月,具有明顯的經濟效益。
(1)分析了高動壓巷道圍巖穩定性的主要影響因素包含巖性及圍巖強度、開采深度及巷道斷面尺寸和采動產生的影響等,闡明了能量支護理論、應力控制理論、分次聯合支護理論等高動壓巷道的圍巖控制技術。
(2)結合3上煤輔助運輸順槽處于高動壓狀態的工程背景,提出在3上煤輔助運輸順槽采用“讓壓錨桿+螺紋鋼錨桿+錨網+鋼筋梯子梁+錨索”的分次聯合支護及快速掘進技術,并對主要支護參數進行了設計。
(3)基于數值模擬技術,分析了3上煤輔助運輸順槽的圍巖位移。結果表明,采用分次聯合支護技術后,巷道頂底板形變量均較小,巷道處于穩定狀態,且掘進速度提高了35 m/月。