沿空煤巷過斷層破碎帶圍巖控制技術(shù)研究

殷帥峰，李婭琪，李 昊，石松豪，任宇新

(1.華北科技學(xué)院 安全工程學(xué)院,北京 101601；2.中國礦業(yè)大學(xué)(北京)能源與礦業(yè)學(xué)院，北京 100083)

隨著我國煤炭資源的日益減少，提高礦井煤炭資源采出率對煤炭行業(yè)的可持續(xù)發(fā)展具有重要意義，實現(xiàn)工作面窄煤柱沿空掘巷是提高采區(qū)采出率的有效方法之一[1-4]。煤層開采地質(zhì)條件錯綜復(fù)雜，在巷道掘進(jìn)過程中經(jīng)常遇到斷層，當(dāng)巷道經(jīng)過斷層破碎區(qū)時，巷道圍巖變形增大，會導(dǎo)致支護(hù)體乃至整個巷道的失穩(wěn)破壞[5-7]。針對沿空掘巷和巷道掘進(jìn)遇斷層等情況下的巷道穩(wěn)定問題，我國學(xué)者分別進(jìn)行了大量研究。

沿空掘巷方面，張科學(xué)[8]、鄭錚[9]等采用理論計算和數(shù)值模擬相結(jié)合的方法，對沿空掘巷煤柱留設(shè)的合理寬度進(jìn)行了研究；張廣超等[10]采用數(shù)值分析方法研究了大斷面綜放沿空巷道煤柱合理寬度，并針對性地提出了以高強(qiáng)錨梁網(wǎng)、不對稱錨梁、錨索桁架為主體的綜合控制技術(shù)；郭金剛等[11]針對特厚煤層綜放沿空掘巷采動影響范圍大、圍巖質(zhì)裂隙及煤柱穩(wěn)定性差等問題，提出了一整套的圍巖控制技術(shù)，并闡明了其支護(hù)機(jī)理；杜江濤[12]研究了采空區(qū)下方綜放工作面不同煤柱寬度圍巖變形量，結(jié)果表明，隨著窄煤柱寬度的加大，圍巖變形量呈先減小后增大的趨勢。

巷道過斷層方面，陳輝[13]、謝小平[14]等采用理論分析和數(shù)值模擬研究方法，研究了斷層附近巷道圍巖破壞變形機(jī)理；劉明等[15]針對逆斷層破碎帶煤柱側(cè)巷道受采動影響造成的巷道變形量大、巷道底鼓等問題，提出了巷道補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)和大孔徑卸壓綜合治理措施；王俊良[16]采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件研究了巷道過導(dǎo)水?dāng)鄬訒r的應(yīng)力、變形及破壞特征，并針對性地提出了“超前深孔帷幕注漿堵水+局部超前小導(dǎo)管注漿+錨帶網(wǎng)索梁”聯(lián)合支護(hù)技術(shù)；史紅邈[17]為研究近斷層巷道開挖穩(wěn)定性及其合理的支護(hù)措施，利用數(shù)值模擬軟件研究了巷道開挖過程中斷層前后方圍巖的應(yīng)力場、變形場及塑性區(qū)等，在此基礎(chǔ)上提出了“錨桿+注漿加固”的支護(hù)技術(shù)。

筆者以上述研究為基礎(chǔ)，以錢營孜煤礦W3220沿空掘巷為工程背景，系統(tǒng)開展該礦地質(zhì)條件下沿空掘巷過斷層圍巖控制研究，并進(jìn)行現(xiàn)場工業(yè)化試驗。

1 工程概況

W3220工作面位于錢營孜煤礦西二采區(qū)西北翼，上鄰F22正斷層，下鄰W3222工作面采空區(qū)。探煤資料顯示，工作面內(nèi)煤層賦存穩(wěn)定，局部夾矸發(fā)育，煤厚1.7～4.6 m，平均煤厚3.1 m。工作面內(nèi)斷層發(fā)育，整體呈一西北高東南低的單斜構(gòu)造，傾向115°，傾角10°。根據(jù)鄰近工作面巷道實揭情況，W3220工作面機(jī)巷沿空掘進(jìn)過程中會遇到一斷層，傾角30°～35°，落差3.0 m。巷道布置圖及地質(zhì)柱狀圖如圖1～2所示。

圖1 巷道布置圖

圖2 地質(zhì)柱狀圖

2 沿空煤巷窄煤柱寬度確定

2.1 窄煤柱寬度留設(shè)的上限值確定

上區(qū)段工作面回采后，基本頂發(fā)生破斷并相互咬合形成穩(wěn)定鉸接結(jié)構(gòu)，上覆巖層壓力傳遞到實體煤上的支承壓力明顯地分為2個部分[18-20]，分別為“內(nèi)應(yīng)力場”S1和“外應(yīng)力場”S2，如圖3所示。

圖3 內(nèi)外應(yīng)力場模型

沿空巷道布置在“內(nèi)應(yīng)力場”范圍內(nèi)是沿空掘巷窄煤柱寬度留設(shè)的基本要求，即沿空巷道寬度和窄煤柱寬度滿足如下關(guān)系[21]：

S1≥L煤柱+L巷道

(1)

式中：S1為內(nèi)應(yīng)力場寬度，m；L煤柱為煤柱寬度，m；L巷道為巷道寬度，m。

其中，內(nèi)應(yīng)力場范圍關(guān)系式為[22]:

(2)

式中：γ為基本頂平均重度，25 000 N/m3；a為工作面長度，360 m；M為基本頂厚度，4.79 m；L為基本頂初次來壓步距，46 m；G0為頂板斷裂線周圍煤體剛度，1.08×109Pa；y0為煤壁煤體壓縮量值，0.9 m。

計算得到S1=12.2 m，由于L巷道=5.1 m，則煤柱寬度最大值為7.1 m。

2.2 窄煤柱寬度留設(shè)的下限值確定

護(hù)巷煤柱寬度留設(shè)過低時，在上覆巖層載荷作用下將失去基本的承載能力，產(chǎn)生嚴(yán)重破壞，不利于錨桿索的錨固支護(hù)。因此，根據(jù)護(hù)巷煤柱極限平衡理論，煤柱寬度應(yīng)滿足[23]：

L≥x1+x2+x3

(3)

式中：L為煤柱寬度，m;x1為煤柱破碎區(qū)范圍，m；x2為煤柱中錨桿有效長度，1.2 m；x3為煤柱穩(wěn)定系數(shù)，x3=0.2(x1+x2)，m。

其中，x1的解析表達(dá)式為[24]：

(4)

式中：m為最大煤層采厚,m；A為側(cè)壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)；μ為泊松比，0.15；k為應(yīng)力集中系數(shù)；γ為巖層平均重度,N/m3；H為巷道埋深,m；C為煤層界面的黏聚力,MPa；φ為煤層界面的內(nèi)摩擦角，25°；p為對煤幫的支護(hù)阻力，0.2 MPa。

依據(jù)W3220工作面數(shù)據(jù)，得到x1=3.1 m。代入式(3)計算，則煤柱最小寬度為5.2 m。

3 沿空煤巷過斷層破碎帶數(shù)值模型分析

3.1 數(shù)值模型建立與模擬方案

根據(jù)錢營孜煤礦W3220機(jī)巷生產(chǎn)地質(zhì)條件，建立如圖4所示的數(shù)值模型。巷道為寬5 m、高3.1 m的矩形斷面，工作面沿y軸負(fù)方向推進(jìn)。模型底部及四周為位移約束，上部為應(yīng)力約束。煤層與巖層破壞分別符合應(yīng)變軟化與莫爾-庫侖失效準(zhǔn)則。

圖4 沿空煤巷過斷層破碎帶數(shù)值模型

模型采用實體單元建模方法分別建立DFX28正斷層的下盤、上盤與斷層破碎帶，斷層傾角為30°，落差為3 m，核心破碎區(qū)寬度為3 m。模型在開挖到40 m位置時巷道過斷層破碎帶，模擬分析圖1所示不同剖面沿空煤巷圍巖應(yīng)力分布模式,以及塑性破壞響應(yīng)特征，進(jìn)而為巷道支護(hù)參數(shù)設(shè)計提供指導(dǎo)。

3.2 模擬結(jié)果分析

上工作面回采及沿空煤巷掘進(jìn)后，巷道不同位置的應(yīng)力分布特征如圖5所示。

(a)1—1剖面

由圖5可知，不同剖面位置沿空煤巷頂?shù)装鍑鷰r應(yīng)力均處于低應(yīng)力狀態(tài)。1—1剖面位置時，由于距離斷層破碎帶較遠(yuǎn)，實體煤側(cè)應(yīng)力集中較明顯，而煤柱側(cè)應(yīng)力集中現(xiàn)象不明顯，其受力較弱，煤柱承載能力較差。隨著沿空煤巷掘進(jìn)，由于距離斷層破碎帶較近，2—2剖面位置的實體煤側(cè)應(yīng)力集中程度較1—1剖面大幅下降，煤柱側(cè)受力較1—1剖面更弱，承載能力更差。模擬開挖沿空煤巷穿越斷層時，即3—3剖面位置，巷道斷面發(fā)生改變，應(yīng)力發(fā)生較大調(diào)整，實體煤側(cè)與煤柱側(cè)不再有應(yīng)力集中現(xiàn)象，煤柱受力極弱，承載能力不足，圍巖收斂量急劇增大，巷道發(fā)生劇烈擠壓變形。沿空煤巷開掘過斷層后，即4—4剖面位置，實體煤側(cè)開始出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，而煤柱受力仍然較弱。隨著掘進(jìn)工作面推進(jìn)，沿空煤巷在5—5剖面位置時，實體煤側(cè)與煤柱側(cè)均存在一定程度的應(yīng)力集中現(xiàn)象，煤柱受力得到較大恢復(fù)，承載能力較其他剖面位置的煤巷大幅提高，煤柱較好地發(fā)揮了對頂板的支撐作用。

上工作面回采及沿空煤巷掘進(jìn)后，巷道不同位置塑性區(qū)分布特點如圖6所示。

(a)1—1剖面

由圖6可知，不同剖面位置沿空煤巷塑性破壞狀態(tài)存在較大差異。1—1剖面位置時，由于距離斷層破碎帶較遠(yuǎn)，受破碎帶影響較弱，煤巷頂板存在小區(qū)域的彈性核區(qū)。隨著煤巷掘進(jìn)，斷層破碎帶逼近，2—2剖面位置的煤巷頂幫均已進(jìn)入塑化狀態(tài)。開挖沿空煤巷穿越斷層時，即3—3剖面位置，塑性破壞范圍進(jìn)一步擴(kuò)大，煤巷周邊煤巖體破碎松散，巷道圍巖自承載能力大大削弱。沿空煤巷開掘過斷層后，即4—4剖面位置，煤巷頂板恢復(fù)了一部分彈性核區(qū)，但煤巷圍巖塑性破壞范圍仍然較大。隨著掘進(jìn)工作面推進(jìn)，沿空煤巷在5—5剖面位置時，由于距離斷層破碎帶較遠(yuǎn)，受斷層構(gòu)造影響弱，頂板彈性核區(qū)范圍進(jìn)一步擴(kuò)大，實體煤幫塑性破壞范圍相比于其他剖面位置較小，煤巷圍巖塑性破壞范圍恢復(fù)至正常巷道開掘水平，在此情況下對巷道頂板施工錨索，錨索在頂板深部穩(wěn)定巖層、中部塑性破壞巖層、淺部破碎巖層和錨索大托盤之間形成“強(qiáng)—弱—強(qiáng)”的支護(hù)系統(tǒng)，能較好地發(fā)揮錨桿索懸吊錨固作用。

4 窄煤柱沿空煤巷過斷層破碎帶圍巖控制技術(shù)

4.1 沿空煤巷過斷層破碎帶圍巖控制難點

1)處于斷層破碎帶附近的沿空煤巷圍巖通常表現(xiàn)出軟弱破碎、裂隙節(jié)理發(fā)育及膨脹性突出等復(fù)合型軟巖特征，受采掘擾動影響后，圍巖巖性大大弱化，強(qiáng)度明顯降低，極易發(fā)生崩解、泥化及剪脹破壞，導(dǎo)致圍巖喪失其自身穩(wěn)定性，從而發(fā)生冒頂、片幫等事故。

2)斷層破碎帶圍巖受到構(gòu)造應(yīng)力影響，殘余應(yīng)力較大，使軟巖巷道地質(zhì)力學(xué)環(huán)境愈加惡劣化，加上其受動載作用疊加影響，過斷層破碎帶沿空煤巷圍巖松動圈范圍大于常規(guī)圍巖，極易發(fā)生局部垮冒。

沒幾天，劉建給我打來電話透露點信息，說大發(fā)廠對拋光車間的員工全部做了體檢，新發(fā)了頭罩口罩，質(zhì)量好，工價也提了，員工工資普遍漲了幾百塊。我知道，一定是李霞給林老板建議了。

3)32煤層屬于中厚煤層，上工作面開采強(qiáng)度較大，采場頂板垮落范圍大，在斷層惡劣地質(zhì)力學(xué)環(huán)境影響下，加大了圍巖塑性破壞范圍。并且基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)造成采空區(qū)煤柱破壞嚴(yán)重，在此條件下掘進(jìn)煤巷與回采本工作面，煤柱將受到3次劇烈采動影響，承載能力被極大削弱，造成巷道開挖后短期內(nèi)可形成大范圍破碎[25-27]。

4.2 沿空煤巷過斷層破碎帶圍巖控制對策

首先，對沿空煤巷斷層破碎帶進(jìn)行超前注漿加固，使破碎巖石致密程度增加，增強(qiáng)巖體的整體性和抵抗外力破壞的能力，為后續(xù)支護(hù)打好基礎(chǔ)；其次，對圍巖及時實施主動支護(hù)，抑制巷道圍巖早期變形；再次，提高兩幫、底角及頂角煤巖體承載能力，抑制關(guān)鍵承載部位的剪切破壞；最后，在頂板高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿支護(hù)基礎(chǔ)上，進(jìn)行高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨索補(bǔ)強(qiáng)頂板支護(hù)，在頂板深部穩(wěn)定巖層、中部塑性破壞巖層、淺部破碎巖層和錨索托盤四者之間形成“強(qiáng)—弱—強(qiáng)”的科學(xué)支護(hù)體系，避免頂板出現(xiàn)離層、大變形甚至冒頂現(xiàn)象。

基本控制思路：對沿空煤巷斷層破碎帶進(jìn)行超前注漿加固；對巷道頂幫進(jìn)行高強(qiáng)錨桿主動支護(hù)，并且頂角及底角錨桿偏移15°,以控制關(guān)鍵承載部位的剪切破壞。此外，對巷道頂板進(jìn)行高強(qiáng)長錨索補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)，控制頂板圍巖大變形。錨固在圍巖深部的補(bǔ)強(qiáng)長錨索及圍巖淺部的高強(qiáng)高預(yù)應(yīng)力錨桿，此兩者與沿空煤巷圍巖將形成整體統(tǒng)一高強(qiáng)錨固承載結(jié)構(gòu),如圖7所示。

圖7 高強(qiáng)錨固承載結(jié)構(gòu)示意圖

該結(jié)構(gòu)在巷道淺部圍巖表現(xiàn)為錨桿與錨桿的相互擠壓，對淺部圍巖破碎區(qū)巖體起到保護(hù)、支撐作用，使淺部破碎巖體不被擠出，形成圍巖淺部的高強(qiáng)預(yù)應(yīng)力錨固承載結(jié)構(gòu)。此外，頂板補(bǔ)強(qiáng)長錨索的施加，不僅強(qiáng)化了淺部錨桿承載結(jié)構(gòu)，又在深部圍巖中形成補(bǔ)強(qiáng)預(yù)應(yīng)力承載結(jié)構(gòu)，在提高淺部圍巖抵抗破壞的能力基礎(chǔ)上，將深部巖體牢靠錨固，從而達(dá)到深淺部巖體協(xié)調(diào)工作的狀態(tài)。

4.3 具體支護(hù)參數(shù)

超前預(yù)注漿時漿液為425號水泥漿液，注漿壓力為1.5～2.5 MPa，水灰比為(0.7～1)∶1，單孔注漿時間不少于30 min。頂板錨桿選用?22 mm×2 400 mm左旋無縱筋錨桿，間排距800 mm×800 mm，托板規(guī)格150 mm×150 mm×10 mm，采用菱形金屬網(wǎng)護(hù)頂，KTM4鋼帶護(hù)板。頂板補(bǔ)強(qiáng)錨索選用?21.8 mm×6 200 mm高強(qiáng)錨索，間排距1 600 mm×1 600 mm。巷幫選用?20 mm×2 000 mm左旋全螺紋鋼高強(qiáng)錨桿，底角、頂角錨索偏移15°，間排距800 mm×800 mm，采用KTM4鋼帶護(hù)板，網(wǎng)片采用菱形金屬網(wǎng)護(hù)幫。支護(hù)方案如圖8所示。

圖8 支護(hù)方案圖

4.4 工程監(jiān)測

為了監(jiān)測W3220機(jī)巷掘進(jìn)效果，在機(jī)巷掘進(jìn)支護(hù)完成后設(shè)置典型截面觀測站，對窄煤柱沿空煤巷過斷層破碎帶時的圍巖變形情況進(jìn)行實時監(jiān)測，結(jié)果如圖9所示。

圖9 巷道圍巖收斂變形情況

由圖9可知，沿空煤巷36 d后圍巖變形趨于穩(wěn)定，煤柱側(cè)頂板、實體煤側(cè)頂板、煤柱幫及實體煤幫最大變形量分別為66、62、59、47 mm，變形量處于可控范圍內(nèi)。

本工作面回采期間巷道圍巖的變形監(jiān)測結(jié)果對驗證支護(hù)系統(tǒng)的合理性更具說服力，本工作面回采期間巷道圍巖收斂變形量如圖10所示。

圖10 本工作面回采期間圍巖變形量

由圖10可知，本工作面回采期間，距離工作面60～35 m內(nèi)圍巖變形量相對平穩(wěn)，距工作面35～20 m內(nèi)圍巖變形量逐漸增加，在進(jìn)入20 m范圍內(nèi)時，沿空煤巷圍巖變形量增速達(dá)到最大值。工作面回采期間，煤柱側(cè)頂板、實體煤側(cè)頂板、煤柱幫及實體煤幫最大變形量分別為390、362、343、311 mm，沿空煤巷整體變形量沒有影響工作面的正常回采。可見，支護(hù)系統(tǒng)實現(xiàn)了對采動影響沿空巷道的有效控制。

5 結(jié)論

1)基于采空側(cè)煤體內(nèi)外應(yīng)力場分布特征,以及護(hù)巷窄煤柱的極限平衡理論，并結(jié)合礦井具體地質(zhì)條件，確定緩傾斜中厚煤層沿空煤巷過斷層破碎帶護(hù)巷窄煤柱合理留設(shè)寬度為6 m。

2)采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件研究了沿空煤巷不同監(jiān)測位置圍巖應(yīng)力分布模式及塑性破壞響應(yīng)特征。明確了沿空煤巷過斷層破碎帶圍巖控制三大難點，即圍巖呈復(fù)合型軟巖特征、斷層復(fù)雜構(gòu)造應(yīng)力圍巖易失穩(wěn)及采掘擾動明顯，提出了“超前注漿加固+高強(qiáng)度高預(yù)應(yīng)力錨桿+頂板補(bǔ)強(qiáng)長錨索+KTM4鋼帶+菱形鋼筋網(wǎng)”的綜合加固支護(hù)技術(shù)。

3)采用綜合加固支護(hù)技術(shù)后，W3220機(jī)巷在過斷層破碎帶時巷道圍巖變形能在36 d后趨于穩(wěn)定，煤柱側(cè)頂板、實體煤側(cè)頂板、煤柱幫及實體煤幫最大變形量分別為66、62、59、47 mm。工作面回采期間，沿空煤巷整體變形量沒有影響工作面正常回采，支護(hù)系統(tǒng)實現(xiàn)了對采動影響沿空巷道的有效控制。