近距離煤層上行開采被保護層回采巷道支護技術研究

劉 潤袁文華洪 可紀連杰孟 龍

(安徽理工大學 土木建筑學院,安徽 淮南 232001)

0 引言

我國大多數礦區的儲量賦存以近距離煤層為主,而我國煤礦現有推廣最成熟的開采順序方式是下行開采,即先采上部煤層后采下部煤層,與之相對的開采方式稱為上行式開采[1]。雖然下行開采對于工作面巷道布局、頂板管理等相關技術的解決具有較大優勢,但當上部煤為不穩定的突出煤層、采出困難的堅硬煤質或者下部煤層開采價值高于上部煤層時,可以考慮采用上行開采方式,有助于礦井或采區實現高效高產,具有一定的技術優勢[2-3]。

針對近距離煤層上行開采回采巷道支護技術的難題,許多專家學者進行了相關的研究[4-8]。何滿潮、孫曉明等[9-10]在分析深部軟巖巷道大變形破壞原因的基礎上,在錨網索耦合支護方面進行了充分研究,并提出非線性設計方法,實現軟巖巷道支護體與圍巖在強度、剛度和結構上的耦合,保證軟巖巷道圍巖的穩定性;康紅普等[11]在錨桿相關作用機理的基礎上,提出了高預應力和強力支護理論,并且強調礦壓監測信息在實際應用中的反饋指導作用;涂敏等[12]為了有效解決下保護層開采對上覆煤巷圍巖的變形影響作用,采用注漿加固的方式控制其變形,并進行了破碎煤體現場注漿加固試驗,試驗效果良好。這些相關支護技術理論研究和實踐成果推動了我國上行開采技術的發展,為上行開采支護技術研究提供了參考依據。

1 礦井及工作面概況

臨渙煤礦為煤與瓦斯突出礦井,主采煤層為7、9煤層,7煤與9煤間距23.50～32.39 m,是典型的近距離煤層。7煤和9煤最大瓦斯含量分別為5.16 ml/g、4.67 ml/g,為充分釋放7 煤層瓦斯,采取上行開采。

7111 工作面北鄰BF18 斷層,南鄰7112、7114工作面(已回采),西至Ⅰ11采區軌道石門及各階段聯巷,東至小陳家斷層防水煤柱線,地面標高+26.50～+27.60 m,工作面標高-372.1～-440.0 m。工作面走向長平均390 m,傾斜長176 m。

7111工作面煤厚為0.8～4.0 m,平均為2.4 m,煤層結構簡單,屬于相對穩定的煤層,煤層傾角為6°～16°,平均為11°;直接頂為泥巖,厚度為0.3～10.8 m,平均厚度為2.9 m;老頂為細砂巖,厚度為1.6～15.1 m,平均厚度為7.8 m;直接底為泥巖,厚度為0.9～9.1 m,平均厚度為6.6 m;老底為粉砂巖,厚度為4.5～25.5 m,平均厚度為13.2 m。

2 兩帶發育高度計算

在煤層采出后,采場圍巖應力重新分布,形成了5個不同區,分別為原始應力區、煤壁支撐區、離層區、重新壓實區及穩定區。由于受到下部煤層采動影響,打破了上覆煤巖層的初始平衡狀態,在采動應力的作用下,巷道的受力狀況發生了變化,圍巖變形也有了明顯差別[13],開始時出現了一定程度的垮落、下沉及變形等現象?！叭龓А笔歉鶕煽諈^覆巖移動破壞程度來劃分,即垮落帶、斷裂帶和彎曲下沉帶(如圖1所示),各帶的厚度與下保護層回采厚度、煤層間距、煤層傾角、采煤方法等因素有關[14]。

圖1 下保護層采場上覆巖層結構

在緩傾斜及傾斜煤層條件下,采用經驗公式(1)計算垮落帶高度,經驗公式(2)和(3)計算斷裂帶高度[15]:

式中:H k為垮落帶高度,m;H l為斷裂帶高度,m;∑M為下煤層采高,m。

7煤與9煤之間的巖層主要以黑色泥巖、灰色粉砂巖為主,屬于中硬巖層,平均開采高度為2.57 m。經計算9 煤垮落帶高度H k為6.07～10.47 m,斷裂帶高度H l為27.72～42.06 m。9煤垮落帶高度小于兩煤層間距,而斷裂帶發育高度大于兩煤層間距。因此,上覆巖層結構在9煤完全開采后可能會發生中等程度的破壞。

3 7111工作面巷道支護數值計算

選取有限差分FLAC3D數值模擬軟件,依據Mohr-Coulumb 屈服準則,建立三維數值模型,模擬下煤層開采后上部煤層巷道在3種不同支護方式下圍巖應力分布特征、頂底板及兩幫位移及塑性區范圍,揭示上行開采覆巖變形破壞特征[16],為上煤層采準巷道支護方式及參數設計提供參考。

3.1 模型尺寸和邊界條件

依據7111工作面運輸巷道所在巖性段的地質構造及工作面附近地勘資料,采用FLAC3D軟件建立三維數值模型,模型尺寸為280 m×260 m×90 m,即模型走向為280 m,傾向為260 m,高度為145 m。計算模擬的巖層厚度為90 m,其上未模擬到的巖石覆土層厚度為400 m,該模型共劃分了22 954個節點和41 990個六面體單元。

3.2 支護方案設計

3.2.1 方案一:錨網索帶支護方式

結合7111工作面工程地質條件,充分考慮下覆9煤開采的影響,在煤層頂板較完整地段,采用錨網索帶支護,如圖2所示。

圖2 7111機巷煤錨支護斷面

7111 機巷支護斷面為5 000 mm×3 200 mm(寬×高),采用φ22×2 800 mm 高強螺紋鋼錨桿,錨桿間排距為800 mm×900 mm,每排7根,預緊力不小于60 k N;鋼帶為M5型鋼帶,規格為2 500 mm×180 mm×4 mm;頂網和幫網均采用鋼筋網和注塑網,規格分別為2 300 mm×100 mm,3 200 mm×900 mm;托盤規格為140 mm×140 mm×8 mm 的M 型托盤。

錨索選用φ17.8×6 300 mm 錨索,預緊力不小于100 k N,間距為1 000 mm,每排布置3根,排距為900 mm,托盤采用高強度平鋼板,規格為400 mm×400 mm×16 mm。

3.2.2 方案二:錨桿注漿支護

對于圍巖破碎段、高地壓段及底臌段,在正常段支護方案基礎上,增加注漿錨桿進行補強支護,形成全斷面注漿支護,如圖3所示。

圖3 錨桿注漿斷面

采用φ25×2 800 mm 中空螺紋鋼注漿錨桿,頂底板注漿錨桿間排距為1 100 mm×1 600 mm,每排3 根,兩幫錨桿間排距為900 mm×1 600 mm,每排3根,兩幫共6根。注漿錨桿終壓定為2 MPa,錨固力不小于80 k N,初錨扭矩不小于300 N·m。錨桿使用2卷Z2550型樹脂錨固劑進行錨固。

3.2.3 方案三:U 型棚+錨索補強支護

在7111工作面掘進過程中,在地質異常圍巖松散破碎范圍較大、煤層間距顯著減小、應力集中圍巖內部發生離層等情況下,應采用可伸縮性U型棚+錨索補強支護,可有效提高巷道附近圍巖的強度,減小塑性破壞區范圍。

支護規格如下:29U 型鋼,棚距為700 mm,扎角為13°、拱基為5 000 mm、底扎為5 550 mm、凈高為3 200 mm、梁長為3 825 mm、腿長為3 825 mm;每棚使用4 副卡纜,卡纜間距為440 mm,卡纜螺母擰緊力矩要大于300 N·m;錨索桁架按巷中對稱布置,間距為1 200 mm,錨索排距為2 000 mm,錨索規格為φ22×6 300 mm;錨索桁架長為2 800 mm,由29 U 型鋼加工而成。7111 機巷桁架及錨索布置如圖4所示。

圖4 7111機巷桁架及錨索布置

3.3 模擬結果分析

3.3.1 垂直應力場分析

7煤7111工作面回采巷道在一次性開挖結束后,在3種支護方案下的垂直位移云圖如圖5所示。

圖5 垂直應力

由圖5(a)和(b)的垂直應力云圖可看出,在方案一和方案二下,非對稱梯形巷道左右兩幫的應力分布狀態并不一致,巷道幫部應力集中現象呈現為右幫應力集中大于左幫,多在巷道四個頂角位置聚集,巷道頂板以上1.5 m 內及底板以下2 m 范圍內均為應力降低區。方案一和方案二頂角附近的垂直應力最大值分別為19.54 MPa和30.98 MPa,對應應力集中系數分別為1.4和2.3,雖然方案二的巷道應力集中程度相對較大,但應力集中區域較方案一明顯縮小,說明在采取合理的注漿錨桿補強方案后,提高了巷道及附近圍巖自身的穩定性,非對稱梯形巷道的應力集中現象能得到有效的緩解,且有效控制了邊角這類薄弱處高應力區的發展擴散,使頂角圍巖處于應力分布較為均勻的狀態,從而改善巷道的整體穩定性。方案三下的巷道應力集中區均勻分布在巷道兩幫,這是因為U 型棚架的受力較為均勻,使得圍巖垂直應力均勻分布,圍巖剩余強度在進入塑性變形后也顯著提高,大大降低了圍巖深部垂直集中應力,減輕了應力集中現象,應力集中系數為1.1～1.4,較方案一和方案二的支護效果更為突出。

3.3.2 巷道圍巖塑性區分布

在不同支護方案下,巷道開挖圍巖塑性區分布云圖如圖6所示。

圖6 塑性區分布

如圖6(a)和(b)所示,非對稱梯形巷道頂板發生的破壞大都以拉伸屈服為主,底板以剪切屈服為主。巷道底板的塑性區范圍為1.5～2 m,頂板塑性區相對較小,為0.5～1 m,方案一和方案二巷道幫部位置的塑性區平均厚度依次為2.3～2.6 m、1.8～2.1 m,說明方案二改善圍巖穩定的效果更好,經方案二對巷道圍巖進行補強注漿錨桿支護后,巷道圍巖塑性區分布范圍減小,說明巷道非對稱應力得到一定緩解,在錨桿(索)結合注漿錨桿的共同作用下,深部松散破碎的圍巖又重新結合成整體,并被固定于穩定巖層內,改善了巷道圍巖的受力環境。但從圖6(c)可見,方案三在采用U 型棚+錨索補強支護后,整體巷道抵抗拉、剪應力大幅度提升,塑性區范圍較方案一和方案二明顯縮小,且頂板位移沉降量、兩幫移近量較之前兩種方案有顯著的降低,巷道表面及深部圍巖向開挖空間的運移傾向得到有效抑制,圍巖自身強度得到提高,表明在圍巖破碎段、高地壓段、底臌段以及穿煤段宜采用方案三的支護方式,避免巷道大面積冒頂、片幫現象的發生。

3.4 巷道圍巖表面和深部位移監測

采用“十字”布點法對巷道圍巖表面位移進行觀測,采用LBY-3型頂板離層指示儀監測不同深度圍巖的位移[17],監測結果如圖7和圖8所示。

圖7 機巷Y8#測點表面位移

圖8 機巷J4#測點頂板離層變化曲線

(1)煤巷的兩幫和頂底位移從監測開始的50 d內變化較明顯,此時,煤巷頂板、兩幫的位移變化速率為1.26 mm/d和1.32 mm/d。50～114 d兩幫和頂底位移變化不大,煤巷兩幫的位移速率為0.06 mm/d,煤巷頂底的位移速率為0.11 mm/d,此時,巷道兩幫和頂底的位移量為70 mm。

(2)淺部基點從開始到穩定時,位移量疊加到7 mm,而深部基點的位移量累積到8 mm,煤巷圍巖深部位移在10 d內變化比較明顯,其中淺部基點的平均位移速率為0.6 mm/d,深部位移速率為0.625 mm/d。10 d后,深部位移和淺部位移都不變,處于穩定狀態。

(3)隨著掘進工作面的推進,測點頂、底板和兩幫的相對位移量及頂板離層量均為先逐步增加后趨于穩定,說明支護方案設計是合理的。

4 結論

(1)在采動應力的作用下,臨渙煤礦采空區發生一定程度的垮落、下沉及變形等現象,9煤開采垮落帶高度為6.07～10.47 m,斷裂帶高度為27.72～42.06 m。在9煤完全開采后,上覆巖層結構可能會發生破壞。

(2)通過FLAC3D軟件對臨渙煤礦7111工作面下煤層開采后上部煤層3種巷道支護方案進行模擬,對比分析在3種支護方案下垂直應力場和巷道圍巖塑性區分布,得出方案三的支護效果明顯優于其它兩種,該支護方案適用于地質異常圍巖松散破碎范圍較大、煤層間距顯著減小、應力集中圍巖內部發生離層等情況。

(3)通過數值模擬分析和現場工程實踐驗證,3種支護方案在不同地段起到關鍵的支護效果,表明3種支護形式和支護參數實現了對回采巷道的有效控制。