强采动大断面煤层巷道破坏特征及协同控制技术

田计宏

(山西潞安环保能源开发股份有限公司 王庄煤矿,山西 长治 046031)

大断面煤层巷道围岩软弱较破碎,受强采动影响,维护十分困难。王庄煤矿9107工作面运输巷道多次进行起底、扩帮、返修,巷道变形严重影响安全生产[1]。由于巷道复杂应力环境作用,加之巷道失稳机理不清,采用多种控制方法后巷道控制效果有限。弄清强采动影响下大断面破碎煤层巷道的变形特征、失稳机理是进行巷道控制的前提。

国内外专家学者对大断面煤层巷道进行较多研究[2],提出巷道失稳影响因素、控制技术如加固、卸压等[3],为研究提供了参考。由于该类巷道跨度大、顶板为煤和复合岩层、采动影响下出现短时大变形,控制机理和方法需要进一步研究。本文以王庄煤矿9107工作面运输顺槽为研究对象,采用理论分析、数值模拟和现场应用等方法,分析采动下大断面破碎巷道矿压显现规律和失稳机理,提出巷道顶板锚杆-锚索、巷帮强力锚杆进行协同支护的控制技术。

1 试验巷道概况

王庄煤矿91采区主要开采3号煤层,煤层平均埋深为540 m,9107工作面长度290 m,平均采高6.02 m,采用综放开采,留设煤柱宽度15 m。9107回采巷道沿3号煤层底板布置,均为矩形断面,断面尺寸为5.5 m×3.6 m,为大断面破碎围岩巷道。

由顶板钻孔窥视结果可知,在0～4.5 m范围内为厚度不等的3号煤层;在4.5 m～10.0 m范围内为砂质泥岩,砂泥质结构,成分以粘土矿物为主,部分高度上岩层裂隙发育较为严重,岩层完整性相对较差;在10.0 m～13.0 m范围内为细粒砂岩,灰色,钙质胶结,有植物化石,整体胶结性较差,岩层横向裂隙发育严重。9107工作面运输巷自投入使用后两帮移近量大,底板底鼓严重,巷道维修工程量大,严重制约着矿井的正常生产。

2 锚杆—锚索协同控制机理

2.1 大断面煤层巷道控制机理

大断面煤层巷道[4]开挖后,提出巷道顶板锚杆-锚索、巷帮强力锚杆进行协同支护,顶板岩石以载荷形式存在,由支护体和巷道共同承担,并以巷道围岩为主。在预应力作用下锚杆锚索杆体两端间的围岩形成压应力区,在现有支护密度在,高位锚索端部和低位锚杆端部岩石压应力区相互重叠,在巷道上方岩石中形成均匀压缩带,也是顶板载荷的主要承载结构和自稳结构,如图1所示。

图1 大断面煤层巷道支护承载图

对图分析,组合拱内的岩体处于三向受力状态,围岩的强度得到了较大的提高,巷道的支承能力也得到了相应的改善。

在组合拱压缩带,沿巷道轴向单位长度上组合拱承载合力可以表示为[5]:

(1)

式中:α破裂岩体中的控制角,且锚杆等间距布置时,L为锚杆长度，m,D为锚杆间距，m,b0为组合拱厚度，m,Ps为锚杆约束力kN,φθ为破裂岩石内摩擦角，°。

由图1可知,组合拱在外力qc和锚杆约束力的作用下,根据平衡条件所产生的环向轴力N0有:

(2)

(3)

式中:R0为组合拱压缩带内径;ds为组合拱外弧形单元;dα为组合拱沿巷道中心的角度微分单元。

由式(2)和式(3)可以得到:

(4)

组合拱在覆岩载荷的作用下,要使组合拱保持稳定,则其承载合力N与环向轴力N0应满足N≥N0,因此将式(2)-(4)代入式(1)得锚杆组合拱的所受外力载荷为:

(5)

由式(5)可以看出,组合拱形成以后锚杆只需提供较小的约束力即可获得较大的支护承载能力,且影响组合拱承载能力的主要因素有锚杆长度、间排距、锚杆在破裂岩体中的控制角和锚杆约束力等。

2.2 锚杆-锚索协同控制机理

锚杆-锚索的协同控制作用主要体现在以下两个方面:1)在巷道顶板较近范围内1 m～3 m内采用高强锚杆对顶煤、直接顶进行锚固控制,次生承载结构,控制软弱岩层的大变形;2)巷道顶板较远岩层采用高强锚索进行控制,同时将顶煤、直接顶与顶板深部稳定岩层挤压形成共同承载体,增大了软弱结构面的摩擦力,增强巷道围岩自稳能力,从而有利于巷道控制。对于煤壁巷帮,采用高强锚杆进行控制,将顶板传递载荷向煤帮、底板深部转移,避免形成应力集中,进而改善巷道应力环境,使更大范围内的岩体共同承载。

图2是锚杆-锚索支护应力分布图。由图可知,顶板近处使用锚杆支护时,锚杆形成的压应力区相互重叠,沿着巷道顶板近处压应力区连成了一个整体。顶板远处锚索在顶板围岩深部形成了锚索组合拱,当锚杆-锚索耦合支护时,不同层位岩石与锚杆锚索相互作用,形成承载的组合拱,扩大了承载区和自稳区范围。

图2 近锚杆-远锚索协同支护

3 锚杆—锚索协同控制技术

锚杆-锚索的协同控制机理认为:支护体与围岩的耦合作用主要包括锚杆、锚网与浅部围岩之间的耦合以及锚索与深部围岩之间的耦合[6]。本次巷道支护采用以“锚索+锚杆+网+钢筋梯子梁”的联合支护方式并喷射混凝土对表面封闭。巷道支护参数:顶、帮锚杆规格Φ22 mm×2 400 mm,布置网度1 000 mm×850 mm;锚索规格Φ21.6 mm×9 300 mm,2-3-2布置,布置网度1 000 mm×1 600 mm;金属网规格1 000 mm×5 000 mm,喷层厚度150 mm。图3为支护设计断面图。

图3 支护设计图

3.1 模型的建立

建立9107回采工作面模型,研究巷道采用锚杆-锚索的协同控制效果。模型尺寸为长×宽×高=496 m×200 m×117.99 m,划分427 140个单元,450 368个结点。模型模拟3号煤层厚6.02 m,煤层上覆岩层73.71 m,底层38.2 m。模拟时回采巷道埋藏深度按最大埋深考虑,取530 m。上覆岩层的重力按均布载荷施加在模型的上部边界。

3.2 巷道矿压显现及围岩破坏特征分析

对围岩塑性破坏和应力演化规律分析,如图4、图5所示。受采动影响,巷帮围岩出现非对称塑性破坏,在靠近回采工作面一侧,塑性区范围更大,破坏宽度约为2.0 m;顶板围岩受锚杆锚索支护塑性破坏范围较小,约为1.5 m。巷道顶底板锚固范围内垂直应力较小,约为5 MPa,为底应力区,受力较好;距离巷道两帮6 m～10 m处围岩应力较大,为20 MPa,说明采用锚杆-锚索的协同控制后应力向深部转移,巷道处于较好应力环境中。

图4 屈服破坏特征分析图

图5 垂直应力分布云图

3.3 巷道围岩位移特征分析

对巷道顶底板移近变形分析,运输顺槽在距相邻工作面前方60 m到后方80 m受采动影响明显,且工作面后方的采动影响明显较前方的强烈,其中顶底板受相邻工作面采动影响较大,但最大移近量值为230 mm,运输顺槽围岩能保持稳定。

图6 巷道水平位移云图

4 现场应用结果

根据锚杆—锚索支护方案,王庄煤矿9107工作面运输顺槽进行了工业性试验。巷道围岩变形见图7。

图7 围岩变形观测曲线

掘巷初期,巷道两帮围岩变形速率最大,为6.5 mm/d,两帮移近量为34.5 mm;巷道顶板变形速率最大为3 mm/d,顶板下沉量为15.5 mm;巷道左右顶角下沉速率最大分别为2 mm/d、3 mm/d,其下沉量分别为15 mm、16 mm。

采用优化后的支护方案进行91采区其他工作面回采巷道围岩控制,巷道变形量和损坏程度均在安全生产允许范围内,巷道不需要返修。减少巷道返修工程费、材料费、人工费、水电费等,产生经济效益:以9107工作面回风巷为例,回风巷工业试验长度500 m,节省维护费用:500×(2 427+931+5 910+3 268)=626.8(万元)。

5 结论

针对王庄煤矿91采区回采巷道生产地质条件,在锚杆—锚索协同控制指导下,采取“锚索+锚杆+网+钢筋梯子梁”的联合支护技术,取得了良好控制效果。

1)揭示了复杂应力条件下大断面煤层巷道失稳机理,认为巷道在煤层布置、掘进断面大、围岩软弱破碎、受强采动影响、应力复杂等方面使得围岩控制失效。

2)提出91采区回采巷道的锚杆-锚索协同支护机理,得到了合理的支护方式和支护参数。

3)工业性试验表明,实施相关技术后,有效控制了91采区9107工作面回风顺槽的围岩变形。