深埋复杂结构煤层小煤柱沿空掘巷围岩控制技术研究

2020-07-13张振峰张修峰韩跃勇张自发

中国矿业 2020年7期

张振峰，张修峰，韩跃勇，张自发，张斌

(1.煤炭科学研究总院开采研究分院，北京 100013； 2.天地科技股份有限公司开采设计事业部，北京 100013； 3.兖州煤业鄂尔多斯能化有限公司，内蒙古鄂尔多斯 017000； 4.鄂尔多斯市营盘壕煤炭有限公司，内蒙古鄂尔多斯 017000)

鄂尔多斯地区近年来新建了许多年产量超过10 Mt的大型矿井，其中很多矿井主采煤层埋深超过600 m，煤层开采强度大且具有冲击倾向，为井下巷道围岩控制带来很大挑战[1-4]，这些煤矿主要集中在鄂尔多斯伊金霍洛旗和乌审旗。巷道一般沿煤层底板掘进，巷道所在的煤层层位结构复杂，主要特点为巷道帮部距顶板约1 m范围内有一层“亮煤”，节理裂隙比较发育，掘进过程中极易片落，导致巷帮上部片帮严重，成型较差，且造成顶板跨度增大，巷道维护难度加大[5-6]。该地区煤矿一般都具有冲击倾向性，矿方为避免巷道发生冲击，投入了巨大的人力物力进行冲击地压防治，根据已有技术经验，区段间留小煤柱能有效减弱巷道围岩应力积聚，减小冲击地压发生的可能。因此，营盘壕煤矿决定采用小煤柱沿空掘巷技术，变更巷道布置，将原有区段煤柱宽度由30 m减小为5 m，工作面辅运顺槽沿上工作面采空区掘进。沿空掘巷技术在我国已发展应用多年，很多学者针对不同现场条件进行了研究，得出许多代表性成果[7-12]。但沿空掘巷技术在该地区深井复杂结构煤层条件下尚属首次应用，无邻近矿井成功经验可以借鉴，对沿空掘巷围岩变形破坏和矿压显现规律还没有进行过深入研究。因此，本文结合营盘壕煤矿具体地质条件，开展深埋复杂结构煤层小煤柱沿空掘巷围岩控制技术研究，实现煤矿井下巷道在服务周期内的安全稳定，为同类条件巷道围岩控制提供借鉴。

1 工程概况

1.1 矿井及工作面基本概况

营盘壕煤矿位于内蒙古鄂尔多斯市纳林河矿区，设计生产能力12.0 Mt/a，含煤地层为侏罗系中下统延安组，共17层，目前主采煤层为2-2煤层。营盘壕煤矿2202工作面是22采区的第二个工作面，南侧为2201采空区，2201工作面于2017年3月开始回采。营盘壕煤矿2-2煤层具有冲击倾向性，考虑防治冲击地压因素，2202辅运顺槽沿2201工作面采空区掘进，采用小煤柱护巷，区段煤柱尺寸为5 m。该巷道是2202工作面主要辅助运输通道，先期掘进3号联络巷至2202工作面切眼段，该掘进段邻近的2201工作面采空区已回采完毕约1年时间。工作面与巷道布置如图1所示。

1.2 巷道掘进变形破坏情况

营盘壕煤矿井下巷道一般沿煤层底板掘进，煤层厚度约为6 m，埋深约为680 m，直接顶为砂质泥岩，基本顶为粉砂岩，直接底一般为砂质泥岩。掘进期间变形破坏具有较明显特征，巷道掘出后顶板较为完好，煤帮上部距顶板1 m范围内基本随掘随片，未等进行支护即已片落，伴随“劈啪”声响动，片帮深度约为1 m，煤帮中下部掘进后较为完好，巷道掘进后断面素描图如图2所示。

图1 营盘壕煤矿2202工作面布置Fig.1 Yingpanhao coal mine 2202 working face layout

图2 营盘壕煤矿巷道掘进后断面素描图Fig.2 Yingpanhao coal mine’s roadway cross section sketch after excavation

在研究开展前，2202辅运顺槽已先期掘进约300 m，沿空掘巷围岩变形破坏同样具有一定特征，巷道掘进期间，除具有上述煤帮上部片帮特征外，顶板下沉不明显，煤柱帮变形量较小，表面位移量在100 mm以内，且围岩表面无明显破坏，但回采帮变形较明显，表面位移量为300～400 mm，表面破碎、鼓包现象比较明显。

为深入了解巷道帮部结构与破坏情况，利用钻孔窥视仪分别对煤柱帮和回采帮进行结构窥视，典型窥视结果如图3所示。由图3可知，煤柱帮完整性比较好，裂隙较少；工作帮完整性较差，煤帮2 m范围内裂隙比较发育。造成工作帮、顶板和煤柱帮裂隙发育程度不同的原因，应为煤柱尺寸过小本身就全处于塑性状态，承载能力较低，巷道开挖后围岩应力向承载能力较强的顶板和工作帮转移，从而顶板和工作帮裂隙较发育，而小煤柱帮较为完好。初步判断目前巷道支护强度偏弱，护表做的不足，导致浅部围岩裂隙发育，在支护设计中应增强支护强度，提高锚杆预紧力并实现强力护表。

1.3 巷道围岩强度测试

利用WQCZ-56型小孔径井下巷道围岩强度测定装置进行2202沿空掘巷围岩强度测试，测试部位为顶板、煤帮距顶板0.5 m(片帮处)、煤帮距顶板2.0 m(不片帮处)，测试结果如图4所示。

由图4可知，顶煤平均强度19.24 MPa，顶板砂质泥岩平均强度55.85 MPa；煤帮距顶板0.5 m煤体平均强度19.94 MPa，煤帮距顶板2.0 m煤体平均强度22.68 MPa。综合分析来看，顶板岩层强度较高，煤层强度中等偏低，且煤帮上部煤的强度比下部低，由于强度差异，交界处胶结程度较弱，在开挖应力重分布时易成为薄弱部位，从而松动片落，为支护带来一定难度。

图3 沿空掘巷两帮窥视图像Fig.3 Sidewalls peep image of gob-side roadway

图4 沿空掘巷围岩强度测试数据Fig.4 Rock strength test data of gob-side roadway

2 沿空掘巷围岩变形破坏数值模拟分析

采用有限差分软件FLAC3D数值模拟的方法，模拟2202辅运顺槽沿空掘巷在掘进期间的变形破坏特征，为支护技术研究提供依据。根据实际地质条件和巷道周围的采掘状况建立对应的数值模型，模型尺寸为400 000 mm×200 000 mm×150 000 mm，划分为114 500节单元和106 312个节点，数值模型如图5所示。以在营盘壕矿获取的地质力学测试数据及前人研究设置的参数取值设计煤岩层物理力学参数。地应力按照实测数据取为最大水平主应力23 MPa，最小水平主应力19 MPa，垂直主应力17 MPa，边界条件取上部为自由边界，四周和底部采用铰支。本节主要研究巷道开挖后的围岩变形破坏特征，得出围岩薄弱部位，不考虑支护作用，因此数值模拟过程中不进行锚杆索支护。

图5 数值模型示意图Fig.5 Numerical model diagram

图6 沿空掘巷围岩变形破坏情况模拟Fig.6 Simulation of deformation and failure of surrounding rocks of gob-side roadway

由图6可知，小煤柱沿空掘巷巷道掘进期间在无支护条件下巷道塑性区范围比较大，煤柱基本整体都处于塑性状态，承载能力已经变得比较低。巷道顶板下沉量较大，下沉最大的区域位于顶板靠近煤柱帮侧，下沉量超过500 mm，在实际支护中应重点保障此区域支护强度和支护质量。回采帮相对于小煤柱帮更大，原因是煤柱帮完全处于塑性状态，承载能力比较低，巷道开挖形成的应力重分布主要在回采帮进行，应力扰动回采帮浅部煤体形成裂隙发育扩容，从而导致工作帮产生相对较大的变形，这与钻孔窥视以及围岩表面破坏状况观察的结果是一致的。因此，相对于传统观念中沿空掘巷重点加强煤柱帮控制的理念，在营盘壕煤矿沿空掘巷工作中更应加强对回采帮的支护。

3 沿空掘巷围岩控制技术

基于前文分析的营盘壕煤矿深埋复杂结构煤层小煤柱沿空掘巷围岩变形破坏特征及其发生原因，有针对性地提出围岩控制技术理念，主要为“整体性、强韧性、薄弱部位重点支护”。

1) 整体性。根据营盘壕煤矿复杂结构煤层巷道掘进煤帮上部强度较低、与中下部强度较高的煤层交界面出易片帮的实际情况，以及小煤柱沿空掘巷帮部易发生大变形的类似工程经验，应将煤帮上部软弱区域与中下部较为稳定的煤体联结起来，形成一个整体不易发生大变形的稳定结构。在支护设计上，宜选用钢带等构件将锚杆、锚索联结成组合支护结构。

2) 强韧性。根据钻孔窥视结果和围岩表面破坏状况统计，沿空掘巷围岩尤其是煤帮浅部裂隙比较发育，表面常出现破裂、鼓包现象，说明浅部围岩控制效果不好。应采用提高锚杆索支护预紧力的方法增强浅部围岩的刚度，使其具有较高的抗变形能力，并且通过增大锚杆索支护构件的护表面积，一方面增大锚杆支护范围，另一方面使预紧力更有效地扩散到围岩浅部区域，进一步增强浅部围岩的韧性。

3) 薄弱部位重点支护。根据钻孔窥视结果、围岩表面破坏状况统计和数值模拟结果得出，营盘壕煤矿复杂结构煤层巷道掘进围岩发生较严重变形破坏的部位在煤帮上部距顶板1 m范围内、回采帮整体和顶板偏煤柱侧，这些是巷道的薄弱部位，因此，在支护设计中应着重加强对这些部位的重点支护。

4 沿空掘巷支护设计

基于“整体性、强韧性、薄弱部位重点支护”的围岩控制技术理念，设计2202工作面辅运顺槽沿空掘巷支护设计如下所述。

1) 顶板支护。顶板锚杆规格为直径22 mm，屈服强度500 MPa，长度2.4 m，间排距800 mm×800 mm，配150 mm×150 mm×10mm拱形托板，锚固长度为1 272 mm，预紧扭矩不低于400 N·m，锚杆间用宽230 mm、厚3 mm的W钢带联结。

顶板锚索规格为1×19股、直径21.6 mm，长度6.3 m，间排距1 500 mm×1 600 mm，配300 mm×300 mm×16 mm拱形托板，锚固长度1 868 mm，锚索预紧力不低于250 kN；顶板距煤柱帮500 mm沿巷道走向打一排补强锚索，排距2 400 mm，补强锚索间用宽230 mm、厚3 mm的W钢带联结，用于控制顶板偏煤柱侧下沉。

2) 煤柱帮支护。煤柱帮锚杆规格为直径22 mm，屈服强度500 MPa，长度2.4 m，间排距800 mm×800 mm，配150 mm×150 mm×10 mm拱形托板，锚固长度为1 272 mm，预紧扭矩不低于400 N·m，锚杆间用宽230 mm、厚3 mm的W钢带联结。

煤柱帮锚索规格为直径21.6 mm、长度4.3 m的注浆锚索，煤柱帮中间打设一根，距顶板1 000 mm(软煤、硬煤交界处)打设一根，距底板500 mm打设一根，配300 mm×300 mm×16 mm拱形托板，锚固长度1 868 mm，锚索预紧力不低于200 kN，锚索间用宽230 mm、厚3 mm的W钢带联结；滞后掘进迎头200 m左右煤柱帮喷浆并注浆，注浆浆液采用水泥浆，水灰比0.6∶1，注浆压力2～3 MPa。

3) 回采帮支护。回采帮锚杆支护设计与煤柱帮完全相同，锚索变更为直径21.6 mm、长度5.0 m的普通高强锚索，煤柱帮中间打设一根，距顶板1 000 mm打设一根，锚索间用宽230 mm、厚3 mm的W钢带联结，回采帮不注浆。回采帮同样具有较高的支护强度和刚度，使其具有较强的整体性和韧性，从而加强回采帮承载能力。支护断面图如图7所示。

图7 沿空掘巷支护设计示意图Fig.7 Support design diagram of gob-side roadway

5 支护效果

营盘壕煤矿2202工作面辅运顺槽沿空掘巷段应用新支护技术方案后，对锚杆索受力和围岩表面位移进行了观测。从观测的锚杆受力情况看，围岩各部位锚杆基本在掘进完成15～20 d内达到稳定，稳定后锚杆受力70～120 kN之间，整体受力状况良好，低于锚杆的屈服载荷。锚索受力一般在270～380 kN之间，没有发生锚索破断的现象。从表面位移变化量看来，围岩顶板下沉量在100 mm以内，回采帮内移量小于200 mm，表面基本无破裂、鼓包现象，煤柱帮内移量在150 mm以内，基本无明显变形，整体围岩控制效果良好。