非充分采动沿空巷道围岩控制技术研究

2023-12-16刘宗柱

山西焦煤科技 2023年11期

刘宗柱

(山西焦煤西山煤电集团斜沟矿, 山西兴县 033602)

传统对称型的锚网索联合主动支护作用可满足大部分巷道围岩控制要求,但对于临近非充分采动采空区的综放工作面巷道,由于临近采空区基本顶未形成稳定的“砌体梁”结构,工作面回采期间受上覆岩层稳定性的影响,传统对称型支护结构无法适应该条件下的巷道围岩控制要求,巷道围岩的控制存在一定困难,支护参数不合理将会导致巷道围岩失稳,产生大变形。因此,该类条件下巷道围岩的控制具有其特殊性。以斜沟矿23105综放工作面皮带巷为研究对象,采用现场矿压观测及理论分析相结合的方法,对非充分采动沿空巷道围岩失稳机理和控制机理进行分析,提出“非对称锚网索”联合支护的围岩控制技术,并对其控制效果进行现场试验。

1 工程概况

斜沟矿23105综放工作面位于21采区回风上山北侧,北侧为实煤区,西侧为23103采空区,东侧为23107采空区,保护煤柱宽度约20 m,21采区回采13#煤层,煤层平均厚度14.2 m,机采高度3.6 m,平均采放比为1∶2.94,工作面倾向长度242.5 m,煤层平均倾角9°,23103工作面地面有需要保护的墓地,回采期间在保护煤柱线544.5 m范围内未进行放煤作业,仅进行了回采作业,23105工作面回采至23103未放煤区域后,皮带巷矿压显现强烈。工程概况图见图1.

图1 工程概况图

2 矿压显现

2.1 巷道原有支护参数

23105皮带巷原有支护采用锚网索联合支护,顶锚杆采用φ22 mm×2600 mm高强度锚杆,间排距850 mm×900 mm,锚索采用φ21.6 mm×12 000 mm钢绞线,三花型布置方式,间排距2550 mm×1800 mm,实体煤侧帮部锚杆采用φ20 mm×2100 mm全螺纹玻璃纤维锚杆,间排距900 mm×1200 mm,金属网挂至第一排帮锚杆。沿空侧帮部锚杆采用φ20 mm×2600 mm螺纹钢锚杆,间排距900 mm×1200 mm,金属网挂至第二排帮锚杆。

2.2 巷道位移监测

在23105皮带巷距离工作面50 m处设置围岩位移测点1,当测点1分别距离工作面40 m、30 m、20 m、10 m和5 m时监测巷道位移量,矿压监测结果见图2.

由图2可知,受工作面采动影响,巷道顶板最大下沉量570 mm,最大底鼓量250 mm,实体煤侧最大鼓帮量350 mm,沿空侧最大鼓帮量530 mm,沿空巷道围岩变形破坏呈现不对称性,沿空侧煤柱顶板及帮部变形破坏更为严重。

3 巷道围岩失稳及控制机理研究

3.1 关键层效应及伪砌体梁结构

综放工作面相邻工作面已回采完毕,沿空巷道上方的采场上覆岩层形成的“砌体梁”结构是起到主要承载作用的关键层[1],关键层所形成的“砌体梁”结构的稳定性是决定沿空巷道围岩稳定的关键。

根据“砌体梁”S-R理论[1],关键层形成的“砌体梁”结构的稳定性取决于关键块B和C,见图3. 23103综放工作面回采期间未对顶煤进行放煤作业,顶煤垮落后采空区充填高度较高,基本顶破断不明显或破断后回转空间较小,基本顶关键块B与关键块C之间回转变形角θ过小,B块易发生滑落失稳,形成一种伪砌体梁结构[2].

T-砌块间的咬合力;θ-砌块回转角图3 沿空巷道上覆岩层砌体梁结构图

3.2 巷道失稳机理分析

23105工作面回采期间,综放工作面基本顶周期性的破断,形成工作面侧的砌体梁结构,在综放工作面基本顶砌体梁结构形成过程中,A块发生回转,临近采空区侧伪砌体梁结构中B块与A块之间咬合点处的咬合力T减小,B块发生滑落失稳,孤岛工作面护巷煤柱和巷道受到A块回转失稳和B块滑落失稳的双重矿压冲击[3-4],巷道围岩应力重新分布,巷道破碎圈和塑性区圈进一步扩大,最终导致巷道围岩大变形失稳。

3.3 巷道围岩变形控制机理分析

在工作面推进方向上,受回采采动影响,采空区关键层A块和B块的失稳造成巷道超前段A块和B块上的载荷在不断增加,但工作面在推过之前,关键层各个块体之间的支撑条件并没有改变,仍能保持随机的平衡状态,关键层的稳定性不会受到根本改变,只有在工作面推过后,关键层的稳定性才会被彻底打破,造成巷道的彻底破坏[5],只要巷道合理的支护,确保工作面推过前巷道的稳定性,巷道就不会被破坏。巷道围岩变形控制的关键在于将采动影响阶段破碎圈和塑形圈的扩大控制在有效范围内,因此,合理的分析沿空非充分采动综放工作面顺槽两帮破碎区和塑性区的大小是选取锚杆、锚索规格,进而控制巷道围岩变形的基础。

煤体上破碎区和塑性区的分布范围可按下式进行估算[6-8]:

破碎区:

(1)

塑性区:

(2)

式中:

(3)

式中:Rc为煤体抗压强度,MPa,取29.5;h为采高,m,取3.6;k为支承压力峰值;φ为煤层内摩擦角,(°),取39.6;f1为煤层与顶底板间摩擦角,(°),取14.7;m为残余强度系数,MPa,取9.2;M0为软化模量,取0.24;St为塑性区煤体应变梯度,St=tanα1,α1为塑性区煤层顶底板偏转角度之和,取0.7°.

支承压力峰值:

k=-0.841+0.445h+0.013L+0.084D+

3.725×10-3H-0.02α

(4)

式中:h为采高,m,取3.6;L为采空区宽度,m,取242.5;D为直接顶与煤层弹模比,取0.85;H为采深,m,取225;α为煤层倾角,(°),取9.

根据大小不等的相邻两孔应力分布规律,孤岛工作面顺槽巷道在掘进采动影响阶段稳定后,沿空侧支承压力大于实体煤侧的支承压力,且支承压力峰值是实体煤侧的1.3～2倍[1]. 23105皮带巷沿空侧支承压力峰值k1取实体煤侧支承压力峰值k0的1.3倍,将23105工作面和23103工作面已知条件代入上述公式得破碎圈和塑形圈大小如下:

沿空侧煤帮:

k1=6.27,x1=2.45 m,x0=5.56 m

实体煤侧:

k0=4.82,x1=1.85 m,x0=4.15 m

由计算可知,沿空非充分采动顺槽左右两帮破碎圈和塑形圈大小存在差异,沿空侧破碎圈和塑形圈均大于实体煤侧,呈现出非对称的特性。在工作面回采动压影响下,围岩应力进一步叠加,巷道围岩变形的非对称性将会进一步显现。

4 巷道围岩控制措施

4.1 控制技术原理

根据围岩强度强化理论可知,锚网索联合支护将破碎圈表面的两向应力状态改变成为三向应力状态,对围岩提供主动的支护阻力,能有效提升围岩的力学参数和力学性能,提升围岩的整体性和承载性,随着围岩的变形,支护阻力不断增加,锚杆与破碎围岩形成一个稳定的锚固体小结构,抑制巷道围岩早期的离层和变形,从而实现对巷道围岩变形的控制[9-10].

4.2 围岩控制措施

非充分采动沿空巷道围岩破坏呈现出非对称性的特点,因此,在围岩控制对策中应采取非对称性的支护策略。

1) 加强沿空侧巷道顶板支护。在采动影响下,沿空侧巷道围岩破碎圈、塑形圈大于实体煤侧,沿空侧顶板支撑点向煤壁深处转移,顶板跨度变大,沿空侧顶板下沉量大于实体煤侧,通过加强沿空侧顶板支护,有效控制顶板下沉,从而改善沿空侧帮部受力,减小沿空侧帮部受顶板下沉挤压变形量。

2) 增加沿空侧帮部支护的护表面积,提高支护体整体支护性能。将巷道帮部全断面铺设金属网并横向布置钢带锚索支护,提高煤帮锚网索支护的整体性,提升破碎围岩的力学参数和性能,提高破碎围岩的承载特性。

3) 增加沿空侧帮锚杆体长度。在工作面采动影响下沿空侧巷帮煤体的破碎圈大于实体煤,为了确保巷帮锚杆支护的有效性,必须增加巷帮锚杆的长度,使其锚固于巷帮松动破坏范围之外的塑形圈内。

4) 树脂药卷采用加长锚固方式。在工作面采动影响下,围岩破碎圈将进一步扩大,端头锚固方式易造成锚杆支护体的整体性失效,加长锚固方式将锚杆与围岩黏结为整体,可有效抑制巷道围岩的剪切破坏、拉伸破坏,同时提高围岩的力学参数。

5) 提升实体煤侧煤帮锚固体的支护强度。为方便工作面回采,23105实体煤侧采用玻璃钢锚杆进行支护,玻璃钢锚杆在工作面采动影响下极易发生剪切破坏,导致巷道围岩失稳,为兼顾支护强度要求和回采要求,实体煤侧帮部加设点锚索,以确保巷道围岩的稳定。

5 工程实践应用效果

为验证支护参数的合理性,根据围岩控制技术措施,在距离1号测点40 m范围以外对23105皮带巷道进行补强支护,并在距离1号测点50 m处设置围岩位移测点2,监测巷道顶底板及两帮位移量。

5.1 补强支护参数

根据以上计算,沿空侧破碎圈为2.45 m,塑形圈为5.56 m,实体煤侧破碎圈为1.85 m,塑形圈为4.15 m,原支护锚杆可锚入塑形圈范围,可满足掘进影响阶段的围岩稳定。为确保巷道围岩在承受工作面超前采动压力作用下的稳定,杜绝原支护在采动影响下的失效,帮部采用φ21.6 mm×3500 mm钢绞线锚索将原锚杆支护围岩向更深部的塑性区域进行锚固,同时结合非对称性的支护策略,制定了具体补强支护参数:沿空侧巷道顶板打设一排钢带锚索,锚索采用φ21.6 mm×12 000 mm钢绞线,帮部全断面铺设金属网,打设两排钢带锚索,锚索采用φ21.6 mm×3500 mm钢绞线,实体煤侧帮部全断面铺设金属网,打设两排点锚索,锚索采用φ21.6 mm×3500 mm钢绞线,具体支护参数见图4,5,6.

图4 巷道顶板支护参数图

图5 沿空侧帮部支护参数图

图6 实体煤侧帮部支护参数图

5.2 支护效果分析

由监测结果(图7)可知,受工作面采动影响,巷道顶板最大下沉量260 mm,下沉量是原支护条件的45%,最大底鼓量320 mm,底鼓量是原支护条件的128%,实体煤侧最大鼓帮量220 mm,变形量是原支护条件下的62%,沿空侧最大鼓帮量240 mm,变形量是原支护条件下的45%. 顶板下沉量和两帮变形量均下降了50%左右,底鼓量较原支护增加了28%,巷道顶板及两帮围岩变形得到了有效控制。