复采巷道过空巷交叉段围岩控制技术

2024-02-12吕建光张慧友徐大龙

煤矿安全 2024年1期

吕建光，张慧友，顾伟，徐大龙

（1.山西阳城阳泰集团宇昌煤业有限公司，山西阳城 048100；2.中国矿业大学煤炭资源与安全开采国家重点实验室，江苏徐州 221116）

在复采工作面回采过程中，将不可避免地遇到各种形式的老旧空巷[1-2]；复采区开采不同于原岩应力条件下开采，受二次采动影响，复采区巷道的空间分布、围岩性质、应力特征等情况与常规回采有很大差异，如巷道破碎、巷道围岩应力增大等[3-6]。其中，回采巷道围岩稳定控制是回收复采区煤炭资源的首要问题[7]。复采巷道在掘采过程中，会与原煤矿空巷存在交叉影响，且复采区过空巷段围岩破碎，锚杆锚索等主动支护方式效果不佳，需要使用被动支护方式进行巷道围岩控制[8]。目前对复采区围岩控制进行了许多研究，唐海波[9]对复采区残留煤柱进行研究，得出复采区中残留煤柱是支撑关键，煤柱屈服塑性区不具备支撑能力，主要由煤柱弹性核心区进行支撑；尹超宇等[10]研究得出在遗留煤柱开采过程中，存在煤柱从能够支撑到失去支撑能力的转折点，称为煤柱突变临界点，并指出可以利用临界点进行预防，提前对围岩进行控制防止突变灾害；孙龙华等[11]使用ANSYS 对巷道三岔口不同交叉角度及不同断面大小下的围岩应力分布进行了数值模拟研究，指出三岔口三角区域面积比值是判断三岔口应力分布状态的重要指标。目前对复采区研究主要是针对遗留煤柱强度进行研究，但对三角区煤柱的受损范围及三角区煤柱稳定性的控制方法没有明确的指标。

综上，本研究以宇昌煤业3#煤层复采区为研究对象，该煤层复采区内存在大量空巷，和现有回采巷道在同一水平煤层内形成多种形式的交叉；为保证回采巷道在掘采过程中的安全稳定，在过空巷时，需要根据实际相交情况，明确空巷对回采巷道的影响，使用合理可靠的围岩控制方案。

1 工程概况

由复采区钻孔揭露情况可知，该区域的3#煤层厚2.30～5.48 m，平均3.48 m，埋深平均200 m，倾角3°～5°，煤层稳定，无构造及断层影响。

3#煤层顶底板岩性特征详见表1。

表1 煤层顶底板特征Table 1 Characteristics of roof and floor

回采工作面内空巷分布如图1，空巷位于工作面内，巷道掘进过程中需穿过空巷且与空巷相交，相交形式多样，为保证安全回采，需了解每条空巷与工作面空间位置关系，并对回采巷道掘进过程中的影响进行合理分析，从而制定与之相适应的支护措施，保证工作面安全回采。

图1 工作面空巷分布Fig.1 Working face abandoned road way distribution

工作面进风巷为矩形断面，宽4.2 m，高2.8 m，断面面积为11.76 m2；回风巷为矩形断面，宽4.5 m，高2.8 m，断面面积为12.6 m2；空巷断面为矩形，宽3.0 m，高2.8 m，断面面积为8.4 m2。

通过现场调查，复采工作面空巷的工程概况统计见表2。

表2 复采工作面内空巷统计表Table 2 Statistical table of abandoned roadway in the compound mining area

由表2 可以得出，回采巷道过空巷形式主要为平行和相交2 类，通过对过空巷段围岩稳定性进行研究，可得出需要进行被动支护的区域。

2 回采巷道过空巷围岩破坏规律

为了明确回采巷道及空巷在掘采过程中围岩应力、围岩结构和塑性破坏区的分布特征及演化规律，以复采区地质条件为基础，首先通过理论计算得出空巷与回采巷道间煤柱稳定的理论临界宽度，再通过数值模拟分析空巷与回采巷道平行及相交时煤柱稳定的临界宽度；结合上述研究，为回采巷道过空巷制定合适、有效的支护方案提供依据。

2.1 隔离煤柱稳定性分析

复采区围岩稳定的关键是回采巷道与空巷间隔离煤柱的稳定，有效的煤柱宽度是保障巷道稳定的基础，因此需要通过分析煤柱应力分布情况来对围岩稳定性进行判断。

通过将回采区域的地质模型简化，支护阻力和煤柱的支撑力应等于直接顶质量与基本顶载荷之和，运用强度理论计算得出煤柱稳定的宽度最小值。

根据经验估算法计算基本顶载荷，得：

式中：p2为煤柱支护强度，MPa ；n为基本顶来压和平时来压强度的比值，称为增位系数；∑h为直接顶厚度，m；ρ为直接顶密度，t/m3；p1为支护强度，M Pa；X1为支柱控顶距，m；X2为煤柱宽度，m；X3为空巷宽度，m。

根据Obert-Duvall 公式，煤柱的强度公式为：

式中：σp为煤柱强度，MPa ；σC为临界立方体试样单轴抗压强度，M Pa；H为煤柱高度，m。

考虑煤柱的安全系数，定义为煤柱的强度与支护强度比值：fs=σp/p2。

当安全系数小于2 时，煤柱失效，可得：

其中，σC取4.0MPa，煤柱高度H取2.8 m，n取2，直接顶高度 ∑h取12 m，直接顶密度ρ取2.3 t/m3，控顶距X1取 3 m，空巷宽度X3取4 m，支护强度p1取 552 kN/m2，代入计算得出X2≤4.02 m。

因此，当回采巷道与空巷间隔离煤柱宽度小于等于4.02 m 时，煤柱失效，其承载能力降低，导致巷道悬顶距增大，围岩破碎严重，因此需要加强巷道顶板的支护，保证回采巷道安全通过空巷。

2.2 围岩稳定性数值模拟分析

2.2.1 模拟模型

以3#煤复采工作面地质条件为基础，通过FLAC3D数值模拟软件，对工作面开采过程中巷道未进行支护的情况进行模拟研究，建立如下模型。

1）模型数值计算模型长×宽×高＝100 m×80 m×31.2 m，模型中煤层厚度为2.75 m，煤层和直接顶之间存在0.2 m 厚的伪顶，直接顶厚度为3.95 m，基本顶加上方岩层15.66 m，底板岩层中直接底和基本底厚度共8.64 m。

2）空巷及复采区回采巷道的布置，根据矿区的实际地质情况，空巷尺寸为3 m（宽）×2.6 m（高），复采区回采巷道为4.5 m（宽）×2.8 m（高）。对复采区回采巷道与空巷平行和相交2 种情况分别进行分析。

3）选择摩尔-库伦本构模型，模型顶部为应力边界条件，煤层埋深为200 m，计算得到垂直均布载荷为5 MPa，利用载荷来模拟上覆岩层的质量，底部边界固定垂直方向位移变化，模型左右四周边界水平位移固定。

2.2.2 回采巷道过与平行空巷围岩数值分析

空巷与回采巷道平行时，空巷与回采巷道之间的煤柱起主要的承载作用，巷道掘进过程中，若上覆岩层压力大于煤柱的极限强度，会导致煤柱发生塑形破坏，使其丧失承载能力。

为了研究复采区巷道在掘进过程中空巷围岩应力分布和煤柱垂直应力分布的变化规律，分别对复采区回采巷道在掘进过程中与空巷之间煤柱宽度为30、20、15、10、7、6、5、4、3 m 时煤柱垂直应力分布变化情况进行数值模拟分析。煤柱垂直应力分布及峰值变化如图2 和图3。

图2 煤柱垂直应力变化Fig.2 Vertical stress change in coal pillar

图3 煤柱垂直应力峰值变化曲线Fig.3 Vertical stress peak variation curve of coal pillar

通过对回采巷道掘进期间，不同宽度煤柱上方垂直应力分布及演化的分析可以得出：

1）煤柱宽度30 m 时，煤柱垂直应力为10.85 MPa，煤柱宽度为15 m 时，垂直应力为11.09 MPa，应力仅增大0.24 MPa。随着煤柱宽度的减小，煤柱垂直应力受掘巷的影响在逐渐增大，但增长较缓慢。

2）煤柱宽度从15 m 慢慢减少到5 m 的过程中，受2 条巷道应力叠加的影响，煤柱的垂直应力从11.09 MPa 增大到12.21 MPa，垂直应力增长较快。

3）煤柱的垂直应力在煤柱宽度为4 m 时达到峰值12.67 MPa，在煤柱宽度4 m 及以下时，由于煤柱在应力影响下发生塑性破坏，因而煤柱承载的垂直应力减小，失去承载能力。

通过上述分析可知，空巷与回采巷道平行时，若2 条巷道隔离煤柱宽度小于或等于4 m 时，煤柱已失效破坏，需采取被动支护方式进行支护；隔离煤柱宽度大于4 m 时，煤柱仍具备一定的承载能力，采用锚网索支护即可。

2.2.3 回采巷道相交过空巷数值分析

空巷与回采巷道相交时，2 条巷道形成的夹角范围内三角区煤柱起主要的承载作用，为研究不同夹角情况下距2 条巷道交点处不同距离的煤柱稳定性，分别对回采巷道与空巷之间夹角为15°、30°、45°、60°、75°、90°时的空巷围岩应力分布、煤柱垂直应力分布情况进行分析。不同角度相交巷道围岩垂直应力分布如图4。

图4 不同角度相交巷道围岩垂直应力分布图Fig.4 Vertical stress distribution of surrounding rock in intersecting roadways at different angles

由图4 可知：

1）巷道与空巷之间的三角煤柱都发生了不同程度的应力集中，且随着角度的减小，三角煤柱应力集中的区域在不断变大。

2）在相交角度≥30°情况下，三角区域虽然应力集中较大，但三角区域煤柱没有发生明显破坏，相交角度为30°时，应力集中程度最大。

3）相交角度为15°时，由于夹角处三角煤柱发生了明显的破坏，煤柱已经失去了原有承载能力，夹角处应力集中区域很小，围岩内部较深范围内产生破碎现象，主动支护难度较大。

综上所述，回采巷道与空巷不同角度相交区域内，顶板均有不同程度的破碎，顶板应力均明显低于原岩应力，顶板完整性已受到破坏，因而在相交区域一定范围内需要采用架棚等被动支护措施维护顶板。

2.3 过空巷段围岩弹性核区分布

对回采巷道与空巷之间煤柱宽度为30、20、15、10、7、6、5、4、3 m 及回采巷道与空巷之间夹角为15°、30°、45°、60°、75°、90°的数值模拟结果进行整理分析，对煤柱内部具有承载能力的弹性核区分布情况进行对比，得出的煤柱内弹性核区宽度见表3。

表3 过空巷煤柱内弹性核区分布表Table 3 Coal pillar elastic core distribution in abandoned roadway

根据煤柱弹性核区宽度并结合现场实际的锚杆索支护参数可知：若煤柱存在2 m 及以上弹性核区宽度，可采用锚杆索支护；对于煤柱内弹性核区宽度小于2 m 的区域，煤柱发生塑性破坏已无法进行有效承载，巷道围岩表面及较大深度范围内已发生严重破碎，主动支护已不适用，此时应采用架棚支护等被动支护方式。

由此可得，巷道与空巷平行或相交时距交界面不同距离的支护方式如下：

1）与空巷平行时，距交界面4 m 内空巷段应采取架棚支护，其余区域采用锚网索联合支护。

2）与空巷相交时，相交角度分别为15°、30°、45°、60°、75°、90°时，距交界面12、6、4、3、2、1.5 m 范围内空巷段应采取架棚支护，其余区域采用锚网索联合支护。

3 复采区过空巷破碎段架棚支护方案

由上文可知，空巷相交段一定范围内需采取架棚支护，为了确定架棚支护的支护参数，首先通过静力学与材料力学的分析，论证架棚支护的可行性，再以复采区地质条件为基础进行不同排距的架棚支护数值模拟分析，根据模拟结果结合实际情况确定最佳的架棚支护参数。

3.1 正常段支护方案

正常段锚网索支护如图5。

图5 正常段锚网索支护图Fig.5 Normal section anchor network cable support

基本支护方式：锚杆+网+锚索联合支护方式。

1）顶板采用直径20 mm，长2 400 mm 高强度左旋无纵筋螺纹锚杆，间排距900 mm×800 mm，每排5 根，顶板边锚距巷帮500 mm，靠近巷帮的顶锚杆安设角度与铅垂线成10°；顶板锚索采用直径18.9 mm，长7 300 mm，二二结构布置；每排2 根锚索，间距1 800 mm，排距1 800 mm，边锚索距巷帮1 200 mm。

2）巷帮采用直径20 mm，长2 400 mm 高强度左旋无纵筋螺纹锚杆，间排距900 mm×800 mm，每排4 根，上部距顶板200 mm，下部距底板200 mm，靠近巷道顶底板的锚杆安设角度与水平线成10°。

3.2 工字钢棚结构

架棚支护材料为Q275 的12#工字钢棚，其主要力学性能为：①屈服点≥275 MPa；②抗拉强度490～610 MPa；③弹性模量200～210 GPa；④泊松比0.3。

工字钢棚结构示意图如图6。

图6 工字钢棚结构示意图Fig.6 Schematic diagram of I-beam steel shed structure

工字钢棚主要由棚顶、棚腿、拉杆等组成。棚顶长度为4.5 m，棚腿长度为2.8 m，棚腿外扎角度约6°；牙口由12#工字钢切割100 mm 制成，分别焊接在棚顶底部两端距棚顶钢梁边缘150 mm 处；拉杆孔焊接在工字钢棚槽口侧两端距棚顶钢梁边缘500 mm 处，工字钢腹板两侧各焊接2 个拉杆孔。

3.3 工字钢棚支护能力分析

工字钢棚在支护过程中，棚顶主要受到巷道顶板的垂直应力；棚腿主要受到巷道两帮的侧向应力，同时棚腿下端由巷道底板进行支撑固定。通过理论计算分析工字钢棚的可靠性及稳定性。

工字钢的几何结构涉及的参数有：直线段棚腿长度L、棚腿外扎角度 α、钢架总宽度a、钢架总高度h，共4 个几何参数。工字钢棚顶和棚腿所受围岩的作用力可以用远场竖直方向荷载和水平方向荷载分别表示为q1和q2。

模型可最终简化为远场应力作用下的静定结构，工字钢棚受力计算力学模型如图7。

图7 工字钢棚受力计算力学模型Fig.7 Mechanical model for force calculation of I-beam

棚腿底端A点的约束由沿棚腿方向斜向上的反力R1和垂直棚腿向外的反力R2构成。R1、R2这一对正交力形式上类似于固定铰支座约束，但不能完全等价，因为水平方向的约束力R2与竖直方向约束力R1是有关联的，R2是由于棚腿向内的位移受到底板的阻碍而产生的，R2的实质是1 个摩擦力，它的大小取决于R1的值及棚腿与底板的摩擦系数：

式中：µ为棚腿与底板的摩擦系数，取0.25。

12#工字钢棚棚顶中点D受到对称侧产生的固定端约束，由于对称效果影响，该固定端约束只有水平方向的反力R3和集中力偶R4，不包括竖直向上的集中力。

3.3.1 约束反力求解

棚腿外扎角度为α，水平方向的静力学平衡方程：∑X=0

竖直方向的静力学平衡方程:∑Y=0

力矩平衡方程可求得:∑MA=0

力矩平衡可得：∑MD=0

式中：q1为垂直方向载荷，1.1 MPa；q2为水平方向载荷，0.81 MPa；α为棚腿外扎角度，6°；h为钢架总高度，2.79 m，a为钢架总宽度，3.94 m。

将4 个平衡方程及R1、R2之间的关系式联立，利用函数解出R1、R2、R3、M。故4个约束R1、R2、R3、M为：R1=1 031.6 kN,R2=236.6 kN，R3=572.2 kN,M=743.708 kN·m。

3.3.2 分段列出轴力方程和弯矩方程

将分析对象分成AC、CD两段，以x1、x2作为自变量分别列出各段的轴力方程及弯矩方程。自变量x1的取值范围为[0,2.8]，x2的取值范围为[0,1.97]，合理选择自变量x1、x2的取值范围能大大简化内力方程，使后文的计算量大大减小。轴力、弯矩方程分析区间如图8。

图8 轴力和弯矩方程分析区间Fig.8 Analysis interval of axial force and bending moment equations

AC段轴力方程：

AC段弯矩方程：

CD段轴力方程：

CD段弯矩方程：

3.3.3 求解工字钢棚内外边缘应力

现场所采用的12#工字钢，惯性矩I=867.1×10-8m4，截面面积A=17.8×10-4m2。

根据内力方程及工字钢棚的几何参数，将轴力和弯矩产生的应力叠加得出工字钢棚内、外边缘应力分布状态。工字钢棚内外边缘应力如图9。

图9 工字钢棚内外边缘应力Fig.9 Stress on the inner and outer edges of I-beam

由图9 可知：工字钢棚内外边缘应力均小于550 MPa，即工字钢棚结构能够满足回采支护使用要求。

3.4 工字钢棚架棚支护设计方案

为了确定架棚支护的合理支护参数，结合正常段锚杆索支护方案，通过数值模拟计算分析不同棚距情况下巷道的围岩变形量，以此确定最优的架棚支护方案。数值模拟如图10。

图10 巷道架棚支护图Fig.10 Roadway scaffolding support diagram

模型建立后，分别对棚距为700、800、900 mm 情况下的巷道围岩变形进行分析。回采巷道破碎段不同棚距情况下巷道位移量见表4，不同棚距情况下巷道数值模拟结果对比如图11。

图11 不同棚距情况下巷道数值模拟结果对比Fig.11 Comparison of numerical simulation results of roadway under different shed distances

表4 回采巷道破碎段不同棚距情况下巷道位移量Table 4 Roadway displacement at different shed distances in the broken section of the mining roadway

由表4、图11 可知，棚距为900 mm 巷道位移量较大，不利于安全支护；棚距为800 mm 及700 mm 巷道位移量较小，且相差不多，相对于棚距700 mm，棚距为800 mm 经济性更高。因此棚距为800 mm 更为合理。

综上可以得出，复采区回采巷道破碎段支护参数为：①顶梁长度4 500 mm；②棚腿长2 800 mm；③向外叉角6°；④棚距800 mm。

4 矿压观测分析

在回采巷道过空巷破碎段布置4 个表面位移观测站，分别位于切眼前方125、220、270、320 m 与空巷交叉处，采用十字布点法观测过空巷期间巷道的顶底板及两帮相对移近量，对巷道过空巷期间的矿压显现进行研究。测站布置如图12，回采巷道各测站顶底板相对移近量如图13，回采巷道各测站两帮相对移近量如图14。

图12 测站位置示意图Fig.12 Station location diagram

图13 回采巷道各测站顶底板相对移近量Fig.13 The relative convergence of roof and floor plates at each measuring station in the mining roadway

图14 回采巷道各测站两帮相对移近量Fig.14 The relative convergence of the two sides at each measuring station in the mining roadway

由图13 和图14 可知：回采巷道围岩变形速度在支护成形40 d 左右趋于稳定状态，巷道顶底板移进量较两帮移近量大，这是由于直接顶、直接底为泥岩，岩层强度低开挖后产生了一定的膨胀；过空巷区域3 个位置形变量基本一致，加固过空巷段后巷道变形量更快达到稳定；巷道顶底板移近量最大值约245 mm，两帮移近量最大值约170 mm，与加固前巷道变形量相比，顶板下沉量减少90%，底鼓量减少70%，两帮移近量减少80%，架棚支护后巷道变形量得到有效控制，极大减少了巷道破碎情况。