基于支护优化和切顶卸压的邻采邻掘巷道围岩控制技术

邓 辉

(山西焦煤集团有限责任公司 东曲煤矿,山西 太原 030200)

目前煤矿生产矿井进入衰减期,开拓紧张及产能增加等因素[1]导致常规跳采不能满足正常采掘接替。在本工作面回采期间进行邻近工作面回采巷道的掘进作业是避免采掘接替失调的有效方法[2]。然而工作面采动引起的侧向超前和滞后支承压力势必对邻采邻掘巷道的掘进和维护造成困难,使邻采邻掘巷道产生大变形,甚至不能正常使用[3-4]。山西省应急管理厅发文《我省制定强化煤矿顶板安全管理16项措施》指出,“邻采邻掘”巷道必须采取相应措施并论证可行后方可开掘。本文以东曲煤矿28214地质资料为背景,分析支护优化和切顶卸压对邻采邻掘巷道围岩的控制效果。

1 工程概况

东曲煤矿28214综采工作面开采平均厚度3.50 m的8号煤层,煤层平均倾角2°.工作面伪顶为1.65 m厚的泥质灰岩,单轴抗压强度31 MPa;直接顶为0.9 m厚的泥质灰岩,单轴抗压强度76 MPa;老顶为3.5 m厚的石灰岩,单轴抗压强度92 MPa;直接底为1.54 m厚的砂质泥岩,单轴抗压强度65 MPa.现场实践表明,8号煤层回采扰动会导致邻近28212回采巷道顶板、两帮产生较大变形,巷道围岩变形控制困难。28214工作面与28212工作面相对位置关系如图1所示。

图1 工作面相对位置关系图

2 支护优化及切顶卸压方案设计

2.1 支护参数优化设计

28212回采巷道为矩形断面,掘进宽度和掘进高度分别为4 800 mm和3 500 mm.原支护采用锚网索支护,具体参数如下所述:顶板每排6根Φ20 mm×2 200 mm左旋螺纹钢锚杆,间排距900 mm×1 000 mm;帮部每排5根Φ18 mm×1 800 mm左旋螺纹钢锚杆,间排距800 mm×1 000 mm;顶板锚索为Φ21.6 mm×7 300 mm的1×7结构高强度低松弛钢绞线锚索“三·三”布置,间排距为1 800 mm×2 000 mm.

优化后28212回采巷道为锚网索+W型钢带支护方式,支护参数见图2.具体参数为:顶、帮均采用Φ22 mm×2 400 mm的MG500型左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆,顶锚杆间排距900 mm×900 mm,帮锚杆间排距950 mm×900 mm;锚索采用Φ21.8 mm×7 300 mm的1×19股钢绞线,间排距1 300 mm×1 800 mm;使用厚度为3 mm的W型钢带连接顶、帮锚杆索。

图2 优化支护断面图(单位:mm)

2.2 切顶卸压方案设计

合理的切缝角度和高度可以使切顶高度内岩层在覆岩载荷及自身重量的共同影响下及时垮落,阻断岩层间的应力传递,改善采掘空间应力环境提升稳定性[5-6]。

2.2.1 切顶高度计算

切顶高度以工作面回采过后,垮落顶板能够完全充填采空区为最佳[7]。根据式1计算得到完全充满采空区的爆破切顶高度H[8]:

(1)

式中:M为煤层厚度,取3.50 m;KP为顶板岩石碎胀系数,取1.15.

由式(1)计算得到,28214回采巷道切顶后能够使顶板垮落岩层充满采空区的切顶高度为23.33 m,取23.5 m.

2.2.2 切顶角度分析

工作面回采过后,回采巷道顶板可视为断臂悬梁结构[9]。切顶倾角的确定需要考虑如下因素:①在同样切顶高度条件下,切顶线长度相对较短;②切顶后断裂顶板下沉过程中切顶面上的摩擦阻力相对较小;③便于现场施工;④切顶后回采工作面侧向悬顶长度相对较小,且对回采工作面侧向支承压力的释放效果好;⑤超前工作面在巷道中实施切顶后,便于巷道顶板稳定性管理。综合考虑上述5个因素,炮孔角度与铅锤方向成15°,布置于巷道顶板距煤柱帮300 mm处,偏向保护煤柱一侧,如图3所示。

图3 28214回采巷道切顶角度示意

2.2.3 切顶方案

在28214工作面回采巷道内沿工作面推进方向超前工作面40～50 m施工预裂爆破钻孔,炮孔垂直高度23.5 m,炮孔直径48 mm,炮孔间距500 mm.随着工作面的推进,一次起爆3～5个炮孔,随采循环爆破,阻断28214回采巷道上方应力传递。炮孔布置示意图如图4所示。

图4 炮孔布置示意

3 数值模拟分析

3.1 数值模型建立与模拟方案

以东曲煤矿28214工作面地质资料为基础,运用FLAC3D数值模拟软件建立28214工作面回采及28212邻采邻掘巷道掘进的数值模型,模型长×宽×高=220 m×400 m×80 m,顶部施加相应的上覆岩层9.97 MPa的均布载荷,模型底部为固定边界,侧面限制水平位移,顶部施加相应的上覆岩层均布载荷。28214回风巷与28212运输巷间留设煤柱净宽20 m.模型剖面图和平面图如图5所示。

图5 模型边界条件及工作面布置示意

制定东曲煤矿邻采邻掘巷道原始支护+不切顶(方案1)、原始支护+切顶(方案2)、优化支护+切顶(方案3)共3个方案,论证基于支护优化和切顶卸压的邻采邻掘巷道围岩的稳定性。具体计算流程为:模型赋值及初始平衡—28214回风巷一次开挖、支护并计算至平衡—28214工作面每开挖10 m进行一次模型平衡、采空区填充为一个循环,循环开挖—当模拟方案需要切顶卸压时,采用循环开挖的方式在28214回风巷煤柱帮顶板超前工作面50 m范围内布置切顶钻孔—同时28212运输巷掘进模拟计算采用循环开挖的方式,开挖采用相应的支护参数支护,并运算至平衡。直至28214工作面与28212运输巷分别推进到距模型边界位置处停止。

大量研究表明[10],受综采工作面采动引起的侧向支承压力随滞后工作面距离的增加而增大并逐渐稳定,上区段工作面采动引起的侧向支承压力在滞后工作面150 m处稳定至最大值。故本节对邻采邻掘巷道掘进至28214工作面后方150 m处的围岩屈服破坏单元、锚杆/索轴力分布、围岩应力分布特征及围岩位移特征进行分析,论证基于支护优化和切顶卸压的邻采邻掘巷道围岩的稳定性。

3.2 模拟结果分析

3.2.1 邻采邻掘巷道围岩屈服破坏单元和锚杆/索轴力分布特征

图6为不同模拟方案Ⅰ-Ⅰ剖面邻采邻掘巷道的围岩屈服破坏单元分布图。图7为不同模拟方案邻采邻掘巷道的锚杆/索轴力分布图。

图6 不同模拟方案邻采邻掘巷道的围岩屈服破坏单元分布图

图7 不同模拟方案邻采邻掘巷道的锚杆/索轴力分布图

对比图6(a)和图6(b)可知,方案1中28214工作面采动导致煤柱内部塑性区破坏深度达到7.5 m,邻采邻掘巷道顶板、底板、煤柱帮和回采帮破坏深度分别为2.1 m、1.4 m、3.9 m和2.8 m.方案2中切顶卸压使28214工作面采动导致的煤柱内塑性区破坏深度减小至3.0 m,邻采邻掘巷道顶板、底板、煤柱帮和回采帮破坏深度分别减小至1.1 m、1.0 m、2.1 m和2.1 m.切顶卸压使邻采邻掘巷道围岩的稳定性得到明显改善。由图6(c)可知,方案3中28214工作面采动导致煤柱内部塑性区破坏深度为3.0 m,邻采邻掘巷道顶板、底板、煤柱帮和回采帮破坏深度进一步减小至0.9 m、1.0 m、1.6 m和1.4 m.可见,优化支护+切顶条件下,邻采邻掘巷道围岩处于稳定状态。

由图7可知,邻采邻掘巷道巷帮锚杆、顶板锚杆和顶板锚索沿其轴向的受力不均匀,未锚固部分的受力明显大于锚固部分,锚固段端部受力最小,巷帮中部锚杆受力较大,煤柱帮锚杆受力显著大于回采帮。

对比图7(a)和图7(b)可知,邻采邻掘巷道帮锚杆、顶锚杆和顶锚索的最大轴力分别由方案1的202 kN、72 kN和235 kN降低至方案2的171 kN、43 kN和179 kN.切顶卸压的影响使邻采邻掘巷道锚杆、索承受的轴力有所下降,围岩处于可控状态。由图7(c)可知,方案3中邻采邻掘巷道帮锚杆、顶锚杆和顶锚索的最大轴力分别为148 kN、55 kN和179 kN,分别为锚杆和锚索屈服载荷的77.8%、28.9%和34.9%,此时,围岩处于稳定状态。

3.2.2 邻采邻掘巷道围岩应力分布特征

图8为不同模拟方案Ⅰ-Ⅰ剖面邻采邻掘巷道的围岩垂直应力分布云图。

图8 不同模拟方案邻采邻掘巷道的围岩垂直应力分布云图

对比图8可知,方案1条件下,28214工作面回采导致煤柱内靠近采空区侧10 m范围内出现显著的垂直应力集中区,方案2和方案3条件下该应力集中区消失,说明切顶卸压可以显著降低回采扰动造成的侧向煤体中的应力集中现象。邻采邻掘巷道回采帮和煤柱帮形成非对称的垂直“应力升高区”,方案1、方案2和方案3条件下回采帮垂直应力峰值分别为32.3 MPa、26.1 MPa和25.3 MPa,距巷帮2.5 m、1.9 m和1.7 m;煤柱帮垂直应力峰值分别为28.7 MPa、22.4 MPa和22.0 MPa,距巷帮2.4 m、2.2 m和2.1 m.

从垂直应力的分布结果看,切顶卸压可以显著改善邻采邻掘巷道围岩的应力环境,支护参数的优化可以进一步提升围岩的稳定性。

3.2.3 邻采邻掘巷道围岩位移特征

图9为不同模拟方案邻采邻掘巷道围岩移近量随至28214回采工作面煤壁前后150 m范围内变化的计算结果曲线图。

图9 不同模拟方案邻采邻掘巷道围岩位移量随至工作面煤壁距离的变化

由图9可知,邻采邻掘巷道围岩变形量由超前28214工作面煤壁100 m处开始增加,随超前28214工作面煤壁距离的减小直至推进至滞后28214工作面煤壁150 m处逐渐增大并趋于稳定。切顶卸压可以显著降低邻采邻掘巷道受28214工作面采动的剧烈影响范围,并且降低了随至工作面煤壁前后不同距离处的围岩位移量。方案1中邻采邻掘巷道两帮最大移近量为464 mm,顶底板移近量为261 mm,巷道围岩变形量较大,处于不稳定状态。方案2中邻采邻掘巷道两帮最大移近量为67 mm,顶底板移近量为130 mm,巷道围岩变形量处于可控范围内。方案3中邻采邻掘巷道两帮最大移近量为37 mm,顶底板移近量为96 mm,巷道围岩变形量较小,巷道处于稳定状态。

综上所述,东曲煤矿邻采邻掘巷道在优化支护+切顶条件下,巷道围岩处于稳定状态,能够保证邻采邻掘巷道的安全使用。

4 结 语

本文以东曲煤矿邻采邻掘巷道大变形工况为背景,通过数值模拟方法讨论支护优化和切顶卸压对邻采邻掘巷道围岩的控制效果。切顶高度为23.5 m,炮孔角度与铅锤方向成15°,偏向保护煤柱一侧的超前切顶卸压方案可以显著减小28214工作面采动导致煤柱内部塑性区破坏深度和邻采邻掘巷道围岩破坏深度,还可以显著改善邻采邻掘巷道围岩的应力环境。在切顶的基础上进行支护参数的优化可以进一步提升围岩的稳定性。基于支护优化和切顶卸压的邻采邻掘巷道围岩两帮最大移近量为37 mm,顶底板移近量为96 mm,巷道围岩变形量较小,巷道处于稳定状态,能够保证邻采邻掘巷道的安全使用。