复杂条件下小煤柱动压巷道变形控制研究＊

赵国贞马占国马继刚潘银光兰 天

(1.中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏省徐州市,221008;2.中国矿业大学力学与建筑工程学院,江苏省徐州市,221008)

复杂条件下小煤柱动压巷道变形控制研究＊

赵国贞1,2马占国1,2马继刚1,2潘银光1,2兰 天1,2

(1.中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室,江苏省徐州市,221008;2.中国矿业大学力学与建筑工程学院,江苏省徐州市,221008)

针对小煤柱动压巷道围岩的力学环境和支护特点,在分析巷道上覆岩层结构和巷道围岩结构稳定性的基础上,建立沿空巷道围岩稳定性分析模型,通过相似试验、数值计算和工业性试验,研究了复杂条件下小煤柱动压巷道的围岩变形规律。结果表明,对小煤柱分阶段注浆加固,可增强煤柱的承载能力,从而达到减小巷道变形、增强巷道围岩稳定性的目的。工业性试验效果显著,巷道围岩变形得到明显控制。

动压巷道 围岩变形 小煤柱 巷道支护 注浆加固

目前,煤矿井下高应力区、采动影响下巷道支护方式、支护参数的确定是一个世界性难题,尤其在既是高应力区又是小煤柱的掘进巷道支护难度更大。现在国内外普遍采用加大支护密度、锚架联合支护、卸压等方式来控制小煤柱动压巷道变形,力求减少巷道使用过程中的破坏变形量,但效果不是很理想,在巷道服务年限内仍需要多次翻修。虽然近年来随着锚网索支护技术的推广,在支护强度上有了很大的提高,支护效果显著改善,但仍未彻底解决此问题。为此,提出采用注浆材料和注浆锚杆支护方式加固巷道围岩,增加围岩自身承载能力,此技术在支护理论上是先进的,在材料、设备供应、施工工艺上已有成功的先例。本文结合煤矿的具体条件,采用注浆锚杆支护技术对复杂条件下小煤柱动压巷道变形控制技术做进一步研究,探求巷道围岩变形规律,为巷道围岩控制奠定基础。

1 工程概况

潞安矿业集团王庄煤矿6204工作面东侧是6202未采工作面,西侧是6206工作面、太长高速公路煤柱,北接62运输下山、轨道下山,南面是刘家畛断层。该工作面所采3#煤层赋存于二叠系山西组地层中下部,为陆相湖泊型沉积。煤层厚度稳定,平均厚度6.5 m,平均采深320 m;直接顶厚度1.1～13.1 m,平均厚度7.1 m,主要为黑色泥岩,含植物化石,局部地段为砂质泥岩;老顶厚度2.0～5.8 m,平均厚度3.9 m,为灰色、细粒砂岩,主要成分石英、长石,钙质胶结,含云母片;直接底厚度1.5～4.8 m,平均厚度3.15 m,为黑色泥岩,质均致密,含植物化石,局部砂岩;老底厚度0.8～4.0 m,平均厚度2.4 m,主要为灰色、细粒砂岩,成分为长石、石英,含云母片,局部泥岩。3#煤层上覆岩层主要由砂岩、泥岩、砂质泥岩和第四纪黄土层组成,工作面上部新生界松散层厚为54.70～156.20 m,北薄南厚。

6204工作面整体是一背斜构造,轴向近东西,轴在工作面中部偏里面,两翼煤层倾角2～3°,工作面风巷掘进过程中,分别遇到 F263、F259、F273、F263、F265段层,其中F265为逆断层,其它为正断层。为了实现高效集约化生产,6204回风巷沿6206综采工作面采空区掘进,保护煤柱宽为5 m。巷道为矩形断面,断面尺寸(宽×高)4.5 m×3.2 m,沿煤层底板掘进,如图1所示。

图1 工程概况模拟图

2 巷道变形规律分析

2.1 相似条件、材料及试验台

模拟试验台采用中国矿业大学自主设计的长×高×宽=1.0 m×1.0 m×0.2 m的真三轴巷道平面模型试验台,模拟自煤层底板—煤层—顶板总厚50 m的7个岩层。模拟巷道断面为矩形,宽4.5 m,高3.2m,断面面积为14.4 m2,按图1所示模拟。巷道支护形式为锚网索注浆锚杆支护。模型中的锚杆、锚索分别用ø1.9mm、ø2.2mm的保险丝来制作,锚固剂用聚醋酸乙酰乳液加石膏和水调和而成,用10mm×10mm×0.5mm的薄铁片模拟锚杆托盘,在锚杆端头托盘处添加一定长度的压簧,模拟锚杆预紧力。

根据模型几何尺寸及模拟巷道尺寸,确定相似比和相似材料。线比为1/50,容重比为17/25,强度比为17/1250,时间比为1/。骨料为普通河砂,粒径小于1.5mm;胶结材料为石膏、石灰;分层材料为云母粉(模拟层理结构)。

2.2 巷道围岩变形特征

在相似材料模型干燥7 d后,依次对模型进行预压实、开挖巷道、巷内支护、小煤柱注浆等模拟操作,在注浆3 d,注浆体强度达到指标后,将6206工作面的煤层采出,然后组装模型并进行加载。当加载值达到原岩状态,测量好相应的压力盒读数和巷道位移量后,打开模型前面的钢板,这时顶板破坏已经完成。从6206工作面采空区侧的顶板破坏情况及巷道围岩变形情况看,有以下特点。

(1)采空区侧直接顶冒落,冒落带上方的裂隙带明显,岩层有较明显的开裂裂隙,裂隙带厚约为3倍采高;老顶无明显断裂,但有较大弯曲下沉。

(2)小煤柱注浆切落采空区侧顶板,沿注浆体采空区帮紧靠注浆体切落,首先切落的是侧帮煤体,说明小煤柱注浆的支撑起到了切落直接顶板的作用,同时,小煤柱注浆切顶不是一次切落整个直接顶板的所有岩层,而是分层切落,顶板岩层的冒落角约为25°。

(3)巷道上方岩层的下沉量,小煤柱采空区侧明显大于小煤柱巷道侧,曲率最大位置在巷道侧,即巷道的破裂区与塑性区交界处。

2.3 小煤柱动压巷道围岩变形规律

随着对模型的加载,可以通过铺设在煤柱中部及采空区底板的压力传感器,监测出煤柱和采空区底板的应力集中系数随荷载系数的变化规律曲线,见图2。

由图2煤柱变化曲线可以看出,当荷载系数为1.15时,小煤柱内应力出现陡然增大,应力集中系数为0.11,随后应力集中状态趋于平稳;当荷载系数为2时,小煤柱内应力又出现了一次阶跃,应力集中系数为0.22,随后随着荷载系数的逐渐增加而增大,但从总体上看小煤柱内应力集中程度较小。

图2 小煤柱和采空区底板应力集中系数变化规律

由图2采空区底板应力变化曲线可以看出,在模型加载值为原岩应力时,采空区底板无应力集中现象,说明采空区直接顶板还未冒落;当荷载系数为1.12时,采空区的应力集中系数发生突变,说明此时采空区直接顶已经冒落,此后随着荷载系数的增加采空区底板应力集中系数无明显变化。

根据模型中设置的位移测定装置,测得的小煤柱动压巷道的顶底板及两帮相对移近量,见图3。

图3 巷道顶底板、两帮相对移近量变化曲线

由图3可以看出,当荷载系数为1.0时,即相当于原型的实际情况时,巷道的顶底板相对移近量为5.6mm,两帮相对移近量为2.8mm;当荷载系数为1.4时,巷道的顶底及两帮相对移近量分别为25.2mm和22.4mm;当荷载系数为2.4时,巷道的顶底及两帮相对移近量发生突变,其值分别为51.2mm和41.2mm,随后巷道顶底及两帮位移随荷载系数的增大而增加,其巷道顶底板相对移近量最大值为68.8mm,两帮相对移近量最大值为54mm。

3 巷道围岩稳定性分析

在上区段工作面侧向支承压力和本工作面超前采动支承压力叠加作用下,沿空巷道的围岩易发生变形,采用非连续介质模型的离散元数值计算软件UDEC 3.0进行数值模拟计算,分析顶板断裂的位置对沿空巷道围岩稳定性的作用。

根据王庄煤矿6204综放工作面生产地质条件,模拟综放工作面沿空巷道围岩稳定性。模拟煤层厚度为6.5 m,其中采高3.2 m,放煤3.3 m。整个模型尺寸(长×宽)为140 m×53 m,上部载荷按采深350 m计算,直接顶厚度为6 m,断裂步距16 m。将巷道附近煤体网格细化为0.2 m×0.2 m的块体,巷道右侧实体煤划分为1.0 m×1.0 m的块体。计算模型见图4。

图4 巷道围岩稳定性数值模拟计算模型

顶板断裂的位置对于小煤柱动压巷道围岩的稳定性有着至关重要的作用,在确定预留煤柱5 m的情况下,模拟沿6204工作面向6206采空区方向,距离巷道6204工作面帮分别为3 m、5 m、7 m和9 m处的顶板断裂情况,考察顶板断裂的位置对巷道围岩稳定性的影响,4种模拟情况下沿空巷道围岩的垂直位移云图和水平位移云图见图5和图6,由图5和图6可以看出如下3个方面规律。

(1)老顶在模拟的4种不同位置断裂,巷道底板垂直位移有相似的规律,都是在巷道中部下沉量最大;随着老顶断裂位置向采空区侧转移,巷道底板平均垂直位移先增大后减小,但总体相差不大。

(2)随着老顶断裂位置向采空区转移,煤柱平均水平位移总体呈减小趋势;老顶断裂线位于小煤柱采空区侧边缘时,巷道围岩变形最小。

(3)在模拟的4种不同断裂位置下,巷道小煤柱帮水平变形特征为巷道小煤柱帮接顶部位煤壁略向采空区侧凹陷,接底部位煤壁向巷道内凸出,小煤柱帮中部位置水平变形最为剧烈,鼓包现象明显。

4 现场工业性试验

4.1 施工技术关键

以王庄煤矿6204风巷为试验地点,煤层厚度稳定,平均厚度6.5 m,采用走向长壁、后退式低位放顶煤一次采全高全部垮落综合机械化采煤法,采高3.2 m,跨落3.3 m。为达到设计要求,需对煤柱进行注浆加固,其注浆主要关键技术如下。

(1)巷道内煤柱帮喷浆。为防止注浆浆液沿着锚杆孔、煤层裂隙向外流,浆液难以深入破碎围岩深部,在注浆前需要对煤柱帮喷不小于50mm厚的混凝土,形成止浆层,保证注浆效果,同时封闭围岩。

(2)注浆设备与材料。注浆材料主要采用425号普通硅酸盐水泥,并掺入一定量的40Be水玻璃附加剂,水泥浆的水灰比0.8︰1～1︰1,水泥浆与水玻璃的重量比为1︰0.03～1︰0.05。注浆泵为2ZBQ-11.5/3气动注浆泵。注浆管采用直径20mm钢管制作,管总长2.4 m,在注浆管一端1.2 m范围内,每间隔200mm分别打直径6mm的孔,在注浆管另一端加工长30mm螺纹,注浆管注浆后可作锚杆使用。

(3)注浆参数。经计算确定最优注浆压力为1.5～2.0 MPa;孔注浆量为30～50 kg浆液;注浆时间为20min。

(4)注浆工艺。对6204风巷小煤柱实施两次注浆加固。首先,在6206采煤工作面推进前方,对6206采煤工作面侧小煤柱进行锚网混凝土喷护和超前锚杆注浆第一次注浆加固;其次,在6206采煤工作面推进过程中,对小煤柱实体煤侧煤体进行追随沿空掘巷,与此同时,在滞后6206采煤工作面5～10 m范围内,对沿空巷道侧小煤柱进行第二次注浆加固支护,以保证小煤柱的强度达到设计要求。

4.2 矿压监测分析

为研究注浆支护参数的合理性,及时掌握在煤柱注浆加固支护条件下沿空巷道围岩的变形和破坏规律,考察巷道围岩变形的控制效果,在巷道内设置相应的测站,对围岩表面位移进行了观测。6204风巷巷道顶底板、两帮的相对移近量分别如图7所示。

图7 回采期间巷道围岩变形

由图7可知,6204风巷受采动影响,巷道顶底板相对移近量为125mm,两帮相对移近量为110mm;当巷道围岩变形稳定后,围岩变形趋于平缓,表明注浆加固支护方案及加固支护参数能有效控制围岩变形。

5 结论

通过对复杂条件下小煤柱动压巷道变形控制技术的研究,基于相似模拟试验,建立了沿空巷道围岩变形数值计算模型,并通过工业性试验得出以下结论。

(1)随着相似模拟试验中荷载系数的逐渐增加,小煤柱内应力亦随之增加,表现出明显的阶跃性,但从总体上看小煤柱内应力集中程度较小。

(2)UDEC数值模拟结果表明,顶板在不同的位置断裂,巷道顶板下沉呈现相似规律,均为巷道中部下沉量最大,靠近煤柱侧比靠近实体煤侧下沉量大;同时,随着顶板断裂位置向采空区侧转移,巷道顶板平均下沉量先增大后减小,总体呈减小趋势。

(3)工业性试验表明,通过对小煤柱分阶段二次注浆加固,可增强煤柱的承载能力,从而达到减小巷道变形、增强巷道围岩稳定性的目的,回采期间巷道围岩变形得到了有效控制。

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(责任编辑 张毅玲)

Research on the deformation control of surrounding rock of dynamic pressurized roadway with small coal pillar along gob

Zhao Guozhen1,2,Ma Zhanguo1,2,Ma Jigang1,2,Pan Yinguang1,2,Lan Tian1,2
(1.State Key Laboratory for Geomechanics&Deep Underground Engineer,China University of Mining&Technology,Jiangsu,Xuzhou 221008,China;2.School of Mechanics&Civil Engineering,China University of Mining&Technology,Jiangsu,Xuzhou 221008,China)

According to characteristics of small pillar dynamic pressure roadway’s mechanical environment and supporting,Similarity test model of along goaf roadway surrounding rock is established based on the analysis of strata structure above surrounding roadway and stability of roadway surrounding rock.By numerical simulation with UDEC software,it opens out the mechanical deformation of the small pillar dynamic pressure roadway under complex conditions.Results shows that grouting reinforcement to the small pillar by stages can enhance the carrying capacity of pillar and decreasing deformation of roadway,the stability of surrounding rock is also enhanced.Industrial tests show that roadway surrounding rock deformation decreased remarkably by using the reinforcement parameters of this paper.

dynamic pressure roadway,surrounding rock deformation,small pillar,roadway support,grouting reinforcement

TD353

A

教育部新世纪优秀人才支持计划项目(NCET-08-0837);国家重点基础研究发展规划(973)项目(2007CB209400);国家自然科学基金重点项目(50834005,50834004);国家自然科学基金项目(51074163);江苏省自然科学基金(BK2009092);江苏省“青蓝工程”优秀青年骨干教师计划;国土资源部公益性项目(200811050);深部岩土力学与地下工程国家重点实验室专项基金。

赵国贞(1985-),男,山东省泰安市人,就职于中国矿业大学深部岩土力学与地下工程国家重点实验室、中国矿业大学力学与建筑工程学院,主要从事采动岩体力学方面的研究工作。