厚层砂岩顶板小煤柱沿空掘巷围岩变形规律研究

陈昌云,郑西贵,于宪阳,张念超,汪良海

(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州 221008;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 221008)

厚层砂岩顶板小煤柱沿空掘巷围岩变形规律研究

陈昌云1,2,郑西贵1,2,于宪阳1,2,张念超1,2,汪良海1,2

(1.中国矿业大学矿业工程学院,江苏徐州 221008;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 221008)

从分析小煤柱沿空掘巷特殊应力坏境和围岩力学结构入手,理论计算了弧形三角块的变形失稳情况,强调应立足于高强预应力锚杆 (索)的支护路线,改善岩体自身的力学性能,从而控制围岩失稳变形。以谢桥煤矿 13318E厚层砂岩顶板留小煤柱沿空掘巷工作面为工程背景,分析了留小煤柱沿空掘巷围岩在掘进、回采阶段的变形规律,说明工作面回采时超前应力集中是围岩变形的主要因素,同时得到了沿空掘巷围岩变形的几点有益结论,为类似工程的支护和分析提供借鉴。

小煤柱;沿空掘巷;弧形三角块;滑动失稳;转动失稳

沿空掘巷巷道一般沿煤层顶板布置在上工作面采空侧变形后处于稳定状态的煤体中,采空侧留适当煤柱护巷。

煤矿现场由于生产接续的压力,掘巷工作往往在上工作面回采后,煤柱区域的煤体还没来得及应力释放、稳定后就开始,因此,该类巷道的变形规律比较特殊,围岩控制难度也较大,应立足于新型高强度、高预拉力、系统高刚度锚杆基础支护[1],结合窄煤柱注浆加固和围岩结构补强的技术路线,同时开展有效地矿压监测,对支护设计和施工方案及时反馈调整。

谢桥煤矿 13318E工作面上覆顶板为中细粒结构、裂隙发育的石英砂岩,平均厚 21.75m。为了此类巷道具有针对性的维护技术,在高强预应力锚梁网的控制思想下,开展精细的围岩变形规律研究就显得特别重要。

1 留小煤柱沿空掘巷围岩控制理论

1.1 巷道围岩特殊应力环境

上工作面回采后,侧向应力集中使得掘巷区域的煤体发生变形或局部破坏,破碎的煤体卸载了侧向应力,沿空掘巷正是在应力降低区内。沿空掘巷时,扰动比较小,应力再分布不明显,这种力学环境对巷道的稳定是有利的;回采时,超前应力与侧向应力叠加,已经体现不出该力学环境的优势,相反,松软破碎的围岩会加剧巷道围岩的变形。

1.2 沿空掘巷整体力学结构分析

沿空掘巷整体力学结构模型如图 1[2],据此可将沿空掘巷上覆岩体的垮落运动分为 2组：其一是随煤层的采出而不规则、或者规则垮落的直接顶岩层;其二是基本顶岩层及其上部载荷岩层垮落后能形成平衡结构的岩层。沿空掘巷位于弧形三角块 B的下方,由此可见,块 B对于沿空掘巷岩体结构的稳定很重要。

图1 沿空掘巷整体力学结构模型

沿空掘巷上覆岩体的运动具有如图 1所示的几个过程[3]：

(1)上工作面推过后,直接顶岩层随之发生不规则或规则的垮落下沉,并导致其上位的基本顶岩层发生离层、破断。

(2)基本顶岩层发生回转或弯曲下沉,在侧向煤体一定深度内断裂,直至在采空侧形成如图 1中所示的铰接结构。

(3)在基本顶岩层垮落过程中,其上覆较软弱的载荷岩层随之发生垮落。

(4)沿空掘巷时,对 A,B,C构成的岩体结构扰动较小,造成围岩浅部有一定的应力调整,围岩变形不大。

(5)回采过程中,侧向集中应力和超前应力叠加,弧形三角块产生二次旋转回落[4],侧向集中应力又向上区段侧和实体煤转移,巷道变形非常剧烈,这与围岩性质、应力大小和支护技术有关。

1.3 弧形三角块 B稳定性分析

弧形三角块的参数主要有：基本顶沿工作面推进方向断裂长度Ly,这可用周期来压步距来计算,即式 (1)[5];沿侧向断裂跨度 Lx,计算公式(2)[6];在煤体中的断裂位置 X,计算公式如(3)[7],具体计算公式如下：

式中,h为基本顶厚度,m;RT为基本顶的抗拉强度,MPa;q为基本顶单位面积承受的载荷,MPa。

式中,l为工作面长度,m。

式中,m为工作面采高,m;A为测压系数;φ为煤体内摩擦角, (°);C为煤体黏聚力,MPa;K为应力集中系数;γ为上覆岩层平均体积力,MN/m3;H为巷道埋深,m;p为上区段工作面巷道煤帮的支护阻力,MPa。

假设A,B岩块之间的摩擦力与弧形三角块结构的剪切力τAB之比为滑落稳定性系数 K1;A,B岩块之间的挤压力与A,B岩块接触处的有效抗压强度之比为转动稳定性系数,即有：

式中,FBA为 A岩块对 B岩块的水平推力,N;tanφ为岩块间的摩擦因数;η为因岩块在转角的特殊受力取的系数;RC为岩块的抗压强度,MPa;a为岩块 A,C与弧形三角块 B的作用位置,a=,其中 hz为弧形三角块 B的厚度,m;θ为弧形三角块 B旋转角,(°)。

依据谢桥煤矿 13318E工作面的工程实际,考虑厚层砂岩顶板的特殊性,得到计算基本条件如下：采高 2.75m,基本顶厚度、体积力和单轴抗压强度分别为 20m,0.025MN/m3,60MPa,巷道埋深 600m,煤层的力学性质见表 1,代入公式计算,则有：

表1 煤层力学性质

对于 13318E工作面给定的工程条件,K2取值影响最大的就是弧形三角块 B旋转角度θ,为了分析三角块失稳的情况,现就θ作单一变量讨论,得到 K2与θ关系曲线如图 2所示。由图 2可知：K2值在掘进阶段很小,回采阶段变化较快,K2值要大的多,反映出 B块掘进阶段不会产生转动失稳,回采阶段可能发生转动失稳。另外,基本顶石英砂岩裂隙较发育,在应用公式计算 K1,K2时没有引入这个因子,实际上因为裂隙发育的条件,现场的失稳情况会更严峻,围岩变形量也会相应的加大。

为了有效控制采动阶段的弧形三角块的滑落失稳和转动失稳,应立足于新型高强度、高预拉力、系统高刚度锚杆基础支护,利用高强预应力锚杆(索)的抗剪强度与抗剪刚度,有效阻止围岩内部的剪切变形与剪切滑动,提高围岩体自身的峰值强度、残余强度、黏聚力 C值和内摩擦角φ值,并结合喷、注浆加固和围岩结构补强,形成喷、锚、注一体化的技术路线。

图2 K2与θ关系曲线

2 基本地质条件

谢桥煤矿 13318E工作面水平为 -610m,主采煤层 8槽煤,地面标高 20.8～27.6m,工作面标高-620～-511m。工作面西起东二 B组采区上山,东至 F22断层,北至 13218E运输巷,南至 -610m煤层底板等高线。相邻的 13218E工作面已回采完毕。走向长 1299.5m,倾向长 219.6m,煤层为黑色、鳞片状,局部发育有泥岩夹矸,可见黄铁矿膜,煤层较稳定,煤层西低东高,且局部煤层起伏较大,煤层倾向 189～210°,倾角 10～15°,煤厚1.5～3.6m,平均煤厚 2.75m。基本顶为石英砂岩,灰白色、中细粒结构,裂隙发育,硅质胶结为主,局部含黄铁矿脉,岩层厚 12.36～28.9m,平均厚 21.75m。直接底为泥岩,上部黏土质为主,结构均一,具有水平层理,容易碎裂,厚 0～2.65m,平均 1.44m。局部含 0.55m厚的泥岩伪顶。

3 支护方案与参数

巷道断面采用直墙梯形断面：净宽 ×中高 =4.3m×2.8m,采用锚梁网 (索)支护方式,具体参数如下[8]：

顶板用 5根 I V级左旋高强预拉力螺纹钢锚杆加M4型钢带、10号菱形金属网联合支护,锚杆规格为 φ20-M22-2200,锚杆间距 1000mm,排距900mm,锚杆预紧力矩不低于 300N·m,锚固力不低于 120kN。

低帮用 4根同顶板一样的锚杆加钢筋梯子、10号菱形铁丝网,锚杆间距为 650mm,排距为900mm,锚杆预紧力矩不低于 300N·m,锚固力不低于 80 kN。

高帮用 5根 I V级左旋超高强预拉力螺纹钢锚杆加M4型钢带、10号菱形铁丝网,锚杆规格为φ22-M24-2500,锚杆间距为 700mm,排距为900mm。

顶板锚索布置采用 “1000-1000”形式,单体锚索,排距 3.6m,托盘采用 400mm×400mm×15mm的大托盘,配套 200mm×200mm×10mm的小托盘使用,钢绞线规格为 φ17.8 mm×6200mm,每孔采用 3节 Z2360中速树脂药卷加长锚固,预紧力 80～100kN,锚固力不低于 200kN。

在巷道高帮距底板 2.0m处沿巷道走向施工 1排锚索梁,钢绞线规格为 φ17.8 mm×4300mm,钢绞线下铺设 2.6m长的 16号槽钢,钢带上 2眼孔,间距 2.2m,眼孔水平施工,每孔采用 3节 Z2360中速树脂药卷加长锚固,槽钢配 100mm×200mm×10mm的小托盘,锚索梁预紧力 80～100kN,锚固力不低于 200kN。

4 围岩变形规律分析

4.1 掘进阶段围岩变形

巷道掘进阶段的表面收敛和顶板离层曲线如图3所示。图 3(a)中,巷道两帮和顶底变形量均在 300mm以内,围岩没有出现大的变形现象;图3(b)中,顶板石英砂岩基本没有出现离层,说明巷道顶底变形主要是底鼓。掘巷前,上工作面采动应力通过巷道围岩的变形,大部分应力已经释放,应力集中已趋于较小值;掘巷后,对围岩应力扰动较小,弧形三角块没有出现明显滑落失稳和转动失稳,岩体结构稳定,围岩没有发生大的变形。

图3 掘进阶段围岩变形

4.2 采动阶段围岩变形

4.2.1 表面收敛规律分析

如图 4所示,图 4(a)为巷道帮部位移量和位移速度曲线,图 4(b)为巷道顶底板位移量及位移速度曲线。

图4 巷道表面收敛规律

由图 4得到如下的变形规律：

(1)帮部变形量均呈现曲线上升的趋势,说明在超前采动应力下,巷道围岩变形量逐渐增大。两帮变形量为 1189mm,低帮变形量 522mm,高帮变形量 627mm,高帮变形量大于低帮。

(2)帮部变形速度超前工作面 40～100m阶段变化不大,自 40m后变形速度较快增长。两帮最大变形速度为 113mm/d,低帮最大变形速度49.9mm/d,高帮最大变形速度 53.1mm/d。高帮、低帮的变形速度在距离工作面 40～100m阶段基本相同,从距离工作面 40m开始高帮变形速度大于低帮,是低帮的 1.26倍。

(3)顶板变形量为 212.1mm,底板变形量900.2mm。底板变形量大于顶板,是后者的 4.24倍,底鼓量占到顶底变形量的 80.9%。

(4)顶底板最大变形速度 95mm/d,顶板最大变形速度 22mm/d,底板最大变形速度 73mm/d。顶板变形速度在距离工作面 40～100m阶段较小,40m后有所增大;底板变形速度在超前工作面 40～100m阶段基本相同,为 20mm/d左右,自 40m开始快速增长。

4.2.2 深部围岩变形规律

巷道低帮布置 2个多点位移计,其中 1个钻孔布置 6个基点,分别是 1m基点、2m基点、3m基点、4m基点、5m基点、6m基点;另 1个钻孔布置 5个基点,分别是 2m基点、4m基点、6m基点、9m基点、11m基点。高帮布置多点位移计,基点分别是 1m,2m,3m,4m,5m,5.5m。假设最深基点位移量为零,其他的浅部基点与该基点作相对位移分析。

图5 深部围岩变形规律

得到的位移量曲线如图 5所示,由图 5可以得到：

(1)低帮 1m至 4m的基点变形较协调,没有出现明显的离层;4m基点与 3m基点差值较大,说明 3～4m之间变形较大,可能出现较小的离层。

(2)低帮 6m以深基点变形量均较小,说明巷道低帮煤壁变形量主要集中在 6m以浅的区域。

(3)高帮 1m基点相对变形量达到 354mm,2m基点为 302mm,3m基点为 243mm,4m基点为199mm,5m基点变形量为 144mm。浅部的变形量大于深部的变形,各基点变形比较协调,没有明显离层现象发生。

(4)超前工作面 75～40m阶段内,各个基点的变形量都较小,自 40m以后,变形量开始较大地增加。说明围岩变形量主要集中在超前工作面40m范围内。

5 结论

(1)通过 K1,K2的计算,推出厚层砂岩顶板留小煤柱沿空掘巷不会发生滑动失稳,在采动影响阶段可能会有转动失稳的现象。相应地,巷道围岩变形量在掘前和掘后均不大,在采动超前应力与上工作面侧向应力叠加作用下,围岩变形快速增大。

(2)沿空掘巷应立足于高强预应力锚梁网索的支护路线,预应力支护能够平衡岩体结构,提高围岩体自身的强度,有效阻止围岩内部的剪切变形与剪切滑动,较好地维护该类巷道。

(3)通过实测变形量分析,得到厚层砂岩顶板留小煤柱沿空掘巷在掘进阶段变形量只有300mm,而回采阶段变形达到 1.2m,其中留小煤柱侧煤壁变形量大于实体煤壁侧,巷道底鼓量大于顶板下沉量,底鼓量占到顶底移近量的 80%。

(4)巷道围岩在超前工作面 100m出现明显变形,超前工作面 40m煤壁变形速度开始快速增大。说明围岩变形主要发生在 100m范围内,而 40m范围是变形集中区。

(5)巷道低帮 6m以浅的区域变形较大,6m以深的深部煤体变形量较小,煤壁整体变形较协调,局部有离层的现象存在。工作面煤体深部位移主要发生在 6m范围内。

[1]张 农,高明仕 .煤巷高强预应力锚杆支护技术与应用[J].中国矿业大学学报,2004,33(5)：524-527.

[2]朱德仁 .长壁工作面老顶的破断规律及其应用 [D].中国矿业大学,1987.

[3]钱鸣高,缪协兴,许家林,等 .岩层控制的关键层理论[M].徐州：中国矿业大学出版社,2000.

[4]侯朝炯,李学华 .综放沿空掘巷围岩大、小结构的稳定性原理 [J].煤炭学报,2001,26(1)：1-7.

[5]钱鸣高,石平五 .矿山压力与岩层控制 [M].徐州：中国矿业大学出版社,2003.

[6]蒋金泉 .采场围岩应力与运动 [M].北京：煤炭工业出版社,1993.

[7]柏建彪 .沿空掘巷围岩控制 [M].徐州：中国矿业大学出版社,2006.

[8]张 农,李学华,高明仕 .迎采动工作面沿空掘巷预拉力支护及工程应用 [J].岩石力学与工程学报,2004,23(12).

[责任编辑：邹正立 ]

Deformation Rule of Surrounding Rock of Driving Roadway along
Small Coal-pillar under Thick Sand-stone Roof

CHEN Chang-yun1,2,ZHENG Xi-gui1,2,YU Xian-yang1,2,ZHANG Nian-chao1,2,WANG Liang-hai1,2
(1.Mining Engineering School,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221008,China;2.State Key Laboratory of Coal Resources&Safety Mining,China University of Mining&Technology,Xuzhou 221008,China)

Based on the analysis of special stress environment and mechanics structure of surrounding rock of driving roadway along small pillar,applying theoretical method to calculating deformation and instability of arc triangle section.It was obtained that controlling deformation and instability of surrounding rock should improving mechanical properties of rock by applying pre-stress anchored bolt(rope)with high strength.Taking 13318E roadway driving face along small coal-pillar under thick sand-stone roof in Xieqiao Colliery,roadway deformation rules in driving and mining phrases was analyzed.Results showed that advanced stress concentration was the main factor of surrounding rock in mining.Deformation rule of roadway along small coal-pillar might provide reference for similar engineering.

s mall coal-pillar;driving roadway along gob;arc triangle section;sliding instability;rotation instability

TD322

A

1006-6225(2011)01-0007-04

2010-06-22

“十一五”国家科技支撑计划“深井开采围岩动力灾害监测与控制关键技术研究”(2007BAK28B00);2006教育部新世纪优秀人才支持计划 (NCET-06-0478)

陈昌云 (1985-),男,江西玉山人,硕士,研究方向为巷道围岩控制理论及技术。