近距离煤层巷道围岩稳定性分析与支护技术研究

郭永泽

(临汾地方煤矿工程质量监督检验站,山西 临汾 041000)

我国已探明的煤炭资源储量丰富,但地缘分布整体呈北部、西部多,南部、东部少[1]。相对于东部矿井,西部地区大部分矿井采深普遍较浅,围岩地质构造较为简单,因此,巷道支护主要以砌碹、棚子等被动支护方式为主。但随着近年开采规模增大及复杂地质条件日益出现,巷道维护面临一系列难题,尤其当回采相对距离较近的煤层组时,上层煤开采引起围岩应力重新分布,上煤层工作面煤柱承受很高的支承压力,给下煤层工作面布置和下煤层工作面回采巷道支护带来较大困难。临近煤层开采时,通常将下煤层的工作面巷道布置在上煤层采动应力的降低区内,但在支护中依然会出现巷帮位移量及底鼓量大,支架变形量大、甚至折损等问题。这不但使得巷道返修率高,支护成本增加,而且威胁人员及设备安全,制约安全高效发展。

1 工程概况

某矿101工作面回采9#煤,距上部8#煤平均距离为8.67 m,顶板为泥岩及细粒砂岩,底板为泥岩。该工作面两巷采用工字钢棚支护,在巷道掘出后不久,部分巷道就发生较大变形,工字钢棚顶梁压弯、棚腿内移现象严重。虽然在顶板补打了锚索,但巷道变形量依然难以控制。8#煤层采空后,随着101工作面继续回采,巷道支护难度极大,严重影响矿井的正常安全生产。针对该矿地质条件,在分析该工作面两巷破坏失稳原因的基础上,对上煤层开采后临近下煤层的回采巷道受本煤层相邻工作面采掘影响时巷道围岩的变形规律及支护技术进行研究。

2 底板岩体受采动影响破坏深度计算

该矿8#煤与9#煤的相对层间距较小,8#煤回采会导致采场围岩应力重新分布,8#煤层回采结束后,残留煤柱上会形成应力增高区,其围岩应力增高值通常是原岩应力的数倍。残留煤柱高应力向底板岩层传递并形成破碎区、塑性变形区和弹性区,造成本煤层巷道底板(即9#煤层巷道顶板)的物理力学性质发生变化,不利于下煤层巷道围岩稳定。上煤层工作面开采产生的底板裂隙带如果与下煤层巷道导通,则新鲜风流可能通过裂隙进入采空区,引起采空区残煤自燃[2]。

8#煤实际回采过程中,在采场周围煤(岩)体内形成的支承压力最高可达原岩应力的数倍,为方便分析,需要对实际围岩受力模型进行化简,依据圣维南原理,确定工作面回采后初次来压时,采场底板的最大破坏范围(塑性区深度)h1为:

式中:σc为底板岩层的平均抗压强度,24 MPa;γ为平均容重,25 000 N/m3;Lm为工作面宽度,211 m;H为采深,300 m。代入式中得:h1≈8.91 m。

9#煤距上部8#煤的平均层间距为8.67 m,故9#煤回采巷道围岩处于8#煤回采形成的底板破坏范围内。

3 受采动影响煤柱下底板围岩应力分布规律

根据弹性力学相关理论推导出的底板岩层垂直应力、水平应力及剪应力计算公式为:

σx=

σz=

式中:σx为底板岩层的垂直应力,MPa;σz为底板岩层的水平应力,MPa;τxz为底板岩层的剪应力,MPa;a为煤柱宽度的一半,m;x0、z0为底板某点的坐标值;q为底板岩层所承受的上覆均布载荷,N。

为提高采出率,工作面留设的保护煤柱一般较小,可看作是均布载荷。假设保护煤柱宽为10 m,煤柱载荷取5倍原岩应力,利用上述公式计算得出距底板5 m、10 m、15 m和20 m围岩的垂直应力、水平应力及剪应力分布，见图1。

1-a 底板围岩垂直应力分布曲线

1-b 底板围岩水平应力分布曲线

1-c 底板围岩剪应力分布曲线图1 煤柱底板岩层内应力分布曲线Fig.1 Stress distribution curves of floor rock under coal pillars

分析图1中曲线可知,距底板不同深度围岩的垂直应力峰值随着距煤柱垂直距离和煤柱中心线水平距离的增大而逐渐减小,且在煤柱边缘应力值减小幅度最大;距离底板不同深度围岩的水平应力峰值随着深度加深而逐渐减小,变化幅度逐渐趋于平缓[3]。水平应力在煤柱两边缘附近均出现了应力峰值,且随着与煤柱中心线距离的增大而逐渐减小;在煤柱载荷中心线处剪应力为零,在煤柱左右边缘附近各出现一个应力峰值,随着深度增加,峰值逐渐减小,水平方向上的变化也更为平缓。在煤柱下方及边缘附近一定范围内,围岩垂直应力场影响明显,随着与煤柱中心线之间水平距离增大(如距离煤柱中心线20 m左右位置),围岩垂直应力小于水平应力,此后,水平应力场的影响大于垂直应力场,成为对围岩性质产生影响的主要因素,但是随着距离煤柱距离进一步增大,应力影响强度逐渐减小。

综上所述,将上煤层残留煤柱上支承压力看作均布载荷,底板围岩垂直应力值远大于围岩水平应力和剪应力,但水平应力和剪应力的影响范围大于垂直应力。理想情况下,垂直应力主要影响范围在-10 m～10 m,水平应力影响范围在-26 m～26 m,而剪切应力影响范围在-18 m～18 m。

对该矿而言,为保持下煤层巷道稳定和节约支护成本,要避免把回采巷道布置在上煤层工作面回采后留设的面间保护煤柱下方底板应力增高区内[4],但为了最大限度减少资源浪费,提高回采率,有时又必须把巷道布置在此区域,这种情况下,需要采取合理的支护方法,适当提高支护强度,确保巷道围岩承载结构稳定。

4 回采巷道高强稳定支护方案

回采距离较近的多层煤炭时,加大下部煤层巷道的支护强度可减弱相邻已采掘工作面的采动影响,通过采取加大支护结构强度和保证支护结构稳定的措施可以有效控制巷道围岩的变形与破坏。

针对102工作面轨道顺槽受上煤层开采和本煤层相邻101工作面开采影响,提出高强稳定的支护方案并进行工业性试验。

研究高强稳定支护方案的根本思路是:针对相邻工作面开采动压影响情况,根据巷道围岩地质特征条件,架设工字钢棚并保证其自身结构的稳定,最大限度地发挥支护结构的承载能力[5]。

102工作面轨道顺槽受相邻101工作面动压影响支护方案的技术核心是采用高强预应力锚网支护形式,提高围岩表面支护强度,具体支护布置见图2。锚杆规格为Φ20 mm×2 200 mm的高强左旋螺纹钢,每根锚杆使用2支Z2350树脂药卷锚固剂锚固,预紧力矩大于300 N·m。锚杆(索)间隔布置,邻近锚杆(索)距离为800 mm;每排锚杆都用钢带连接。

锚索规格为Φ17.8 mm×6 000 mm的高强度低松弛预应力钢绞线,按照“一二一五花眼”形式在顶板布置,同排两根锚索之间的间距1 600 mm,排距均为800 mm,锚索张拉预紧力为100 kN;巷帮按间距1 300 mm、排距800 mm布置两根锚索,锚索张拉预紧力为100 kN。

图2 102工作面轨道顺槽锚网支护布置断面图Fig.2 Section of anchor network supporting with track gateway in No.102 working face

5 围岩控制效果分析

在102工作面轨道顺槽距切眼380 m处布置测站,观测记录巷道表面及深基点位移。使用钢卷尺、测绳观测顶底板及两帮的相对移近量,使用深基点位移计观测不同层位围岩的相对移近量。深基点位移计布置示意图见图3。

图3 深基点位移计布置示意图Fig.3 Layout of deep base point displacement meters

1)巷道表面位移观测结果分析。巷道表面位移可以最直观地反映出围岩的稳定状况,在掘进头距测站约110 m时,巷道表面位移量仅有小幅度增加且趋于稳定,说明围岩变形得到了较好的控制。巷道掘进过测站约110 m后,巷道顶底和两帮的相对移近量都在20 mm之内,其中顶底板相对移近量为17 mm,两帮相对移近量为19 mm。随着测站与掘进迎头之间距离的增大,巷道表面围岩移近量基本稳定。由于巷道顶板较为软弱,顶底移近速度略大于两帮移近速度,随着测站与掘进迎头距离增大,巷道两帮和顶底板的移近速度都呈现下降趋势[6]。这说明采用高强稳定的支护技术后,巷道顶、帮形成的支护承载结构稳定,围岩变形控制效果明显。

2)深基点位移计观测结果分析。深基点位移计正观测值表明该范围岩层内产生了新的裂隙或原有裂隙扩大;负观测值表明该范围内岩层中原有裂隙压缩变形或闭合。2#深基点位移计观测结果见图4。

图4 2#深基点位移计观测结果图Fig.4 Observation of No.2 deep base point displacement meter

2#深基点位移计位于巷道左帮,分析图中曲线可知,该测点的位移值在10 mm内,且深部围岩的位移量略大于浅部围岩的位移量,这表明巷道支护体与围岩形成的承载结构稳定性较高。

其余位移计的观测结果与2#类似,表明采用锚网(索)棚联合支护方案可有效控制巷道围岩变形,支护效果较好,为巷道正常、安全使用提供了有力保障,对类似条件下巷道围岩控制有参考意义。