厚煤层综放工作面煤巷围岩稳定性分类及支护优化研究

侯广志, 郝兵元

(1.太原理工大学 矿业工程学院,太原 030024;2.山西潞安矿业集团有限责任公司 蒲县黑龙关煤业有限公司,山西 蒲县 041200)

煤巷围岩稳定性分类是对煤巷围岩稳定性和质量状态进行综合评价的一种简单有效的方法,煤巷围岩稳定性分类后能够对巷道的掘进和支护提供有效的指导。国内外众多学者对煤巷围岩稳定性的分类进行了研究,目前主要的分类标准为单指标分类法、复合指标分类法和多指标综合分类法。单指标分类法主要包括普式分类法、岩石质量指标(RQD)分类法。复合指标分类法指用一个受众多因素影响的指标作为围岩分类的依据,如德国学者于 1980 年提出将巷道围岩移近量作为反映巷道围岩稳定性的综合指标,而影响巷道围岩移近量的因素有巷道埋深、巷道底板岩层强度、煤层厚度、巷旁充填指数[1-2]。多指标综合法是指综合考虑影响巷道围岩稳定的所有重要因素,进而得出围岩稳定性的分类,该类围岩稳定性分类方法主要运用到模糊数学理论、神经网络理论及灰色理论等,使得煤巷围岩稳定性分类的精度及适用性得到了显著提高[3]。

本文针对11602工作面运输巷在原有支护方案下围岩变形量大的问题,特采用多指标综合分类法进行巷道围岩稳定性分类,具体对顶板各岩层质量级别进行划分,综合对巷道围岩等级进行分类,基于围岩稳定性分类结果进行巷道支护参数的优化分析。

1 工程概况

山西潞安集团黑龙关煤业11602综放工作面位于11#煤层六盘区,工作面平均埋深214 m,走向长度1 588 m,倾斜长度为200 m。11#煤层厚度为6.76 m～7.95 m,均厚7.45 m,平均倾角为12°,含2～4层夹矸层。11602工作面区域煤层直接顶为均厚3.55 m灰岩和2.65 m砂质泥岩,基本顶为K2石灰岩,均厚7.60 m,基本底为泥岩,均厚5.0 m。

11602工作面采用综合机械化开采放顶煤采煤工艺,采放比为1:1.48,利用支架尾梁摆动低位放煤方式,放煤步距0.8 m。工作面北部为实体煤,南部为11601工作面,西部与井田边界相邻,东部与六盘区大巷相接,11602工作面的具体位置如图1所示。

图1 11602综放工作面位置示意图Fig.1 No.11602 fully-mechanized working face location

11602运输顺槽原有支护方案采用锚网索支护,巷道在原有支护方案下掘进期间围岩变形量较大,顶板的最大下沉量达到400 mm,给后续工作面回采期间巷道围岩的控制带来较大的难题,严重影响回采巷道的使用,故急需对原有支护方案进行优化。

2 巷道围岩分类

2.1 围岩力学测试

为有效确定分析11#煤层及顶、底板岩层的岩性、赋存状况及其物理力学特性,采用钻孔取芯法进行顶底板岩层的取芯作业。设置两个钻孔取芯点,钻孔直径为50 mm。1号钻孔取芯点位于11602运输顺槽车场与六盘区轨道巷交叉口,顶板取芯13 m,底板取芯8 m;2号钻孔取芯点位于11602运输顺槽车场中部,顶板取芯12 m,底板取芯8 m。根据钻孔取芯结果得出11602工作面取芯范围内顶底板岩层实际柱状图，见图2。通过取出的岩芯进行岩石RQD值、抗压、抗拉强度的测试作业。

图2 11602工作面顶底板岩层柱状图Fig.2 Stratum histogram of roof-to-floor in 11602 working face

2.1.1顶底板岩层RQD值

岩石质量指标(RQD)是采用直径为75 mm的钻头进行连续取芯作业,统计分析一回次钻进所取岩芯中,长度大于10 cm的岩芯段长度之和与该回次进尺的比值。计算公式如下:

(1)

式中:Lt为某岩组钻探总进尺,m;LP为某岩组大于10 cm完整岩芯的长度之和,m。

根据取芯现场记录的数据,通过分析计算得出顶底板岩层RQD值原始记录,如表1所示。

表1 11#煤层各层位的RQD值数据表Table 1 RQD values in No.11 coal seam

2.1.2顶底板岩层物理力学参数

顶底板各岩层岩石的抗压强度Rc采用万能材料试验机测定,岩石的抗拉强度Rt采用巴西劈裂法测定,岩石抗拉、抗压强度的计算公式如下：

(2)

式中:P为试件破环载荷,N;F为试件初始截面积,cm2;L为试件厚度,mm;D为试件直径,mm。

通过整理分析单轴抗压试验的数据,画出各试件的应力—应变曲线,并通过数据分析软件将弹性阶段拟合成直线,这条直线的斜率即是弹性模量E,顶板K2灰岩和砂质泥岩的拟合曲线如图3所示。

3-a 顶板K2灰岩

3-b 顶板砂质泥岩图3 11#煤层顶板岩层应力-应变曲线Fig.3 Stress-strain curve of roof in No.11 coal seam

岩石抗剪强度测试时其计算公式如下:

τ=C+σ·tanφ.

(3)

式中:P为试件剪断破环载荷,kN;φ为岩石的内摩擦角,°;F为试件剪切面面积,cm2;C为岩石试件的内聚力,MPa;α为试件与水平面的夹角,°。

根据岩石力学的测试结果能够分别计算得出11#煤层顶底板各岩层的抗拉、抗压强度、粘聚力、泊松比、内摩擦角结果如表2所示。

表2 11#煤层顶底板岩层物理力学参数表Table 2 Physical-mechanical parameters of roof-to-floor strata of No.11 coal seam

2.2 11602工作面巷道围岩分类

在采用工程类比法进行巷道支护方案设计时,针对具体巷道的围岩条件进行围岩稳定性的分类是保障支护方案合理必要前提;巷道围岩的稳定性主要由岩石的坚硬程度和完整程度决定。

根据国内外众多学者的理论研究和工程实践结果[4-5],制定出岩石坚硬程度与单轴抗压强度Rc的对应表,如表3所示;岩石的完整程度与完整性指数Kv的对应表,如表4所示；进行岩体基本质量分级时,可通过岩体基本质量分级标准和基本质量指标综合确定,如表5所示。

表3 Rc与岩石坚硬程度的对应关系Table 3 Relationship between Rc and hardness degree of rock

表4 Kv与岩体完整程度对应关系Table 4 Relationship between Kv and completeness degree of rock

表5 岩体基本质量分级标准Table 5 Grading standards of basic quality of rock

岩体基本质量指标BQ的计算公式如下:

BQ=100+3Rc+250Kv.

(4)

根据11#煤层围岩力学测试得出的结果知,11602工作面直接顶3.6 m的K2石灰岩Rc=97.1 MPa,均厚3.1 m的砂质泥岩Rc=52.9 MPa,基本顶均厚7.60 m的K2石灰岩Rc=116.6 MPa。

根据11602工作面顶底板岩层取芯窥视结果知:

1)直接顶K2石灰岩结构面发育组数为1～2组,平均间距处于0.4 m～1.0 m之间,结构面类型主要为层面、节理和裂隙,结合程度一般,呈现块状结构,基于此可知岩体较完整,取Kv=0.55～0.75。

2)直接顶砂质泥岩结构面发育组数为大于3组,平均间距处于0.2 m～0.4 m之间,主要结构面的结合程度一般,主要的结构面类型为节理、裂隙、劈理、层面、小断层,呈薄层状结构,基于此可知直接顶砂质泥岩的完整程度为较破碎,取Kv=0.35～0.55。

3)基本顶K2石灰岩结构面发育组数为2～3组,平均间距处于0.4 m～1.0 m之间,结构面类型主要为裂隙、节理、层面和小断层,结构面的结合程度较差,呈中厚层状结构,据此可知岩体较破碎,取Kv=0.35～0.55。

将各岩层的单轴抗压强度Rc和岩体完整性系数Kv代入式(4)中能够计算出直接顶K2灰岩的岩体基本质量指标BQ=528.8～578.8,结合岩层的具体特征确定属于Ⅱ级;直接顶砂质泥岩的岩体基本质量指标BQ=346.2～396.2,属于Ⅲ级;基本顶K2灰岩的岩体基本质量指标BQ=537.3～587.3,结合岩层的具体特征确定属于Ⅱ级。

11602工作面运输顺槽沿煤层底板进行掘进作业,顶板直接顶质量级别为Ⅱ—Ⅲ级,基本顶质量级别为Ⅱ级,但11#煤相对较为坚硬,完整性较差,含有2～4层夹矸层,根据围岩稳定性分类方案[6],当巷道埋深为200 m～300 m且为厚煤层时,黑龙关煤业11#煤层11602工作面顺槽围岩属于Ⅳ类不稳定围岩。

3 支护优化设计

3.1 回采巷道原有支护设计

11602综放工作面运输顺槽原有支护方案均采用锚网索进行支护,顶板锚杆规格:采用Φ20 mm×2 400 mm左旋无纵肋螺纹钢锚杆。锚固方式:每孔采用两支锚固剂,1支MSK2335药卷,1支MSZ2360药卷;锚杆锚预紧力300 N·m,非采帮锚杆Φ20 mm×2 000 mm的螺纹钢锚杆,采帮锚杆采用Φ20 mm×2 000 mm的玻璃钢锚杆,顶板及两帮锚杆间排距均为900 mm×1 000 mm。

顶板锚索型号为Φ17.8×7 300 mm的1×7股钢绞线,设置锚索的预紧力为200 kN,每个断面上打设一根锚索,排距3 000 mm,每孔锚索锚固剂采用3支,其中MSZ2360型药卷2支, MSK2335型药卷1支,铺设10#铁丝经纬网,搭接长度为100 mm,锚杆索间通过钢筋梯子梁进行连接,具体11602综放工作面运输顺槽原有支护断面图如图4所示。

图4 11602工作面运输顺槽原有支护断面图Fig.4 Cross-section diagram of the original support in transportation gateway in 11602 working face

3.2 基于围岩稳定性分类的巷道锚杆支护优化

根据上述巷道围岩稳定性分类结果可知11602工作面运输顺槽围岩稳定性属于Ⅳ类不稳定围岩,《我国缓倾斜、倾斜煤层回采巷道围岩稳定性分类方案》中关于Ⅳ类围岩推荐的巷道顶板锚杆基本支护形式如表6所示。

表6 巷道顶板锚杆基本支护形式与主要参数选择Table 6 Basic support and major parameters for roof anchor

基于上述顶板锚杆参数选择原则[6]及巷道围岩在原有支护方案下顶板变形量大的主要问题,提出支护参数的优化措施为顶板增设锚索,优化后顶板锚索型号同样为Φ17.8 mm×7 300 mm的1×7股钢绞线,按照排距3 000 mm、“一二零”方式布置,其中一根锚索时布置在巷帮顶板中间位置;两根锚索时间距2 700 mm。优化后支护断面图、俯视图如图5-a、5-b所示。

5-a 断面图

5-b 俯视图图5 运输顺槽支护优化后布置示意图Fig.5 Layout of transportation gateway after support optimization

3.3 效果分析

为验证11602运输顺槽支护方案优化后对围岩的控制效果,在巷道掘进期间,采用十字布点法对巷道表面位移进行持续70 d的监测作业,根据监测结果能够绘制出巷道表面位移—观测天数的关系曲线如图6所示。

图6 支护方案优化后巷道掘进期间表面位移曲线图Fig.6 Surface displacement curves in roadway excavation after support design optimization

通过具体分析图6可知,优化后的支护方案实施后,运输顺槽在掘进期间围岩的变形量主要集中在巷道掘出后的0～20 d,在该阶段顶底板移近量的平均变形速率为5.6 mm/d,两帮移近量的平均变形速率为4.95 mm/d;在巷道掘进后20 d左右,围岩的变形速率大幅减小;在巷道掘进后约40 d时,巷道围岩的变形量基本不在变化,达到稳定状态,即表明此时巷道围岩已经稳定,最终顶底板变形量最大值为150 mm,两帮的移近量最大值为130 mm,基于上述分析可知优化后支护方案保障了巷道围岩的稳定。

4 结论

1)通过11602工作面顶底板钻孔取芯窥视得出,工作面直接顶为均厚3.6 m的K2石灰岩和均厚3.1 m的砂质泥岩,基本顶为均厚7.6 m的K2石灰岩,直接底为均厚5 m的泥岩。

2)通过展开11602工作面围岩力学测试,得出顶底板各岩层的物理力学参数,确定直接顶K2灰岩质量级别为Ⅱ级;直接顶砂质泥岩质量级别为Ⅲ级;基本顶K2灰岩质量级别为Ⅱ级,综合确定运输顺槽的围岩稳定性为Ⅳ类不稳定围岩。

3)根据11602工作面运输顺槽围岩稳定性分类结果及巷道在原有支护方案下围岩的变形特征,提出顶板增设锚索的支护优化方案,支护方案优化实施后,根据巷道表面位移观测,验证了优化后支护方案的合理性。