劉 志,楊 鵬

(1.山西忻州神達(dá)能源集團(tuán)有限公司,山西 忻州 034000;2.忻州神達(dá)安全技術(shù)綜合服務(wù)有限公司,山西 忻州 034000)

近年來(lái)隨著我國(guó)采煤技術(shù)的不斷發(fā)展,針對(duì)厚煤層的開(kāi)采廣泛采用大采高綜采工藝[1-3],而煤巷圍巖穩(wěn)定性控制問(wèn)題一直是礦山企業(yè)關(guān)注的重點(diǎn)[4-5]。在這方面的研究中,關(guān)丙火等在礦壓規(guī)律研究的基礎(chǔ)上,提出了超大采高工作面頂板災(zāi)害綜合預(yù)警與防治技術(shù)[6];田春陽(yáng)等研究了深部大采高沿空掘巷窄煤柱合理寬度確定方法,并針對(duì)性地提出了錨桿索噴聯(lián)合控制技術(shù)[7];張志忠針對(duì)巷道圍巖變形量較大的問(wèn)題,提出對(duì)巷道頂板和兩幫進(jìn)行了加強(qiáng)支護(hù)的圍巖變形控制方法[8]。目前,針對(duì)大采高巷道圍巖控制主要集中在頂板防治與巷道加強(qiáng)支護(hù)方面,對(duì)于含軟弱夾層煤巷圍巖控制研究提及較少。為此,本文針對(duì)含軟弱夾層煤巷圍巖這類(lèi)復(fù)雜條件,在研究巷道圍巖變形及應(yīng)力分布特征的基礎(chǔ)上,闡明幫部煤體滑移機(jī)理,并提出了可靠的煤巷圍巖控制方法,以實(shí)現(xiàn)工作面安全高效開(kāi)采。

1 工作面概況

某礦85207工作面回采5-2煤層,平均厚6.51 m,傾角1°～3°,中下部普遍含1層泥巖夾矸,厚度0.1 m,工作面采用綜采一次采全高、后退式全部垮落法管理頂板。85207工作面西側(cè)為85205工作面,該工作面長(zhǎng)1 735 m、寬315 m.85205工作面東側(cè)為85205主運(yùn)巷,兩工作面之間留設(shè)15～19 m寬度的區(qū)段煤柱,煤巖體綜合柱狀圖如圖1所示。

圖1 煤巖體綜合柱狀圖

85207回風(fēng)巷位于該工作面西側(cè),巷道沿煤層底板掘進(jìn),泥巖夾層距巷道底板1.5 m左右,泥巖夾層構(gòu)成了巷道的軟弱夾層,當(dāng)受潮或遇水時(shí)軟化擠出,巷道兩幫表現(xiàn)出明顯的滑移變形,如圖2所示。針對(duì)含軟弱夾層巷道變形問(wèn)題,研究巷道變形特征及其幫部煤體滑移機(jī)理,并提出可靠的圍巖控制技術(shù),對(duì)保障工作面安全回采及提高煤炭資源采出率至關(guān)重要。

圖2 含泥巖夾層巷道幫部煤體破壞情況

2 巷道圍巖變形及應(yīng)力分布特征

2.1 監(jiān)測(cè)方案

為研究含泥巖夾層巷道圍巖變形特征及礦壓顯現(xiàn)規(guī)律,在85207回風(fēng)巷內(nèi)布置測(cè)站對(duì)巷道表面位移、錨桿受力情況及鉆孔應(yīng)力變化情況進(jìn)行了監(jiān)測(cè),巷道內(nèi)共布置1號(hào)與2號(hào)兩個(gè)測(cè)站,測(cè)站間距為100 m,第一個(gè)測(cè)站距離切眼100 m,第二個(gè)測(cè)站距離切眼200 m.回風(fēng)巷內(nèi)監(jiān)測(cè)點(diǎn)布置情況如圖3所示。

圖3 巷道監(jiān)測(cè)布置圖

2.2 監(jiān)測(cè)結(jié)果分析

1) 巷道圍巖表面位移監(jiān)測(cè)結(jié)果。85207回風(fēng)巷表面位移變化情況如圖4所示。在工作面推至相對(duì)于測(cè)站-150 m時(shí)開(kāi)始受到工作面回采影響,巷道圍巖變形開(kāi)始增加,最終巷道垂直方向收斂變形量達(dá)156 mm,水平方向收斂變形量達(dá)175 mm,說(shuō)明在工作面回采過(guò)程中,85207回風(fēng)巷整體圍巖變形明顯。

圖4 85207回風(fēng)巷表面位移監(jiān)測(cè)結(jié)果

2) 錨桿(索)受力監(jiān)測(cè)結(jié)果。85207回風(fēng)巷錨桿(索)受力情況如圖5所示。隨工作面回采時(shí)頂板錨桿及錨索托錨力增加幅度不大,說(shuō)明巷道頂板支護(hù)效果較好;煤柱幫水平錨桿、水平錨索及斜穿錨索受力曲線變化較大,主要是由泥巖夾層滑動(dòng)所造成。當(dāng)工作面回采至2號(hào)測(cè)站位置時(shí)(工作面相對(duì)于2號(hào)測(cè)站0 m),煤柱泥巖夾層上部煤體滑移方向改變,上部煤體由向85207回風(fēng)巷內(nèi)滑移轉(zhuǎn)變?yōu)橄?5205工作面采空區(qū)滑移,導(dǎo)致斜穿錨索托錨力先增加后減小。

圖5 回風(fēng)巷錨桿(索)受力監(jiān)測(cè)結(jié)果

3) 鉆孔應(yīng)力計(jì)監(jiān)測(cè)結(jié)果。85207回風(fēng)巷煤柱幫鉆孔應(yīng)力計(jì)監(jiān)測(cè)結(jié)果如圖6所示。當(dāng)工作面相對(duì)于測(cè)站-50～0 m時(shí),85207回風(fēng)巷煤柱幫開(kāi)始受到工作面超前支承壓力的影響,鉆孔應(yīng)力開(kāi)始增加。當(dāng)工作面回采超過(guò)測(cè)站300 m時(shí),鉆孔應(yīng)力趨于穩(wěn)定。所有的鉆孔應(yīng)力計(jì)數(shù)值全部增加,且增加的幅度較小,最大的增幅為1.4 MPa,可以看出煤柱幫塑性區(qū)范圍小于2 m.

圖6 85207回風(fēng)巷煤柱幫鉆孔應(yīng)力計(jì)數(shù)據(jù)變化值曲線

綜合分析,隨回采工作面推進(jìn),巷道圍巖表現(xiàn)為緩慢-快速-平穩(wěn)波動(dòng)變形特征,最大水平位移可達(dá)175 mm;煤柱幫斜穿錨索受力表現(xiàn)為先增加后減小變化特征,峰值點(diǎn)出現(xiàn)在工作面推至2號(hào)監(jiān)測(cè)位置,約為63.5 MPa,同時(shí)該位置對(duì)應(yīng)的工作面巷道煤柱幫泥巖夾層上部煤體滑移方向改變,由向巷道內(nèi)滑移轉(zhuǎn)變?yōu)橄虿煽諈^(qū)方向滑移;受軟弱夾層的影響,煤柱幫2 m范圍內(nèi)將發(fā)生失穩(wěn),需引起足夠重視。

3 工作面巷道幫部煤體滑移機(jī)理分析

根據(jù)前述現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果,工作面回風(fēng)巷含泥巖夾層幫部煤體滑移特征可分為以下三個(gè)階段。

1) 巷道掘進(jìn)階段。巷道掘進(jìn)時(shí)幫部煤體滑移特征如圖7所示。在本階段相鄰工作面尚未回采,此時(shí)回風(fēng)巷圍巖變形主要表現(xiàn)為頂板下沉量整體較小,煤柱幫(副幫)與巷道生產(chǎn)幫(正幫)泥巖夾層上部煤體向巷道內(nèi)部滑動(dòng)。

圖7 巷道掘進(jìn)階段幫部煤體滑移示意

2) 相鄰工作面回采影響階段。相鄰工作面回采時(shí)幫部煤體滑移特征如圖8所示。當(dāng)相鄰工作面回采至觀測(cè)位置,回風(fēng)巷煤柱幫(副幫)泥巖夾層上部煤體改變滑動(dòng)方向,開(kāi)始向相鄰工作面采空區(qū)方向滑移,表現(xiàn)為前述煤柱幫(副幫)斜穿錨索托錨力由增加改變?yōu)闇p少,當(dāng)相鄰工作面回采超過(guò)巷道觀測(cè)位置300 m,回風(fēng)巷煤柱幫(副幫)煤體滑移基本達(dá)到穩(wěn)定。

3) 本工作面回采影響階段。本工作面回采時(shí)幫部煤體滑移特征如圖9所示。本工作面回采時(shí),巷道觀測(cè)位置受本工作面超前壓力影響,工作面超前觀測(cè)點(diǎn)150 m時(shí),巷道煤柱幫(副幫)泥巖夾層上部煤體滑移方向再次改變,煤體向巷道內(nèi)滑移。

圖9 本工作面回采影響階段幫部煤體滑移特征

通過(guò)上述分析,幫部煤體滑移原因有兩方面:①直接頂壓縮伸長(zhǎng)變形帶動(dòng)區(qū)段煤柱整體向相鄰工作面采空區(qū)滑移,造成回采巷煤柱幫上部煤體滑移;②幫部泥巖夾層上下部煤體高度不一致,導(dǎo)致上下煤體呈現(xiàn)出相對(duì)錯(cuò)動(dòng)滑移趨勢(shì)。工作面回風(fēng)巷煤柱幫煤體滑移量受上部直接頂水平變形影響,回風(fēng)巷煤柱幫上部煤體滑移量等于上部直接頂水平變形量。通過(guò)減少工作面回風(fēng)巷煤柱幫(副幫)上部直接頂水平變形量,即可減少回風(fēng)巷煤柱幫(副幫)煤體滑移量。對(duì)此,提出對(duì)相鄰工作面主運(yùn)巷上部直接頂及基本頂斷頂,通過(guò)降低上部巖層重量減少直接頂水平變形量。

4 巷道幫部煤體滑移控制方法

通過(guò)提前對(duì)相鄰工作面回采巷道上部斷頂,相鄰工作面回采后,建立直接頂垂直方向受力分析圖,如圖10所示。應(yīng)力重新分布并在直接頂上部形成垂直壓力,直接頂在采空區(qū)邊緣形成破碎區(qū)、塑性區(qū)及彈性區(qū)三部分。

圖10 相鄰工作面回采后直接頂受力圖

直接頂彈性應(yīng)力增高區(qū)部分受力模型為彈性力學(xué)平面應(yīng)變問(wèn)題范疇,求解彈性應(yīng)力增高區(qū)范圍內(nèi)直接頂水平方向應(yīng)變計(jì)算式為:

(1)

式中:E1為直接頂?shù)膹椥阅Ａ?μ1為直接頂泊松比;σx為直接頂承受的水平應(yīng)力;σy為直接頂承受的垂直應(yīng)力。

水平應(yīng)力σx與垂直應(yīng)力σy的關(guān)系為:

σx=εσy

(2)

(3)

式中:ε為三軸應(yīng)力系數(shù)或側(cè)壓系數(shù);φ1為直接頂摩擦角,(°).

根據(jù)圖10所示力學(xué)模型,得出σy(x)函數(shù)表達(dá)式與坐標(biāo)x的關(guān)系為:

(4)

在彈性應(yīng)力增高區(qū)范圍內(nèi),(0～x)范圍內(nèi)按照均布載荷計(jì)算,均布載荷計(jì)算式為:

(5)

將x=0時(shí),σy(0)計(jì)算式為:

σy(0)=γH

(6)

式中:γ為上覆巖層平均重力密度,kN/m3;H為直接頂埋深,m;K為直接頂承受的垂直應(yīng)力集中系數(shù);x為X軸上某點(diǎn)距離原點(diǎn)的水平距離,m.

將式(2)～式(6)帶入式(1),可得直接頂水平方向應(yīng)變計(jì)算式:

(7)

直接頂水平方向變形量計(jì)算式為:

lx=xεx

(8)

式中:lx為直接頂水平方向變形量,m.

將式(7)帶入式(8),可得:

(9)

超前支承壓力影響區(qū)范圍包括塑性區(qū)寬度x1與彈性應(yīng)力增高區(qū)寬度x2,兩者關(guān)系為:

(10)

式中:H為直接頂埋深,m.

設(shè)區(qū)段煤柱寬度為B,對(duì)應(yīng)的回風(fēng)巷煤柱幫上部直接頂水平變形量為:

(11)

將式(11)帶入式(9)可得回風(fēng)巷煤柱幫上部直接頂水平變形量計(jì)算式為:

(12)

該礦直接頂粉砂巖u1=0.25,γ=25 kN/m3,直接頂高度h=4.8 m,直接頂彈性模量E=36 GPa,直接頂埋深H=248 m,應(yīng)力集中系數(shù)K=5.采取斷頂措施后x2=1.0 m,將區(qū)段煤柱寬度分別取值15 m、17 m、19 m,將上述參數(shù)帶入式(12),可得到回風(fēng)巷煤柱幫上部直接頂水平變形量分別為:16.2 mm、15.4 mm、14.9 mm.可以看出,結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際的煤柱留設(shè)尺寸,計(jì)算得到的回采巷道煤柱幫朝向相鄰工作面采空區(qū)的滑移量整體較小,滿足工作面安全生產(chǎn)要求。

綜合分析表明,對(duì)相鄰工作面主運(yùn)巷上部直接頂及基本頂斷頂,通過(guò)降低上部巖層重量減少直接頂水平變形量是可行的,可以有效控制含軟弱夾層煤壁變形發(fā)展。

5 結(jié) 語(yǔ)

1) 隨回采工作面推進(jìn),巷道圍巖表現(xiàn)為緩慢-快速-平穩(wěn)波動(dòng)變形特征,煤柱幫斜穿錨索受力表現(xiàn)為先增加后減小的變化特征,工作面巷道煤柱幫泥巖夾層上部煤體滑移方向也會(huì)隨之發(fā)生轉(zhuǎn)變,煤柱幫2 m范圍內(nèi)有發(fā)生失穩(wěn)風(fēng)險(xiǎn),需引起足夠重視。

2) 幫部煤體滑移主要由直接頂壓縮伸長(zhǎng)變形帶動(dòng)區(qū)段煤柱整體向相鄰工作面采空區(qū)滑移,受軟弱夾層影響,使上下煤體呈現(xiàn)出相對(duì)錯(cuò)動(dòng)滑移特征。

3) 研究提出對(duì)相鄰工作面主運(yùn)巷上部直接頂及基本頂斷頂,減少回風(fēng)巷煤柱幫煤體滑移量圍巖控制方法,可實(shí)現(xiàn)軟弱夾層巷道煤壁變形有效控制。