窄煤柱沿空掘巷采空区水仓充填设计及围岩控制技术研究
时间：2023-02-20 09:55:05 来源：千叶帆 本文已影响人
付中华，吴 宇，张 彦，林继凯，郝 阳
(1.山西省长治经坊煤业有限公司，山西 长治 047100；
2.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 徐州 221116)
近年来综放开采技术水平不断提高，窄煤柱沿空掘巷技术被广泛应用于煤矿生产，有效地提高了煤炭资源的采出率，延长了矿井使用年限，实现了矿井绿色开采[1-6]。目前井下工作面巷道临时硐室常设计在煤柱内，因此煤柱尺寸设计时需考虑采空区侧硐室对巷道围岩的影响[7-9]。煤柱尺寸20m以上时，上一阶段采空区硐室对下一阶段工作面巷道稳定性影响较小。但是窄煤柱沿空掘巷过程中上一阶段采空区硐室对下一阶段巷道围岩影响不能忽略，需要对采空区硐室进行二次支护[10]。部分煤矿采用高水速凝材料注浆加固破碎煤壁，提高了破碎煤岩体的整体性和稳定性[11-13]。注浆充填采空区硐室可以缓解煤柱顶板应力集中以及解决采空区积水和有害气体泄漏，但存在注浆设备多、工艺流程繁琐、成本高昂、容易造成地层污染等问题。因此，考虑安全经济因素，掘砌工艺开始应用于采空区硐室充填，并且取得了良好的效果[14-18]。本文根据山西省长治经坊煤矿五采区综放工作面地质条件，采用数值模拟和现场监测手段论证了6m窄煤柱的合理性，设计并充填3-5092巷道煤柱采空区硐室，成功解决了窄煤柱沿空掘巷充填采空区硐室围岩控制难题。该工艺流程简单，支护成本低，具有巨大的经济效益，可以为类似技术难题提供现场借鉴经验。
山西长治经坊煤矿所采煤层属于沁水煤田3#煤层，煤层平均厚度6.38m，煤层倾角为0°～3°，煤的普氏硬度1.5。3-509工作面平均埋深230m，走向长度为819m，倾向长度为170m[19]。3-5092回风巷道计划留设窄煤柱，但相邻的3-508采空区煤柱内存在5m×5m×2m的水仓。3-5092回风巷道的巷道净断面为4.5m×3m。3-509工作面周围空间位置关系如图1所示。
在经坊煤矿3-5082巷道顶板钻取15m岩芯，将岩芯制作加工成标准岩石试件，开展煤岩石力学参数测试。煤岩体基本力学参数见表1。
表1 煤岩体基本力学参数
通过XRD多组分分析仪得到煤柱顶底板岩石组成成分：直接顶主要为泥岩，组成成分主要以白云母、高岭石和石英为主，直接顶高度为0.76m，较致密，遇水易破碎；
基本顶多为粉砂岩，组成成分相较于直接顶泥岩，白云母含量显著减少，黄铁铜矿、钠长石和石英含量显著增加，基本顶厚度为4.34m，灰白色，中层状，有裂隙；
基本顶粉砂岩上方为4.5m厚的细砂岩，由表1可知，细砂岩的抗压强度和抗拉强度明显高于直接顶和基本顶岩石，因此巷道支护施工时锚索应锚固到顶板上方稳定的细砂岩中。
2.1 模拟建立与模拟方案
相关研究针对经坊煤矿煤柱尺寸进行了数值模拟，提出6～10m煤柱尺寸能够满足矿井安全生产要求[19]。但是研究中未考虑采空区硐室将对窄煤柱围岩产生的影响。因此，本次模拟以经坊煤矿3-508和3-509综放工作面为工程背景，采用FLAC3D建立6m窄煤柱模型，X=410.5m，Y=80m，Z=49.5m。模型共划分732700个单元，762426个节点。模型建立时忽略岩体中结构面、裂隙等的影响，对边界的法向位移进行约束，如图2所示。限制模型在X、Y方向的水平位移，以及模型底部在Z方向的垂直位移。由于开挖影响范围有限，为简化模型尺寸提高计算速度，模型高度设置为49.5m。实际工作面埋深230m，故在建立数值模型的上部边界施加4.5MPa的等效垂直载荷。
模型开挖次序依次为：①在模型X=200m至X=205m，Y=15m至Y=20m，Z=10m至Z=12.5m开挖3-508采空区水仓；
②在模型X=30m至X=200m，Z=10m至Z=16.5m沿Y轴方向开挖3-508工作面；
③在模型X=206m至X=210.5m，Y=0m至Y=80m，Z=10m至Z=13m开挖3-5092回风巷道；
④在模型X=210.5m至X=380.5m，Y=0m至Y=80m，Z=10m至Z=16.5m开挖3-509工作面；
⑤当模型开挖后的不平衡力小于1×10-5时，认为模型处于平衡状态，即可进行下一步计算直到求出最终结果。
2.2 窄煤柱围岩稳定性分析
3-509工作面开挖稳定后，6m煤柱的应力分布如图3(a)所示，由图可知：煤柱处于卸压区，顶板压力向采空区边缘实体煤深部转移。煤柱内弹性能被释放，煤柱垂直应力不超过6.23MPa，因此煤柱内不存在应力集中区域。顶板的垂直压力为5.75MPa，表明6m煤柱仍然具有承担上方顶板载荷的能力。
沿Y轴方向在X=202m处做切片，应力分布如图3(b)所示。水仓两侧帮部煤柱应力偏高，达到7.96MPa。水仓上方顶板压力向两侧帮部煤体内转移，因此水仓区域两侧的煤体内承担着较大的压力。沿X轴方向在Y=16m处做切片后发现，应力分布如图3(c)所示。由于采空区水仓宽度5m，沿X轴方向的煤柱宽度仅剩1m。煤柱内应力不超过3.28MPa，煤柱承载力低，无法承担上覆岩层顶板5.75MPa的压力，采空区水仓区域需要重新支护。
6m煤柱的塑性区分布如图4(a)所示。窄煤柱内不存在弹性核区，塑性区全部贯通。积聚在煤柱内的弹性能通过塑性变形得以释放。煤柱呈现X型共轭剪切破坏。沿Y轴方向在X=202m处做切片，其塑性区分布如图4(b)所示。水仓顶板以张拉破坏为主，处于不稳定状态，影响煤柱稳定。沿X轴方向在Y=16m处做切片，其塑性区分布如图4(c)所示，水仓1m区域煤柱塑性变形严重，破坏类型属于混合型破坏，同时受到剪切作用和张拉作用。
综上所述，3-509工作面留设6m煤柱内发生塑性变形，但依然具有承载能力，能够支撑起煤柱上覆岩层的压力，但煤柱内水仓区域承载能力低，顶板不稳定需要进行重新支护。
采空区水仓充填设计主要考虑以下三个方面：采空区水仓空间位置定位及探测；
采空区水仓内围岩重新支护；
小煤柱水仓段巷道顶板围岩控制。为解决上述施工难题，采用掘砌工艺对水仓进行补强支护保障安全生产。
3.1 采空区水仓定位及探测
3.1.1 采空区水仓定位
由于采空区内可能存在积水或瓦斯等有毒有害气体，为保证矿井人员的生命安全，需要对煤柱侧水仓进行超前探测，提前确定水仓的位置。3-5092回风巷道掘进过程中超前探明水仓位置施工步骤如下：
1)根据矿井采掘设计，当巷道掘进至距离水仓20m时，巷道每向前掘进5m，测量人员施工一组超前钻孔，每组施工2个探孔，探孔位置分别在底板向上1m和2m处施工，探孔的长度为5m，探孔方向与巷道掘进方向呈11°夹角，如图5所示。探明巷道前方瓦斯、积水和采空区水仓位置情况后，及时封堵探孔。
2)施工探孔后，垂直于6m窄煤柱向内施工5m的钻孔，测量人员采用钻孔窥视仪对煤柱围岩进行观测，若煤柱塑性破坏较为严重，巷道需停止掘进。当煤柱帮部采取必要补强支护措施后，巷道方可恢复掘进作业。
3)超前探孔探测到水仓位置时，抽取采空区内空气进行化验分析，确保施工人员的安全。同时加强通风管理，保证巷道内通风量充足。
4)地测人员严格设置测量导线，保证掘进施工过程巷道与水仓揭露位置准确。
3.1.2 水仓围岩完整性测试
在采空区水仓定位过程中，在距离采空区水仓5m和20m处进行5m钻孔窥视，钻孔窥视结果如图6、图7所示，分析可知：
1)6m窄煤柱受到巷道掘进的影响，围岩出现不同程度的裂隙发育。煤柱0～1m内围岩内存在许多细小煤孔，煤柱1～4m区域围岩横向裂隙增多，但未出现纵向裂纹，裂隙区域没有贯通，煤柱4～5m内围岩发育情况较为好转，与0～1m煤柱围岩发育相似，存在大量细小的煤孔。钻孔窥视结果与数值模拟结果高度吻合，煤柱内不存在弹性核区，弹性能得到释放，但围岩并未出现明显的裂隙发育，维持着较高的完整性。煤柱1～4m中部区域的塑性变形大于煤柱两侧0～1m与4～5m区域，呈现共轭剪切破坏特征。总体而言，距采空区水仓20m的窄煤柱受到水仓影响，虽然煤柱由于掘进扰动影响，围岩局部区域发育有横向裂隙，但是煤柱完整性并未被破坏，仍然具有一定的承载能力。
2)距离水仓5m的煤柱内围岩遭遇严重破坏。煤柱0～1m内围岩有横向裂隙发育，煤柱1～4m区域横向裂隙与纵向裂隙交错，将煤岩割裂成块状，区域内存在较大空洞，煤柱4～5m区域围岩依旧存在较多的横向和纵向裂隙，但总体裂隙发育程度相比于1～4m区域得到缓和。现场窥视结果与水仓区域数值模拟结果相似，靠近水仓5m处的窄煤柱围岩遭到严重破坏，承载能力极低，需要采取补强支护措施。
3.2 采空区水仓段巷道支护设计
通过现场钻孔窥视结果可知，3-5092巷道距离采空区水仓5m位置的窄煤柱围岩裂隙发育，煤柱承载力低，需要采取加强支护措施。因此，3-5092巷道水仓段支护采用“锚杆+金属网+钢筋梁+锚索+单体柱”联合支护形式，巷道的支护设计如图8所示。
支护设计的原则为“顶板稳控，煤帮加固”。煤柱侧施工两排帮部锚索，并使用槽钢进行连接，达到加固煤柱、提高承载力的目的；
靠近煤柱帮部的巷道顶板施工一排锚索并架设液压单体支柱，分担窄煤柱侧的顶板压力；
巷道顶板中部施工三排锚索，加强顶板支护，控制巷道围岩顶板变形。水仓段巷道支护参数如下：
1)锚杆：巷道顶板选用∅22mm-M24-2400mm高强左旋螺纹锚杆，间排距850mm×800mm，巷道帮部选用∅22mm-M24-2000mm锚杆，间排距850mm×800mm，锚杆托板选用150mm×150mm×10mm拱形高强度托盘配合球形垫和减阻尼龙垫圈。
2)锚索：顶部锚索采用∅18.9mm×8300mm高强度低松弛预应力钢绞线，巷道顶板中间布置三排锚索，间排距1000mm×1600mm，窄煤柱侧巷道顶板250mm处布置两排∅18.9mm×4000mm的补强锚索，间排距1200mm×1600mm，两排锚索采用槽钢进行连接，槽钢规格为1800mm×300mm；
顶部锚索托板选用250mm×250mm×20mm钢板，帮部锚索托板选用150mm×150mm×20mm钢板，锁具规格M-19。
3)锚固方式：锚杆采用树脂加长锚固，K2335、Z2360各一支，钻孔直径为30mm，锚固长度为1050～1400mm，预紧力矩350N·m，锚固力160kN，锚索采用树脂端头锚固，K2335一支、Z2360两支，钻孔直径为28mm，锚固长度为1720～2290mm，预紧力150kN，锚固力250kN。
4)金属网规格：金属网使用10#铁丝制作的菱形金属网，网格为50mm×50mm。金属网之间长边搭接100mm，短边搭接200mm，联网时用16#铅丝双边双联、双丝双扣、隔孔相连，必须连接牢固，保证联网质量。
5)钢筋梁：采用∅14mm的钢筋焊接而成。规格：顶钢筋梁80mm×4400mm，帮钢筋梁80mm×2200mm，墙体表面加固钢筋梯子梁80mm×6000mm，间距400mm。
6)单体柱：π型钢梁选择DFB-4600/300型梁，单体柱选用DW35-350/110X型柱，一梁三柱，柱距为1.5m，支护长度不小于40m，初撑力不小于140kN。
3.3 采空区水仓内充填及支护设计
通过数值模拟结果判断，采空区水仓内顶板围岩稳定性差，承载能力低，需要进行补强支护，因此在揭露水仓后需要对其内部进行充填支护，如图9所示，水仓充填支护设计采用主动支护与被动支护相结合的方式，即锚索加固顶板，破碎矸石充填水仓，墙体密闭采空区。
建立巷旁充填的力学模型，如图10所示。为了防止关键块B发生滑落或挤压变形失稳，巷旁充填体的支护阻力FS需要满足：
FS=max(fs1，fs2)=KSPr
(1)
式中，fs1为关键块B不发生滑落失稳的巷旁支护阻力，kN；
fs2为关键块B不发生挤压变形失稳的巷旁支护阻力，kN；
KS为安全系数；
Pr为巷旁充填体强度，MPa。
研究表明破碎矸石巷旁充填体强度一般为2～6MPa，本文巷旁充填体强度Pr取值为2.5MPa，安全系数KS取值为1.2[20]。将3-509工作面相关力学参数代入fs1和fs2表达式[21]，计算得出最小巷旁破碎矸石充填体宽度为2.8m。水仓充填设计支护方案中，矸石充填体宽度5m远超理论值，并在采空区水仓顶板补强施工锚索，提高顶板的整体性，因此水仓硐室的充填支护方案能够保证窄煤柱巷道稳定。
水仓内充填支护需按照以下施工步骤进行：①水仓揭露过程中，控制掘进机割煤深度，执行敲帮问顶制度，初次揭露水仓的施工面积不得超过1.0m2；
②揭露水仓后，探明顶板垮落情况重新施工四排∅18.9mm×8300mm高强度低松弛预应力锚索，间排距为1000mm×1500mm；
③使用双层编制袋装满破碎矸石充填揭露的采空区水仓区域，矸石袋需要依次码放，一层矸石袋砸平后，涂抹上水泥浆液填补空隙，再继续码放下一层矸石袋，直至矸石袋完全接顶；
④砌墙将采空区水仓揭露部分重新密闭，墙体采用梯形设计，上底1m，下底2m，高3m，梯形墙可以增大墙体承载力并预防墙体受到顶板压力发生侧翻；
⑤扩大水仓揭露面积，按照步骤②至步骤④的施工方式继续充填采空区水仓，直至水仓充填完毕；
⑥墙体表面进行锚、网、梁支护，防止墙体受顶板压力出现砖块挤出、变形情况，钢筋梁间距400mm，墙体区域进行喷浆处理，喷浆厚度不小于100mm，喷浆长度30m，如图11所示。
根据理论分析并结合经济可行性研究方案，长治经坊煤矿最终确定了3-509工作面6m窄煤柱留设方案，并在3-5092巷道进行工业性试验，论证窄煤柱沿空掘巷过水仓掘砌工艺技术应用推广的可行性。
4.1 掘砌充填工艺现场施工
根据掘砌充填过采空区水仓设计方案，井下施工效果如图12所示。过采空区水仓掘砌充填工艺遵循了“主动支护+被动支护”并用，“永久支护+临时支护”相结合的设计理念，同时兼顾了巷道支护的强度和支护成本。
揭露水仓前使用单体柱临时支护水仓侧煤柱。水仓揭露后采用主动支护方式重新支护水仓，在煤柱帮部采用4m补强锚索进行支护，严禁空顶作业。水仓充填采用被动支护方式，矸石袋依次堆满水仓，矸石袋间涂抹水泥浆液增加矸石袋整体支护作用，同时达到密闭采空区气体的作用。水仓外侧砌墙体，墙体的支承强度大于煤柱的强度，使用“金属网+钢筋梁+水泥浆”加固墙体表面防止砖墙挤出。
4.2 水仓充填区域矿压监测
选取3-5092巷道水仓区域30m范围，每隔10m布置1个围岩变形测站，采用“十”字测点法测量巷道围岩变形量。另外选取水仓附近20根锚杆，采用锚杆无损检测仪测量锚杆的工作载荷。测量周期从水仓充填开始直至巷道掘进迎头距离水仓150m结束。
1)整个观测周期内三个围岩观测站的变形量均未超过10mm。考虑到人工测量误差，变形量可以忽略不计。因此，水仓掘砌充填后巷道围岩稳定，掘砌充填工艺技术在经坊煤矿取得了良好应用效果。
2)锚杆工作载荷的监测结果如图13(a)所示。相关研究表明当巷道掘进迎头与锚杆支护距离小于90m时，锚杆处于巷道掘进期，反之称为巷道稳定期[22，23]。在巷道掘进期内，锚杆工作载荷从最初34.3kN逐渐增加到75.9kN。该曲线说明巷道新施工的锚杆与围岩相互作用，轴力逐渐增加，当掘进扰动停止后，轴力区域稳定。锚杆监测区域内不同时期轴力统计如图13(b)所示，巷道掘进期时，锚杆的工作载荷大多集中在20～40kN。但是在巷道稳定期，锚杆轴力主要集中于20～60kN，所占比例达到75%。由于锚杆最大工作载荷可以达到160kN，表明大部分锚杆能够充分发挥支护能力并且锚杆支护还存在较大的富裕系数。3-5092巷道掘进完成后，随即对巷道进行封闭处理。六个月后巷道重新被打开，水仓段巷道帮部未发生明显变形，巷道顶板完整性较好。因此，矿压监测结果证明了经坊煤矿窄煤柱支护方案的可行性。
1)经坊煤矿3-509工作面留设6m窄煤柱，煤柱内不存在弹性区，顶板压力向工作面两侧的实体煤转移，实现了煤炭资源的合理利用，并且保证了沿空巷道的正常使用。
2)6m煤柱内存在采空区硐室水仓区域需要重新进行充填和井下补强支护，掘砌充填工艺可以满足安全生产需要，节省巷道支护成本，在经坊煤矿取得了良好的效果。
3)掘砌充填工艺采用“锚杆+金属网+钢筋梁+锚索+破碎矸石+砖墙+单体柱”联合支护方式，是一种“主动支护+被动支护”“永久支护+临时支护”相结合的支护技术。
4)经坊煤矿巷道掘进期内锚杆轴力有上升趋势，巷道稳定期内锚杆支护具有较大的富裕系数，大部分锚杆可以发挥支护作用，但仍然存在10%的不合格锚杆，无法发挥支护作用，所以应加强锚杆轴力监测，建立锚杆工作载荷评价体系，定期抽查锚杆支护质量。
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