邓海富,张洪锋

(1.山西煤炭进出口集团 河曲旧县露天煤业有限公司,山西 河曲 036500;2.大同煤矿集团 安全管理监察局,山西 大同 037000)

巷道围岩中含有夹矸将显著改变围岩均质性,进而引发围岩变形的非均匀性,使得巷道变形不协调,部分区域成为结构弱面和薄弱部位,大大增加了围岩控制的难度[1]。由于赋存特征和巷道布置方式的不同,存在矸石在巷道围岩中顶部、上部、中部和下部等不同位置,这种差异直接决定了围岩中软弱结构面的位置和分布,加剧了巷道应力环境的复杂性,进而造成整个巷道的失稳破坏。

国内外专家对岩性均质巷道变形规律以及控制进行了广泛研究,而分析夹矸位置等因素对含夹矸煤层巷道的变形破坏规律及稳定控制技术的系统研究较少[2]。为此,本文以含夹矸厚煤层巷道为对象,研究不同夹矸位置条件下其围岩变形破坏机理和控制理论,为类似条件巷道的变形规律与围岩控制提供借鉴。

1 生产地质条件

某矿一、七、十采区煤层底板3.0 m处有一厚度0～1.55 m的炭质泥岩夹矸层,普氏系数(f)在2.5左右,分布范围较大,影响可采储量4 160万t。夹矸厚度从边界往采区方向,从1.55 m变薄至0。

目前在10302工作面实施留小煤柱沿空掘巷,巷道沿煤层底板掘进,巷道断面为梯形,上宽4.8 m,下宽5.4 m,高3.5 m,回采过程中该沿空侧轨道顺槽围岩中有夹矸岩层,使用中出现大变形,严重影响顺槽支架的正常使用,需对巷道进行扩帮处理,影响了工作面正常的安全高效生产。

2 夹矸位置对巷道围岩变形的影响规律

2.1 模型建立

为研究夹矸位置对巷道稳定性的影响,采用FlAC3D数值计算软件进行模拟分析[3]。模型左边界的水平方向运动固定,下边界垂直方向运动固定,上部及右部边界为自由边界,模型顶部施加垂直载荷。巷道右侧为采空区,最终模型尺寸为220 m×59 m(水平方向×垂直方向)。巷道周围10 m范围内围岩划分为0.2 m×0.3 m的块体。设置采深为500 m,煤柱宽4 m,巷道断面为梯形,巷道上宽4.8 m、下宽5.4 m,高3.9 m,夹矸厚度0.9 m,夹矸硬度系数2.5,煤体硬度系数为2.3。

模拟巷道为10303工作面轨道顺槽下段,煤层厚度为7.70 m～9.30 m,平均8.65 m,煤层普氏硬度f=2.3,为软-中等硬度煤层;倾角2°～15°,平均8°,为近水平-缓倾斜煤层。煤层结构复杂,在距顶板2.8 m发育一层厚0.03 m左右的炭质粉砂岩夹矸,距底板3.0 m～3.2 m发育一层厚0～1.55 m的炭质泥岩夹矸。

2.2 模拟结果分析

模拟不同夹矸位置(巷道顶部、上部、中部、下部)条件下,巷道掘进期间和回采期间,围岩的垂直应力、塑性区分布、位移矢量及位移变化规律结果。

图1为工作面煤体中垂直应力分布,表1为煤柱中最大垂直应力。由图1、表1可知,夹矸在巷道中部和下部时对围岩应力分布影响较大,夹矸位置从巷道顶部变化到下部时煤体中应力峰值点向巷道移近,围岩应力大小也随之增加。煤柱中应力普遍小于原岩应力,掘进期间应力集中系数为0.34～0.38,回采期间应力集中系数为0.35～0.42,夹矸在巷道下部时煤柱中应力最大。

图1 工作面煤体中垂直应力分布Fig.1 Vertical stress distribution of coal on the working face

时期煤柱垂直应力/MPa顶部上部中部下部 掘进期间3.773.923.873.96 回采期间3.853.714.214.44

图2为巷道围岩塑性区分布,表2为巷道煤体侧塑性区宽度。由图2、表2可知,夹矸在巷道下部时巷道围岩受拉剪破坏的范围和巷道实体煤侧塑性区最小,在顶部时最大。夹矸在顶部和上部时,煤柱采空区侧受拉应力破坏范围最大,煤柱最不稳定。夹矸在顶部时,夹矸随顶煤一起运动,由于夹矸与煤体物理力学参数不同,煤体中应力较大,加上二者接触面为弱面,因此夹矸必然要向应力较小的采空区方向运动滑动,产生附加水平应力加剧煤柱失稳变形,煤柱难以保持稳定,所以掘巷时为减小夹矸对巷道稳定的不利影响,要沿夹矸顶板掘进。夹矸在其他位置时,其运动受顶板活动影响较小,而且此时巷道顶板全部为煤体,比夹矸与煤体构成的复合顶板稳定得多,只要支护措施合理,煤柱就可以保持稳定,从而减小巷道围岩变形。

图2 巷道围岩塑性区分布Fig.2 Plastic zone distribution of surrounding rock

阶段塑性区宽度/m 顶部上部中部下部 掘进期间1917.51512 回采期间20.51916.512.5

图3为不同夹矸位置时巷道围岩位移矢量分布图,由图可以看出,掘进与回采期间,实体煤帮位移矢量始终最大,巷道围岩位移矢量都指向巷道内部,回采期间,煤柱靠近巷道这部分煤体向巷道内部方向运动,靠近采空区的则向采空区运动,夹矸在巷道顶部、上部、中部、下部时最大位移矢量分别为1 065 mm、1 111 mm、838 mm、745 mm。

图3 巷道围岩位移矢量分布图Fig.3 Displacement vector distribution of surrounding rock in the roadway

图4为不同夹矸位置时巷道围岩位移情况,由图可以看出夹矸位置从巷道顶部变化到下部时,巷道围岩位移减小;其中夹矸位置在中部时,夹矸处围岩运动较一致。

图4 巷道围岩位移量Fig.4 Displacement of surrounding rock in the roadway

综合上述,夹矸在巷道下部时,围岩稳定性最好。夹矸越靠近顶板,越容易受顶煤运动的影响,从而加剧煤柱的变形,减弱了巷道围岩稳定性。

3 巷道支护方式及现场实测

梯形巷道采用锚网索联合支护,巷道顶部采用7根树脂锚杆、金属网、锚索配合梯形钢带联合支护,锚杆排距0.8 m,间距0.75 m,锚索长7.5 m,间排距1.6 m;含矸石侧帮部采用6根树脂锚杆、金属网、锚索联合支护,锚杆排距0.8 m,第1根锚杆距顶板0.2 m,往下5根锚杆间距为0.7 m;与帮部轮廓线成20°±5°布置一条锚索,从顶板往下2.0 m±0.01 m位置与帮部轮廓线垂直布置一条锚索,煤柱侧锚索长5.0 m,排距都为1.6 m。

在距10303轨顺与10302联络巷贯通点120 m处布设测站,记为1号,这一范围内夹矸厚度稳定在0.1 m～0.2 m,测站滞后掘进面10 m开始间隔70 m设测站,依次编号,采用“十”字布点法观测巷道围岩变形[4]。

图5为实测含夹矸巷道围岩变形特性。

图5 实测含夹矸巷道围岩变形特征Fig.5 Measured deformation of surrounding rock with gangue in the roadway

由图5可知,在距迎头0～70 m范围内围岩变形比较明显,巷道掘进的7 d内属于围岩运动活动期(按照10 m/d的掘进速度),而在80 m范围以外

顶板下沉和两帮移进均趋于缓慢。距顶板7.5 m处岩层最大离层量为125 mm,平均37 mm;距顶板2.5 m处离层量最大为105 mm,平均为18 mm。

该巷道的顶板下沉量、底鼓量和两帮移近量都不大,属于围岩变形稳定的巷道,说明巷道设计断面和采取的支护方式以及支护参数均符合现场要求,较好地控制了围岩变形。

4 结束语

1)夹矸主要是通过影响巷道围岩的强度和整体性来影响其稳定性。夹矸越靠近顶板,越容易受顶煤运动的影响,从而加剧煤柱的变形,减弱了巷道围岩稳定性。

2)针对夹矸分布特征确定沿空留巷梯形巷道顶板和巷帮采用锚网索联合支护。

3)现场实测说明巷道设计断面和采取的支护方式以及支护参数均符合现场要求,较好地控制了围岩变形。