李 劍，李 猛，王志平，翟朝鐸

(1.中國(guó)礦業(yè)大學(xué)礦業(yè)工程學(xué)院，江蘇 徐州 221116；2.深部煤炭資源開采教育部重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，江蘇 徐州 221008)

隨著淺部煤炭資源日益減少，礦井開采深度逐漸增加，在煤炭開采過程受到復(fù)雜地質(zhì)條件、高地應(yīng)力和二次采動(dòng)的影響，采空側(cè)巷道圍巖及支護(hù)結(jié)構(gòu)的失穩(wěn)問題突出[1]。目前，國(guó)內(nèi)外許多學(xué)者針對(duì)巷道支護(hù)問題進(jìn)行了大量的研究[2-9]，但現(xiàn)有的研究多針對(duì)軟巖及高應(yīng)力巷道的支護(hù)問題，對(duì)于采空側(cè)巷道經(jīng)二次采動(dòng)影響的研究較少。為此，進(jìn)一步研究其失穩(wěn)機(jī)理及對(duì)應(yīng)支護(hù)方案具有重要意義。

本文以陽煤二礦十采區(qū)81003工作面回風(fēng)巷為研究對(duì)象。如圖1所示，該巷道在原有支護(hù)方式下受二次采動(dòng)影響明顯，頂?shù)装逡平窟_(dá)1000mm以上，斷面收縮率達(dá)80％以上，通風(fēng)和行人困難，嚴(yán)重制約礦井的生產(chǎn)安全和經(jīng)濟(jì)效益。因此，需要研究針對(duì)解決采空側(cè)巷道變形問題的支護(hù)形式。

1 采礦地質(zhì)條件

陽泉煤業(yè)二礦81003工作面主采煤層為15#煤，埋深平均為450m，可采長(zhǎng)度為810m；煤厚為6.6～7.54m，平均6.9m，為大采高工作面；煤層傾角為3°～10°，平均為6°。老頂為細(xì)粒砂巖，平均厚度為6m；直接頂為泥巖、砂質(zhì)泥巖，平均厚度為5m；老底為砂質(zhì)泥巖，平均厚度為4m；直接底為泥巖，平均厚度為2.8m；巖層綜合柱狀圖如圖2所示。

圖1 回風(fēng)巷斷面收縮實(shí)拍

圖2 巖層綜合柱狀圖

2 巷道變形特征及控制對(duì)策

81003工作面回風(fēng)巷斷面為矩形，寬4.7m，高3m，采用錨桿、錨索、鋼帶及金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)，其右側(cè)為81002工作面采空區(qū)。巷道原有支護(hù)方案為：頂板采用2根規(guī)格為φ22mm×2400mm的端頭錨固螺紋錨桿，排距為800mm，樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固，錨固長(zhǎng)度為1400mm，鋪設(shè)金屬網(wǎng)與鋼帶；頂板每排布置4根規(guī)格為φ21.6mm×7300mm的錨索，排距為800mm，樹脂藥卷加長(zhǎng)錨固，錨固長(zhǎng)度為2200mm；兩幫一側(cè)采用1根規(guī)格為φ20mm×2400mm的端頭錨固圓鋼錨桿和1根φ21.6mm×5200mm的幫錨索，另一側(cè)采用2根φ20mm×2400mm的端頭錨固圓鋼錨桿，排距均為800mm。

在原有支護(hù)條件下，對(duì)巷道變形進(jìn)行監(jiān)測(cè)，結(jié)果為：隨著工作面的推進(jìn)，兩幫最大移近量為1211mm，平均變形速率為15.6mm/d；頂?shù)装遄畲笠平繛?01mm，平均變形速率為8.4mm/d，如圖3所示。巷道礦壓顯現(xiàn)非常強(qiáng)烈，圍巖變形量超過40％，局部高達(dá)80％。

針對(duì)巷道圍巖失穩(wěn)嚴(yán)重的問題，提出通過加強(qiáng)支護(hù)進(jìn)一步控制采礦側(cè)巷道圍巖變形的方案。以長(zhǎng)度為100m的巷道為試驗(yàn)巷道，在其原有支護(hù)方式的基礎(chǔ)上，采用φ28.6mm×10700mm的鋼絞線錨索和11#工字鋼(工字鋼中軸線上鉆三個(gè) 32mm的孔，孔間距1000mm，孔中心與工字鋼邊緣500mm)進(jìn)行加強(qiáng)，布置在巷道頂板中心線位置。兩幫各增加1根φ20mm×2400mm的端頭錨固圓鋼錨桿。加強(qiáng)支護(hù)后支護(hù)方案如圖4所示。

圖3 巷道位移變化

圖4 加強(qiáng)支護(hù)方案

3 加強(qiáng)支護(hù)控制巷道圍巖變形數(shù)值分析

在加強(qiáng)支護(hù)方案實(shí)際應(yīng)用前，以通用有限差分分析軟件FLAC3D程序進(jìn)行數(shù)值模擬分析并驗(yàn)證方案可行性[10]。FLAC3D采用快速拉格朗日方法，基于顯示差分法來求解運(yùn)動(dòng)方程和動(dòng)力方程，適用于模擬巖土工程的力學(xué)行為。

3.1 模型的建立

按照陽煤二礦實(shí)際地質(zhì)條件，選取81003工作面回風(fēng)巷長(zhǎng)度100m區(qū)域?yàn)檠芯繉?duì)象。模型大小為100m×100m×25m，回風(fēng)巷斷面為4.7m×3m，與相鄰采空區(qū)用煤柱隔開；對(duì)巷道附近周邊網(wǎng)絡(luò)進(jìn)行細(xì)化，其他各巖層按與巷道遠(yuǎn)近適當(dāng)劃分；模型上邊界施加載荷10MPa以模擬上覆巖層自重，其他3個(gè)邊界均為位移約束，其力學(xué)模型如圖5所示；模型計(jì)算過程中采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型，巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 巖層物理力學(xué)參數(shù)

圖5 數(shù)值模擬的力學(xué)模型

3.2 模擬方案

模擬方案具體為模擬原有支護(hù)和加強(qiáng)支護(hù)兩種條件下，巷道的兩幫及頂?shù)装遄冃吻闆r。

3.3 數(shù)值模擬結(jié)果分析

表2為巷道模擬變形量統(tǒng)計(jì)表。圖6為原有支護(hù)巷道和加強(qiáng)支護(hù)條件下的水平位移云圖，圖7為原有支護(hù)和加強(qiáng)支護(hù)條件下的垂直位移云圖。

表2 巷道變形情況

圖6 水平位移云圖

圖7 垂直位移云圖

從模擬結(jié)果分析可知，加強(qiáng)支護(hù)巷道相比原有支護(hù)巷道的變形量明顯減小，頂板最大下沉量、底鼓量、頂?shù)装逡平考皟蓭妥畲笠平拷档头确謩e為53.1％，55.8％，54.3％及52.5％。因此，巷道經(jīng)過加強(qiáng)支護(hù)后，圍巖應(yīng)力狀態(tài)得到明顯改善，圍巖的承載能力顯著增強(qiáng)，能夠有效控制巷道的變形和破壞，維護(hù)巷道圍巖穩(wěn)定。

4 工業(yè)性試驗(yàn)

為檢驗(yàn)回風(fēng)巷加強(qiáng)支護(hù)的有效性，對(duì)100m長(zhǎng)度巷道進(jìn)行工業(yè)性試驗(yàn)，并布置了4個(gè)位移測(cè)站，監(jiān)測(cè)巷道兩幫移近量和頂?shù)装逡平俊１O(jiān)測(cè)結(jié)果如圖8所示。

由圖8可知，加強(qiáng)支護(hù)后巷道頂?shù)装逡平科骄鶠?32mm，兩幫移近量平均為540mm。與原有支護(hù)方案相比，巷道頂?shù)装逡平繙p少了52.2％，兩幫移近量減少了55％；兩幫平均變形速率降為4.7mm/d，頂?shù)装迤骄冃嗡俾式禐?.5mm/d。巷道采用加強(qiáng)支護(hù)后，有效地控制了巷道變形，降低了巷道維護(hù)工作量，保證了礦區(qū)的安全生產(chǎn)。

圖8 巷道變形監(jiān)測(cè)結(jié)果

5 結(jié)論

1) 利用FLAC3D軟件建立模型，計(jì)算巷道在原有支護(hù)和加強(qiáng)支護(hù)條件下的圍巖變形，模擬結(jié)果表明，加強(qiáng)支護(hù)巷道相比原有支護(hù)巷道圍巖變形量明顯減小，頂板最大下沉量、底臌量、頂?shù)装逡平考皟蓭妥畲笠平肯陆捣确謩e為53.1％、55.8％、54.3％及52.5％。

2) 以陽煤二礦81003工作面回風(fēng)巷為工程實(shí)例，進(jìn)行了加強(qiáng)支護(hù)試驗(yàn)，現(xiàn)場(chǎng)監(jiān)測(cè)結(jié)果表明：加強(qiáng)支護(hù)與原有支護(hù)相比，巷道頂?shù)装逡平繙p少了52.2％，兩幫移近量減少了55％，與數(shù)值模擬結(jié)果基本吻合，驗(yàn)證了加強(qiáng)支護(hù)在控制采空側(cè)巷道圍巖變形方面的可行性。

3) 理論及實(shí)踐研究表明，加強(qiáng)支護(hù)能夠有效提高巷道的穩(wěn)定性及控制巷道圍巖的變形，保證了礦井的正常生產(chǎn)，從而為陽煤二礦乃至其他類似條件巷道支護(hù)提供了經(jīng)驗(yàn)。

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