王航龍 王 鵬 羅 淵

(昆明煤炭設(shè)計研究院，云南省昆明市，650011)

近年來，為提高煤炭資源回收率、增加煤礦經(jīng)濟效益、延長礦井服務年限及改善鄰近煤層開采時應力環(huán)境，國內(nèi)許多礦井逐步嘗試有條件地回收井田內(nèi)的殘留煤柱，并成功應用于現(xiàn)場工程實踐。布置殘留煤柱回收工作面時，為提高資源回收率，改善巷道應力環(huán)境，回采巷道一般采用沿空掘巷方式布置。但由于殘留煤柱附近煤層已開采，伴隨鄰近工作面采掘高支承應力釋放、轉(zhuǎn)移以及強卸荷過程，采空區(qū)邊緣煤巖體產(chǎn)生一定范圍的松動破碎圈，確定窄煤柱寬度時，應盡量避免將巷道布置于松動圈內(nèi)，以減小巷道的維護難度。本文基于山西省郭家山礦實際生產(chǎn)地質(zhì)條件，采用理論分析、數(shù)值計算及現(xiàn)場工業(yè)性實踐等方法，確定了殘留煤柱回收工作面護巷煤柱寬度，針對性提出巷道圍巖穩(wěn)定控制技術(shù)，并成功應用于現(xiàn)場工程實踐，為類似條件下巷道布置方式與控制技術(shù)的確定提供參考依據(jù)。

1 生產(chǎn)地質(zhì)條件

試驗礦井目前主采4＃煤層，平均煤厚4m，傾角5°，埋深180m，煤層賦存結(jié)構(gòu)簡單穩(wěn)定，頂?shù)装鍘r層特征如表1所示。

表1 煤層頂?shù)装鍘r層特性

經(jīng)過長期高強度開采后，井田內(nèi)4＃煤層常規(guī)工作面已回采完畢，為延長礦井服務年限、提高煤炭資源回收率，開始規(guī)劃回收礦區(qū)內(nèi)的各種煤柱。計劃首先回收一采區(qū)北部4309工作面與4313工作面間的區(qū)段煤柱，煤柱寬度57m，計劃布置4311孤島短壁工作面，回采巷道采用沿空掘巷方式布置，設(shè)計護巷煤柱寬度7m，工作面位置關(guān)系如圖1所示。

圖1 設(shè)計工作面采掘平面圖

4311工作面回采巷道設(shè)計斷面尺寸為3.8m×2.6m (寬×高)，均沿煤層底板留頂煤掘進，巷道走向長度610m，采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護。依據(jù)設(shè)計方案，首先掘進4311軌道巷，巷道掘出52m后礦壓觀測結(jié)果顯示，已掘段巷道礦壓顯現(xiàn)劇烈，兩幫收斂速度較快，伴有局部片幫現(xiàn)象，且底臌劇烈，嚴重威脅著巷道正常掘進施工，巷道維護困難?；诖?，決定重新設(shè)計護巷煤柱寬度與支護技術(shù)參數(shù)，以控制沿空巷道圍巖大變形。

2 沿空掘巷煤柱寬度確定

2.1 數(shù)值計算模型建立

采用有限差分軟件FLAC3D建立三維數(shù)值計算模型，如圖2所示。模型尺寸為150m×80m×52m(X×Y×Z)。模型側(cè)邊限制水平移動、底部邊界限制垂直移動，對模型上邊界施加4.5MPa垂直載荷模擬埋深180m時上覆巖層的重量。模型屈服準則選用莫爾-庫侖 (Mohr-Coulomb)準則，圍巖物理力學參數(shù)如表2所示。模擬巷道開挖斷面4m×3m (寬×高)，支護參數(shù)與現(xiàn)場施工支護參數(shù)一致。數(shù)值模擬過程為:原巖應力計算→回采4309工作面→回采4313工作面→開挖4311工作面回采巷道→回采4311工作面。

圖2 數(shù)值計算模型

表2 煤巖層物理力學參數(shù)

計算時，首先回采4309工作面，計算平衡后再回采4313工作面，與現(xiàn)場采掘關(guān)系基本一致。為分析工作面采動影響下煤柱內(nèi)應力演化規(guī)律，分別測取一側(cè)工作面 (4309工作面)采空時與兩側(cè)工作面 (4309工作面、4313工作面)采空時，煤柱內(nèi)垂直應力分布，應力分布曲線圖如圖3所示。

圖3 殘留煤柱內(nèi)垂直應力分布曲線

由圖3可知，不同回采條件下殘留煤柱內(nèi)垂直應力分布規(guī)律如下:

(1)4309工作面一側(cè)采空時，殘留煤柱內(nèi)垂直應力呈 “單峰”狀態(tài)分布，并依據(jù)與采空區(qū)邊緣煤體距離的不同，分別形成應力降低區(qū)、應力升高區(qū)及原巖應力區(qū)，應力降低區(qū)范圍約為0～5m，應力升高區(qū)范圍約為5～30m，應力峰值約為18.4MPa，位于距采空區(qū)邊緣煤體8m處。

(2)4309與4313工作面兩側(cè)均采空時，殘留煤柱內(nèi)垂直應力呈 “雙峰”狀態(tài)分布，無論從應力量值或應力分布形態(tài)方面較一側(cè)采空時均存在較大差異，受兩側(cè)工作面回采支承壓力疊加作用，殘留煤柱內(nèi)垂直應力峰值較一側(cè)采空時增加2.3MPa，增幅約12.5%，應力的增加加劇了采空區(qū)邊緣煤體破碎程度，導致應力峰值區(qū)往深部穩(wěn)定圍巖中轉(zhuǎn)移，應力峰值與采空區(qū)邊緣煤體的距離較一側(cè)采空時增加約2m。

2.2 不同護巷煤柱寬度數(shù)值分析

2.2.1 模擬方案確定

由于殘留煤柱寬度僅為57m，設(shè)計沿空掘巷護巷煤柱時應盡可能偏小，以提高煤炭資源回收率，若護巷煤柱寬度過于偏小，則易造成錨桿著力無基礎(chǔ)，錨固效果差，同時易造成因煤柱裂隙發(fā)育而產(chǎn)生的工作面漏風、涌水等現(xiàn)象的產(chǎn)生。結(jié)合現(xiàn)場實際生產(chǎn)地質(zhì)條件，模擬時選取護巷煤柱寬度為3m、4m、5m、6m、7m、8m和9m。由于試驗巷道是在采空區(qū)頂板活動穩(wěn)定后進行掘進的，巷道掘進并不擾動覆巖穩(wěn)定結(jié)構(gòu)，掘進期間變形較小，為此，本文主要分析回采期間煤柱應力分布與變形規(guī)律。

2.2.2 模擬結(jié)果分析

(1)煤柱內(nèi)垂直應力分布規(guī)律?；夭善陂g煤柱內(nèi)垂直應力分布與護巷煤柱寬度的關(guān)系如圖4所示。由圖4可知，隨著護巷煤柱寬度的增加，煤柱內(nèi)垂直應力峰值從3.8MPa增加至14MPa；當煤柱寬度大于4m時，煤柱內(nèi)開始存在峰值大于原巖應力水平的彈性核區(qū)，彈性核區(qū)的寬度隨著煤柱寬度的增加而逐漸加大。沿空掘巷確定窄煤柱寬度時的基本原則是提高資源回收率的同時確保窄煤柱具有一定的承載能力，護巷煤柱寬度較大不但使其內(nèi)部聚集大量變形破壞能，還增加了窄煤柱的維護成本，且降低了煤炭資源回收率，從煤柱應力分布方面考慮，護巷煤柱寬度應確定為4～5m之間。

(2)護巷煤柱變形特征分析。回采期間煤柱變形與煤柱寬度的關(guān)系如圖5所示。由圖5可知，回采期間煤柱沿巷道側(cè)的水平位移隨著煤柱寬度的增加呈現(xiàn)先減小后增加的趨勢，分析產(chǎn)生變形破壞特征的主要原因為受工作面采動產(chǎn)生的高量值動壓作用，原有巷道圍巖穩(wěn)定結(jié)構(gòu)將重新調(diào)整，此時，若護巷煤柱過窄 (小于4m)，其承載能力過低易造成護巷煤柱的大變形；當護巷煤柱寬度大于4m時，煤柱內(nèi)部存在穩(wěn)定承載的彈性核區(qū)，其承載能力的增加誘使護巷煤柱承載部分采動支承應力，導致煤柱變形量隨著煤柱寬度的增加而迅速增加，進而變形曲線出現(xiàn)先減小后增加的趨勢。依據(jù)巷道煤柱幫變形與煤柱寬度間的關(guān)系曲線，確定護巷煤柱寬度為4～6m。

圖4 煤柱寬度與垂直應力的關(guān)系

圖5 煤柱寬度與煤柱變形的關(guān)系

2.3 合理護巷煤柱寬度確定

根據(jù)已有文獻得知，合理的最小煤柱寬度B計算如下:

式中:x1——錨桿有效長度，m；

x2——鄰近工作面回采在煤柱中產(chǎn)生的塑性區(qū)寬度，m；

M——鄰近回采巷道高度，m；

A——側(cè)壓系數(shù)；

C0——煤體內(nèi)聚力，MPa；

φ0——內(nèi)摩擦角，(°)；

k——應力集中系數(shù)；

H——巷道埋深，m；

γ——巖層平均容重，MN／m3；

P0——巷道的支護強度，MPa。

根據(jù)該礦生產(chǎn)地質(zhì)條件得知:x1為2.2m、M為2.8m、A為0.19、C0為1.2MPa、φ0為20°、k為2.85、H為180m，γ為0.0255MN／m3、P0為0.1MPa，將各參數(shù)代入式 (1)，計算得B為3.68m，結(jié)合上述數(shù)值計算結(jié)果與現(xiàn)場生產(chǎn)經(jīng)驗，最終確定護巷煤柱寬度為4m。

3 沿空掘巷圍巖控制技術(shù)

3.1 沿空掘巷控制對策

(1)高強度高預應力錨桿 (索)聯(lián)合支護。增加錨桿強度可提高錨固區(qū)巖體峰值強度、峰后強度和殘余強度，利用自身抗剪性能，阻止圍巖沿弱面錯動，并通過施加高量級預緊力增加錨固區(qū)巖體的橫向擠壓效應，保持巷道圍巖穩(wěn)定。采用錨索將內(nèi)層錨固結(jié)構(gòu)懸吊在深部相對穩(wěn)定的外層結(jié)構(gòu)上，實現(xiàn)較大范圍圍巖加固。

(2)水力膨脹錨桿全長錨固加固窄煤柱幫。研究表明，窄煤柱幫為沿空掘巷變形破壞的薄弱環(huán)節(jié)。掘采期間易出現(xiàn)裂隙貫通、片幫等局部失穩(wěn)現(xiàn)象，造成錨桿著力基礎(chǔ)差。為此，對窄煤柱采取全長錨固的水脹錨桿加強支護，通過高壓水膨脹擠壓作用，對破碎煤體施加徑向擠壓應力，提高其物理力學參數(shù)，增加窄煤柱承載能力及可錨性能。

3.2 沿空掘巷控制技術(shù)與參數(shù)

(1)頂板支護:采用?22mm×2400mm高強螺紋鋼錨桿支護，間排距850mm×800mm，錨桿采用端頭加長錨固方式，采用CK2335錨固劑與Z2360錨固劑各1支，圍巖表面鋪設(shè)菱形金屬網(wǎng)與?14mm圓鋼制作的鋼筋梯子梁；并采用?17.8 mm×7300mm預應力錨索加強支護，間排距1000 mm×1600mm，每排3根，每根錨索分別采用CK2335錨固劑1支和Z2360錨固劑2支加長錨固。

(2)兩幫支護:采用?22mm×2400mm高強螺紋鋼錨桿支護，間排距700mm×800mm，錨桿采用端頭加長錨固方式，采用CK2335錨固劑與Z2360錨固劑各1支，圍巖表面鋪設(shè)菱形金屬網(wǎng)與?14mm圓鋼制作的鋼筋梯子梁。

(3)窄煤柱幫 (采空區(qū)側(cè))加強支護:兩排高強度螺紋鋼錨桿之間采用?27.5mm×2400mm水力膨脹錨桿加強支護，間排距700mm×800mm。巷道支護斷面如圖6所示。

圖6 巷道支護斷面圖

圖7 巷道圍巖變形量和速度與距工作面距離的關(guān)系

3.3 現(xiàn)場應用效果

觀測4311工作面軌道巷服務期間圍巖變形量與變形速度見圖7。分析數(shù)據(jù)得到巷道圍巖變形規(guī)律為試驗巷道掘進期間圍巖變形量遠小于回采期間，掘進穩(wěn)定后兩幫移近量與頂?shù)装逡平糠謩e為120mm和100mm；回采期間頂?shù)装逑鄬σ平繛?59mm，相對平均移近速度為26.3mm／d；兩幫相對移近量為875mm，相對平均移近速度為35.1mm／d。通過對工作面兩回采巷道采取超前加強支護，回采過程中，巷道圍巖變形得到了有效控制，滿足了礦井安全高效生產(chǎn)要求，取得了良好的控制效果。

4 結(jié)論

(1)基于對殘留煤柱內(nèi)支承應力分布規(guī)律分析，確定了采空區(qū)邊緣煤體應力降低區(qū)的范圍為0～5m，通過對不同寬度護巷煤柱下窄煤柱應力分布規(guī)律及變形破壞特征的數(shù)值模擬，最終確定合理的護巷煤柱寬度為4m。

(2)針對性提出試驗巷道圍巖控制對策:高強度高預應力錨桿 (索)聯(lián)合支護；水力膨脹錨桿全長錨固加固窄煤柱幫，確定了試驗巷道圍巖控制技術(shù)與參數(shù)，并成功應用于現(xiàn)場工業(yè)性試驗，結(jié)果表明巷道圍巖控制效果顯著。

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