孫志勇，賀光會，馬晉元

(1.天地科技股份有限公司開采設計事業(yè)部，北京 100013；2.山西晉煤集團寺河礦，山西 晉城 048205)

井工開采是我國煤炭開采的主要形式，占煤礦總數(shù)量的90%，在高瓦斯礦井,為滿足通風和瓦斯治理要求，通常采用巷道群多巷布置，提前打設順層或穿層鉆孔預抽煤層瓦斯，因此，越來越多的地下工程涉及到巷道群或峒室群的設計與穩(wěn)定性研究問題[1-2]。巷道群是指在地下某些區(qū)域成組開掘的一系列巷道，與單一巷道或峒室相比，由于存在巷道間的相互作用與影響，巷道群在開挖過程中，一方面很容易造成鄰近巷道圍巖變形和應力集中，使得巷道群圍巖及護巷煤柱整體力學系統(tǒng)失穩(wěn)與破壞，另一方面護巷煤柱難以回收，極大浪費了煤炭資源[3-4]。國內許多學者通過理論分析、數(shù)值模擬等手段對巷道群圍巖破壞機理及控制技術展開了一系列的研究[5-8]。

1 工程概況

山西晉煤集團寺河礦為高瓦斯礦井，煤層巷道掘進過程中瓦斯壓力大，鉆孔施工過程中夾鉆、頂鉆現(xiàn)象嚴重，掘進效率低，嚴重制約了礦井的采掘接替。通過底板巖巷向前方煤層局部提前施工穿層鉆孔進行聯(lián)網(wǎng)預抽，可有效降低煤層瓦斯含量及壓力，加快掘進速度，提高工效。巷道群多采用“三巖四煤”七巷布置，如圖1所示，布置順序依次為“煤-煤-巖-巖-巖巷-煤-煤”，其中三條底板巖巷位于巷道群中部，距煤層底板垂距為8～13 m。煤巷沿3號煤層底板掘進，分別布置在巖巷兩側，七巷之間中-中平距均為35 m，共占煤柱215 m。這種布置方式優(yōu)點為煤巖巷掘進過程中互不干擾，缺點為巖巷距離煤巷較遠，施工穿層抽放孔工程量大，瓦斯抽放效果不理想，巖巷掩護煤巷掘進的作用不明顯，導致煤巷掘進速度慢，銜接緊張。下面以寺河煤礦西三盤區(qū)為例，對集中巷道群的布置進行優(yōu)化分析。

2 巷道群布置優(yōu)化

2.1 巷道群布置

綜合考慮西三盤區(qū)盤區(qū)儲量、地質條件、瓦斯涌出量及結合盤區(qū)整體布局、采掘銜接等因素，盤區(qū)集中巷道群優(yōu)化為“二巖四煤”六巷布置，通風方式為“三進三回”，采用煤巷與巖相間布置，巖巷超前掘進預抽煤層瓦斯，如圖2所示。按瓦斯涌出量計算風量，一個綜采工作面回采所需風量為6 857.5 m3/min，一個三巷平行掘進頭面，采用“兩進一回”通風系統(tǒng)時所需風量為3 250 m3/min，一個雙巷平行掘進頭面，采用“一進一回”通風系統(tǒng)時所需風量為2 600 m3/min。根據(jù)上述計算，盤區(qū)采掘面所需風量為(6 857.5+3 250+2 600)×1.2=15 249 m3/min，其中1.2為盤區(qū)通風系數(shù)。地面風井風量最大提供能力為29 000 m3/min，通過計算，巷道群“六巷布置”能夠滿足盤區(qū)一個綜采回采工作面和兩個多巷平行掘進工作面的風量需求。

圖1 巷道群布置示意圖

圖2 優(yōu)化后巷道群布置示意圖

2.2 巖巷層位選擇

巷道數(shù)量確定后，需進一步確定巷間煤柱尺寸b、巖巷與3號煤底板垂距h兩個參數(shù)。西三盤區(qū)巖性綜合柱狀如圖3所示，3號煤平均厚度為6 m，直接底和老底以砂質泥巖為主。老底下部為致密堅硬的K6灰?guī)r，強度高，距離3號煤層底板8.5 m。5號煤賦存在K6灰?guī)r下部，厚度0.2～0.5 m，瓦斯含量較高。

根據(jù)3號煤層底板巖性條件，選擇三種巖巷層位。①以K6灰?guī)r為頂板掘進，巖巷頂板距3號煤底板法向垂距12 m，圖3中①處拱形位置。優(yōu)點為距3號煤較遠，受煤巷掘進擾動影響小，且頂板為穩(wěn)定巖層，易維護；缺點是巖巷內施工瓦斯抽放鉆孔距離長，且需穿過K6灰?guī)r，打鉆困難。②以5號煤為腰線掘進，巖巷頂板距3號煤底板法向垂距9 m，圖3中②處拱形位置。優(yōu)點為施工瓦斯抽放鉆孔不需穿過K6灰?guī)r，打鉆較為容易；缺點為巷道掘進需開挖K6灰?guī)r，同時受5號煤層瓦斯涌出影響，掘進速度慢。③以K6灰?guī)r為底板掘進，巖巷頂板距3號煤底板法向垂距6 m，圖3中③處拱形位置。優(yōu)點為施工瓦斯抽放鉆孔距離短，工程量小；缺點為距3號煤較近，受煤巷掘進擾動影響大。

采用FLAC有限元軟件，巖巷為直墻半圓拱斷面，寬度5.3 m，墻高1.8 m，拱高2.65 m，建立煤柱寬度b分別為25 m、30 m，巖巷與3號煤底板垂距h分別為12 m、9 m、6 m六種模型進行計算，巖層力學參數(shù)如表1所示，計算結果見表2。

從上述模擬結果分析，巷道掘進后，留設煤柱b為25 m與b為30 m相比，頂板下沉量升高35.3%，底鼓量升高23%，兩幫移近量升高33.3%。當煤柱b為25 m時，隨著垂距h的減小(12 m→9 m→6 m)，巷道圍巖垂直位移分別升高3.2%、14%，水平位移分別升高3.2%、12.2%。當煤柱b為30 m時，隨著垂距的減小(12 m→9 m→6 m)，巷道圍巖垂直位移分別升高2.3%、14.8%，水平位移分別升高2.4%、10.6%。

圖3 巖層綜合柱狀圖

表1 巖層力學參數(shù)

巖性體積模量/GPa剪切模量/GPa內聚力/MPa內摩擦角/(°)抗拉強度/MPa細粒砂巖4.63.93.3310.7砂質泥巖1.42.32.4230.43號煤1.11.31.2210.3砂質泥巖1.62.52.6200.5細粒砂巖5.13.73.5290.8砂質泥巖1.62.52.6200.5K6灰?guī)r54.526.84.8454.55號煤層1.21.41.3250.3砂質泥巖1.82.83.0220.6細粒砂巖5.34.24.2300.8

表2 不同布置方式下圍巖變形情況

基于數(shù)值模擬結果，結合地質條件、各方案的優(yōu)缺點及后期巷道圍巖穩(wěn)定性控制，確定煤巖巷道之間水平煤柱寬度b不小于30 m，巷道群共占煤柱尺寸B為155 m，煤巷與巖巷層間垂距h不低于6 m。

3 圍巖控制方案

巷道群圍巖控制采用高預應力錨桿錨索主動支護技術[9-11]，技術原理(圖4)為協(xié)調原巖應力場、采動應力場、支護應力場[12-15]之間的相互作用，實現(xiàn)原巖體、采動體及支護體有機的結合。巷道開挖后及時主動支護，對支護體施加足夠的預應力并實現(xiàn)有效擴散，在錨固區(qū)范圍內形成預應力承載結構，抑制圍巖不連續(xù)、不協(xié)調的擴容變形，包括圍巖之間剪切、離層和相對滑動等，保持圍巖完整性和自承能力[16-18]。

圖4 圍巖控制原理圖

根據(jù)數(shù)值計算結果并結合工程實踐經(jīng)驗，提出集中巷道群的圍巖控制方案。

1) 煤巷支護。矩形斷面，寬×高=5 m×3.8 m，頂板支護采用500號錨桿，直徑22 mm，長度2.4 m，每排布置6根，排距1 m，預緊扭矩≥300 N·m。錨索直徑為22 mm，長度7.3 m，2-0-2布置，排距2 m，預緊力>250 kN；巷幫支護采用500號錨桿，直徑22 mm，長度2 m，每排每幫布置4根，排距1 m，預緊扭矩≥300 N·m，采用菱形網(wǎng)護表。

2) 巖巷支護。直墻半圓拱斷面，寬度5.3 m，墻高1.8 m，拱高2.65 m，半圓拱支護采用500號錨桿，直徑22 mm，長度2.4 m，每排布置9根，排距1 m，預緊扭矩≥300 N·m。錨索直徑22 mm，長度5.3 m，2-1-2布置，排距2 m，預緊力>250 kN；直墻支護采用500號錨桿，直徑22 mm，長度2.4 m，每排布置4根，排距1 m，預緊扭矩≥300 N·m，采用鋼筋網(wǎng)護表。

現(xiàn)場巷道施工后，采用“十字布點”法對巷道圍巖變形進行監(jiān)測，采用錨桿測力計監(jiān)測支護體受力，結果如圖5所示。

圖5 巷道礦壓監(jiān)測曲線

圍巖變形分析：①煤巷頂?shù)装逡平孔畲?7 mm，為初始巷道高度的1.2%，兩幫移近量最大為66 mm，為初始巷道寬度的1.3%；巖巷頂?shù)装逡平孔畲鬄?8 mm，為初始巷道高度的0.4%，兩幫移近量最大為22 mm，為初始巷道寬度的0.4%；②無論煤巷還是巖巷，巷道變形量均較小，巷道圍巖保持了較好的完整性，說明高預緊力錨桿錨索支護有效地控制了巷道圍巖的變形。

支護體受力分析：整體上來看，支護體受力變化波動較小，且多數(shù)呈遞增趨勢，說明錨桿錨索發(fā)揮了應有的支護效果，起到了控制圍巖變形的作用。

4 結 論

1) 基于不同層位與煤柱尺寸的巷道群圍巖位移分布規(guī)律，綜合考慮地質條件、采掘銜接及圍巖控制等因素，確定了巷道群“四煤二巖”六巷布置方式，采用煤巷與巖巷相間排列，垂距6 m的底板巖巷超前預抽掩護雙側煤巷掘進，提高瓦斯抽采和掘進效率。

2) 針對巷道群圍巖變形破壞特征，提出了高預應力錨桿錨索主動支護方案，井下礦壓監(jiān)測數(shù)據(jù)表明，支護方案有效控制了圍巖的變形破壞。

3) 通過布置優(yōu)化，減少60 m巷道群占用煤柱和底板巖巷工程量，節(jié)約煤炭資源163萬t，提高了巷道群兩側工作面的資源回收率和礦井的經(jīng)濟效益。