李 濤

（山西蘭花科技創(chuàng)業(yè)股份有限公司望云煤礦分公司，山西 高平 048400）

1 工程概況

山西蘭花煤炭實(shí)業(yè)集團(tuán)有限公司望云煤礦15號(hào)煤層位于太原組下部K2灰?guī)r之下，上距9號(hào)煤層約41 m，煤層平均厚度為4.86 m，屬全區(qū)穩(wěn)定可采煤層，煤層傾角平緩，多在2°～10°范圍內(nèi)。煤層頂板一般為K2灰?guī)r；底板為黑色泥巖、砂質(zhì)泥巖。15102工作面為15號(hào)煤層?xùn)|區(qū)，15102回風(fēng)順槽沿煤層底板掘進(jìn)，巷道計(jì)斷面為矩形，掘進(jìn)寬×高=4.0 m×4.0 m，現(xiàn)為保障巷道圍巖穩(wěn)定，特進(jìn)行護(hù)巷煤柱寬度及圍巖控制技術(shù)研究分析。

2 護(hù)巷煤柱寬度分析

2.1 數(shù)值模擬模型及方案

為保障15號(hào)煤層工作面回采巷道的護(hù)巷煤柱設(shè)置合理，根據(jù)工作面的地質(zhì)條件，采用UDEC數(shù)值模擬軟件，分析臨空側(cè)在掘進(jìn)期間不同煤柱寬度下，煤柱內(nèi)應(yīng)力、表面位移以及裂隙演化規(guī)律，從而確定合理的區(qū)段煤柱的寬度以及為15號(hào)煤層回采順槽圍巖控制提供理論、數(shù)值分析規(guī)律。

根據(jù)工作面地質(zhì)條件，建立長(zhǎng)×寬=200 m×45.6 m的數(shù)值模型，模型中巷道埋深為260 m，側(cè)壓系數(shù)取1.0，斷面設(shè)計(jì)尺寸為高4.0 m，寬4.0 m，模型兩側(cè)邊界作固定處理，數(shù)值模型如圖1所示。

圖1 數(shù)值模擬模型示意圖

根據(jù)相關(guān)工作面回采后煤柱內(nèi)應(yīng)力分布特征研究結(jié)果[1-3]，結(jié)合望云煤礦實(shí)際生產(chǎn)條件，在數(shù)值模擬方案選取3、5、15、25 m及35 m共5種煤柱寬度，5種方案所對(duì)應(yīng)煤柱寬度見表1。

表1 煤柱寬度方案

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

2.2.1 煤柱變形特征分析

根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果，能夠得出回采巷道不同護(hù)巷煤柱寬度時(shí)，煤柱變形特征如圖2所示。

分析圖2（a）、2（b）可知，當(dāng)煤柱寬度為3 m，由于煤層承載能力較差，受到采空區(qū)影響嚴(yán)重，部分煤體已經(jīng)遭到破壞出現(xiàn)裂隙，整體變形嚴(yán)重，已經(jīng)失去承載能力；巷道一側(cè)煤體變形大，巷幫向內(nèi)部位移，巷道橫截面積變小，對(duì)實(shí)際工程中也會(huì)產(chǎn)生較大影響；當(dāng)煤柱寬度為5 m，相較于3 m煤柱，采取5 m煤柱有效提高了其承載能力，強(qiáng)化了煤柱的完整性；采空區(qū)一層煤體由于采空區(qū)影響出現(xiàn)裂隙，而巷道一側(cè)煤體由于應(yīng)力較低，裂隙發(fā)育不明顯；煤柱下方煤體向巷道內(nèi)位移不大，對(duì)巷道斷面影響不顯著。

圖2 不同護(hù)巷煤柱寬度下煤柱變形特征圖

分析圖2（c）、2（d）、2（e）可知，當(dāng)煤柱寬度為15 m，煤柱內(nèi)其裂隙發(fā)育、巷幫位移、煤柱完整情況都比5 m煤柱時(shí)得到明改善，但煤柱兩側(cè)仍有一定變形；當(dāng)煤柱寬度為25 m，由于25 m煤柱承載能力較高，巷道一側(cè)煤體受到采空區(qū)影響較小，其變形很小、裂隙幾乎不發(fā)育，煤柱完整性強(qiáng)。當(dāng)煤柱寬度為35 m，煤柱整體變形很小、裂隙幾乎不發(fā)育，煤柱完整性與25 m煤柱相比基本相同，但煤炭資源浪費(fèi)嚴(yán)重。

根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果中的數(shù)據(jù)能夠統(tǒng)計(jì)不同煤柱寬度下煤柱變形曲線如圖3所示。

圖3 掘巷期間煤柱破壞變形曲線

分析圖3可知，煤柱承載能力隨著寬度的增加而加強(qiáng)，煤柱變形量呈現(xiàn)逐漸降低的規(guī)律；區(qū)段煤柱為3 m時(shí)，巷道幫最大變形量超過600 mm，采空區(qū)側(cè)煤柱最大變形量約為400 mm；區(qū)段煤柱為5 m時(shí)，臨近巷道幫變形量約為410 mm，側(cè)煤柱變形量約為450 mm，煤柱仍具有一定的塑性承載能力，但承載能力不足以保護(hù)巷道整體穩(wěn)定；15 m區(qū)段煤柱承載能力與5 m煤柱相比得到明顯提升，雖然煤柱仍有一定變形，但變形量相對(duì)于3 m和5 m煤柱得到明顯控制，臨近巷道幫變形量約為172 mm，側(cè)煤柱變形量約為124 mm；區(qū)段煤柱為25 m和35 m時(shí)，煤柱變形量于合理范圍內(nèi)，采空區(qū)側(cè)煤柱變形量分別為64 mm和54 mm，巷道側(cè)煤柱變形量分別為84 mm和74 mm。因此可說(shuō)明，當(dāng)煤柱寬度大于25 m時(shí)巷道圍巖的穩(wěn)定性可得到基本控制，且符合實(shí)際工程中安全要求。

2.2.2 煤柱內(nèi)應(yīng)力和裂隙分布特征

根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果，得出巷道在不同煤柱寬度下垂直應(yīng)力分布及煤柱內(nèi)裂隙分布情況，見圖4。

圖4 不同煤柱寬度下煤柱垂直應(yīng)力計(jì)裂隙分布曲線圖

分析圖4（a）可知，隨著煤柱寬度的增大，煤柱內(nèi)最大垂直應(yīng)力呈現(xiàn)出先增大后減小的趨勢(shì)，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中現(xiàn)象在煤柱寬度為15 m時(shí)達(dá)到最大值，為22.5 MPa，應(yīng)急集中系數(shù)為3.75，此時(shí)煤柱存在應(yīng)力集中現(xiàn)象不利于煤柱穩(wěn)定[4-5]；隨著煤柱寬度的進(jìn)一步增大，煤柱內(nèi)應(yīng)力開始逐漸減小，當(dāng)煤柱寬度大于25 m后，隨著煤柱寬度增大，煤柱內(nèi)應(yīng)力降低幅度便大幅減小，故從煤柱應(yīng)力角度分析可知，區(qū)段煤柱寬度設(shè)置為25 m時(shí)較為合理。

分析圖4（b）可知，當(dāng)區(qū)段煤柱為3 m，煤柱發(fā)生塑性破壞裂隙貫通，煤體全部處于破裂狀態(tài)，失去承載能力；區(qū)段煤柱為5 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙極其發(fā)育，但煤柱內(nèi)開始出現(xiàn)裂隙不貫通區(qū)域（即裂隙閉合區(qū)），區(qū)域范圍大概1 m，；區(qū)段煤柱為15 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙不貫通區(qū)域較大，其范圍大約為8.1 m左右；區(qū)段煤柱為25 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙閉合區(qū)長(zhǎng)度約為14 m；區(qū)段煤柱為35 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙閉合區(qū)長(zhǎng)度約為24 m。裂隙閉合區(qū)的存在使得煤柱提高了承載能力，減少上覆巖層的完全下沉，減少巷內(nèi)支護(hù)所承受的載荷。

綜合上述分析，當(dāng)煤柱寬度為3 m，煤柱整體處于破裂階段，已經(jīng)完全失去承載能力，且裂隙完全貫通采空區(qū)，因此煤柱寬度應(yīng)大于3 m。當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，煤柱內(nèi)裂隙發(fā)育，塑性破壞較為嚴(yán)重，煤柱為15 m時(shí)出現(xiàn)應(yīng)力集中現(xiàn)象，25 m和35 m煤柱時(shí)，煤柱內(nèi)峰值應(yīng)力較小，且距巷道較遠(yuǎn)，有利于巷道的穩(wěn)定。同時(shí)結(jié)合對(duì)5種煤柱寬度下裂隙閉合區(qū)寬度分析，確定煤柱寬度應(yīng)大于25 m。綜上，結(jié)合對(duì)煤炭回采率與經(jīng)濟(jì)效益考慮，最終確定臨空側(cè)回采巷道的護(hù)巷煤柱寬度為6 m或25 m。

3 圍巖控制技術(shù)

3.1 支護(hù)方案

根據(jù)上述護(hù)巷煤柱寬度的分析結(jié)果，確定巷道的護(hù)巷煤柱寬度為25 m，為保障15102回風(fēng)順槽圍巖穩(wěn)定，結(jié)合工作面地質(zhì)條件設(shè)計(jì)巷道采用錨網(wǎng)索支護(hù)方案[6-7]，具體支護(hù)參數(shù)如下：

1）頂板控制：采用Φ20 mm×L2 100 mm的左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為1 100 mm×1 000 mm，預(yù)緊扭矩不低于250 N·m，錨桿采用MSCKa2335和MSZ2360各1支進(jìn)行錨固；采用Φ17.8 mm×L6 300 mm錨索，錨布置方式為“101”布置，排距為2 000 mm，采用12號(hào)鐵絲編制菱形金屬網(wǎng)進(jìn)行護(hù)頂。

2）兩幫控制：采用φ20 mm×2 100mm左旋無(wú)縱筋螺紋鋼錨桿（開采幫錨桿為玻璃鋼纖維錨桿），間排距為1 100 mm×1 000 mm，預(yù)緊扭矩不低于250 N·m，錨固方式同頂板錨桿。采用12號(hào)鐵絲編制菱形金屬網(wǎng)進(jìn)行護(hù)幫。具體支護(hù)方案如圖5所示。

圖5 回風(fēng)順槽支護(hù)方案圖

3.2 效果分析

15102回風(fēng)順槽掘進(jìn)期間，在滯后掘進(jìn)迎頭2 m的位置處布置巷道表面位移監(jiān)測(cè)站，持續(xù)進(jìn)行監(jiān)測(cè)分析，根據(jù)監(jiān)測(cè)結(jié)果得出圍巖變形量曲線如圖6所示。

圖6 巷道掘進(jìn)期間圍巖變形量曲線圖

分析圖6可知，回風(fēng)順槽掘進(jìn)期間，巷道圍巖變形量主要出現(xiàn)在滯后掘進(jìn)迎頭0～40 m范圍內(nèi)，當(dāng)監(jiān)測(cè)斷面滯后掘進(jìn)迎頭40 m后，圍巖變形速率開始大幅降低，當(dāng)監(jiān)測(cè)斷面滯后掘進(jìn)迎頭60 m后，此時(shí)圍巖變形量達(dá)到穩(wěn)定狀態(tài)，最終巷道頂?shù)装逡平孔畲笾禐?1 mm，兩幫移近量最大值為97 mm。

根據(jù)15號(hào)煤層的賦存特征，通過數(shù)值模擬的方式進(jìn)行區(qū)段煤柱寬度分析，確定合理煤柱寬度為25 m，基于15102回風(fēng)順槽特征進(jìn)行巷道錨網(wǎng)索支護(hù)方案的設(shè)計(jì)，根據(jù)掘進(jìn)期間圍巖變形量分析可知，現(xiàn)有煤柱寬度和支護(hù)方案下巷道圍巖變形量小，滿足回采巷道使用要求。