李海鵬

（山西寧武大運(yùn)華盛南溝煤業(yè)有限公司，山西 寧武 036700）

1 概況

20203 運(yùn)輸順槽位于南溝煤業(yè)井田東部，以南為2#煤層3 條開拓大巷，西側(cè)為20203 回風(fēng)順槽，東側(cè)為井田邊界。20203 運(yùn)輸順槽主要作用為20203工作面回采期間的運(yùn)輸、進(jìn)風(fēng)、行人及安全出口，設(shè)計(jì)長(zhǎng)831 m，沿2#煤層底板掘進(jìn)。20203 運(yùn)輸順槽煤層總體走向?yàn)閃E，傾向NS，傾角8°～10°，平均9°左右。頂?shù)装鍘r層特征詳見表1。根據(jù)20202 回風(fēng)順槽掘進(jìn)期間所遇斷層情況及地質(zhì)資料分析，預(yù)測(cè)20203 運(yùn)輸順槽一共7 條斷層，均為正斷層，斷距為2～21 m。為保障巷道圍巖穩(wěn)定展開相關(guān)研究。

表1 頂?shù)装鍘r層詳情

2 近斷層巷道保護(hù)煤柱寬度研究

20203 工作面東部緊鄰F60 正斷層，斷層走向與巷道軸線方向基本相同，20203 工作面與F60 斷層相對(duì)位置詳見圖1（a）。巷道與斷層的間距將影響圍巖穩(wěn)定性，保護(hù)煤柱寬度過小時(shí)巷道圍巖控制困難，保護(hù)煤柱寬度過大時(shí)將造成煤炭資源的浪費(fèi)。為探究斷層對(duì)于巷道圍巖穩(wěn)定性的具體影響，采用FLAC3D數(shù)值軟件進(jìn)行模擬分析[1-2]，模型尺寸長(zhǎng)×寬×高=150 m×50 m×95 m。20203 運(yùn)輸順槽位于斷層上盤，F(xiàn)60 斷層破碎帶厚度3.0 m，落差為21 m，傾角為65°，2#煤層厚度為4.2 m，巷道沿煤層底板掘進(jìn)，斷面為寬×高=5.0 m×4.0 m。模型頂部埋深取400 m，施加10 MPa 垂直應(yīng)力，設(shè)計(jì)巷道開挖位置分別與斷層間煤柱寬度為5～30 m，每增大5 m 作為一個(gè)模擬方案，煤巖體符合摩爾庫倫破壞準(zhǔn)則。三維數(shù)值模型如圖1（b）。

巷道在不同寬度斷層保護(hù)煤柱條件下進(jìn)行開挖，計(jì)算平衡后在模型X 軸方向中部取垂直截面，得到不同煤柱條件下圍巖塑性破壞規(guī)律及表面變形量變化規(guī)律如圖2。

圖2 不同煤柱寬度條件下塑性破壞及位移量模擬結(jié)果

由圖2 可以看出，斷層保護(hù)煤柱為5～15 m 條件下，巷道兩幫出現(xiàn)拉剪混合破壞區(qū)，實(shí)體煤幫破壞深度達(dá)到3.5～5.0 m，斷層側(cè)煤幫破壞深度達(dá)到5～10 m，并與斷層破碎帶連通，底板出現(xiàn)大范圍的拉伸破壞，斷層側(cè)幫底角的剪切破壞深度尤其大，巷道表面變形主要表現(xiàn)為底板底鼓，圍巖整體變形量維持在較高的水平。由此說明，斷層保護(hù)煤柱寬度不應(yīng)小于15 m。當(dāng)煤柱寬度為20 m 時(shí)，兩幫塑性破壞區(qū)基本呈對(duì)稱分布，最大破壞深度為3.5 m，斷層側(cè)底角處狹長(zhǎng)的帶狀塑性破壞區(qū)消失，巷道表面位移量也顯著減小，說明此時(shí)斷層對(duì)于圍巖穩(wěn)定性的影響顯著減弱；當(dāng)煤柱寬度繼續(xù)增大至25 m、30 m，巷道圍巖塑性破壞區(qū)基本完全呈對(duì)稱分布，且表面變形量減小幅度微小，進(jìn)一步說明當(dāng)煤柱寬度為20 m 時(shí)，斷層對(duì)于巷道圍巖穩(wěn)定性的影響相對(duì)已較小。綜上所述，綜合考慮巷道圍巖穩(wěn)定性及經(jīng)濟(jì)效益，確定20203 運(yùn)輸順槽與F60 斷層間煤柱寬度為20 m。

3 近斷層巷道支護(hù)設(shè)計(jì)

3.1 支護(hù)設(shè)計(jì)

由于F60 斷層走向并非直線，根據(jù)其走向發(fā)育情況與20203 運(yùn)輸順槽間煤柱寬度的變化，將其分為4 個(gè)區(qū)段，區(qū)段Ⅰ、Ⅲ與斷層間煤柱寬度大于等于20 m，區(qū)段Ⅱ、Ⅳ與斷層間煤柱寬度小于20 m。結(jié)合前文數(shù)值模擬及分析研究成果，根據(jù)斷層保護(hù)煤柱寬度不同采取分段支護(hù)的措施。Ⅰ、Ⅲ區(qū)段巷道受斷層影響較小，采用傳統(tǒng)的錨網(wǎng)索聯(lián)合支護(hù)。結(jié)合圍巖塑性破壞特征，底角圍巖采用控讓耦合支護(hù)[3-4]。Ⅰ、Ⅲ區(qū)段支護(hù)詳情：頂板采用Ф22 mm×2400 mm 左旋無縱筋高強(qiáng)螺紋鋼錨桿，幫部采用Ф22 mm×2400 mm 全螺紋等強(qiáng)錨桿，間排距為0.8 m，頂板每排7 根，兩幫每排5 根，采用規(guī)格150 mm×150 mm×10 mm 的碟形托盤，每根錨桿采用S2360 和Z2850 樹脂藥卷各一支；頂板錨索規(guī)格為Ф17.8 mm×6300 mm，間排距2.4 m×0.8 m，“二一二”五花布置，采用S2360 型一支和Z2850 型兩支錨固劑進(jìn)行加長(zhǎng)錨固，托盤規(guī)格300 mm×300 mm×16 mm。兩幫底角處錨桿以較小角度向下打設(shè)，確保錨桿全部在煤幫中，起到一定讓壓效果，避免錨桿破斷失效。在兩排錨桿中部增設(shè)一根全螺紋等強(qiáng)錨桿，向下偏斜20°打設(shè)，錨固在底板巖層內(nèi)，起到控制底角變形的作用。Ⅱ、Ⅳ區(qū)段巷道距離斷層較近，為避免斷層幫出現(xiàn)失穩(wěn)破壞，在煤柱幫錨桿直接增設(shè)長(zhǎng)錨索進(jìn)行補(bǔ)強(qiáng)，錨索規(guī)格與頂板錨索相同，間排距為1.6 m×0.8 m，采用“邁步交錯(cuò)”布置方式。具體支護(hù)方式如圖3。

圖3 巷道支護(hù)示意圖（mm）

3.2 支護(hù)效果模擬研究

采用FLAC3D數(shù)值軟件模擬20203 運(yùn)輸順槽開挖支護(hù)，Ⅰ、Ⅲ區(qū)段模擬斷層保護(hù)煤柱為20 m，Ⅱ、Ⅳ區(qū)段模擬斷層保護(hù)煤柱為15 m。觀察支護(hù)后圍巖塑性破壞及表面位移情況，整理得到圖4、圖5 所示結(jié)果。

圖4 Ⅰ、Ⅲ區(qū)段支護(hù)后模擬結(jié)果

圖5 Ⅱ、Ⅳ區(qū)段支護(hù)后模擬效果

根據(jù)圖4 可知，20203 運(yùn)輸順槽Ⅰ、Ⅲ區(qū)段支護(hù)后，圍巖塑性破壞范圍顯著減小，底板破壞深度由支護(hù)前的3.5 m 減小為2 m，表面變形主要表現(xiàn)為底板底鼓，最大底鼓量由支護(hù)前的34.5 cm 減小為21.0 cm，表面整體變形量減小50%以上，說明圍巖控制效果良好。同理，由圖5 可知，Ⅱ、Ⅳ區(qū)段支護(hù)后，底角處于斷層的塑性連接帶消失，圍巖塑性破壞范圍顯著減小，最大底鼓量由支護(hù)前的39.6 cm 減小為22.5 cm，圍巖整體穩(wěn)定，控制效果良好。

4 應(yīng)用效果實(shí)測(cè)

20203 運(yùn)輸順槽掘進(jìn)期間采取分段支護(hù)方案。在工作面回采期間，采用手持式激光測(cè)距儀對(duì)巷道表面位移量進(jìn)行監(jiān)測(cè)，整理得到巷道表面變形量隨時(shí)間的變化規(guī)律如圖6。提前30 d 對(duì)巷道表面變形量進(jìn)行監(jiān)測(cè)，表面主要變形形式為煤柱幫內(nèi)移和底板底鼓，直至工作面推進(jìn)至測(cè)點(diǎn)位置附近，巷道煤柱幫內(nèi)移量達(dá)到最大值為330～360 mm，底板底鼓量達(dá)到最大值為280～300 mm，實(shí)體煤幫內(nèi)移量及頂板下沉量最大值為200～245 mm。巷道服務(wù)期間圍巖整體穩(wěn)定，支護(hù)效果良好。

圖6 礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果

5 結(jié)論與建議

南溝煤業(yè)20203 運(yùn)輸順槽緊鄰F60 斷層，為保障巷道圍巖穩(wěn)定性，通過數(shù)值模擬、礦壓監(jiān)測(cè)等方法，研究確定合理斷層保護(hù)煤柱寬度為20 m?；诓煌瑪鄬颖Ｗo(hù)煤柱條件下巷道圍巖破壞特征，將巷道分為Ⅰ、Ⅲ區(qū)段（煤柱≥20 m），Ⅱ、Ⅳ區(qū)段（煤柱≤20 m），Ⅰ、Ⅲ區(qū)段采用高強(qiáng)錨網(wǎng)索+底角控讓耦合支護(hù)，Ⅱ、Ⅳ區(qū)段采用非對(duì)稱、斷層側(cè)煤幫補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)。數(shù)值模擬研究表明所設(shè)計(jì)的支護(hù)方案具有可行性。工程應(yīng)用期間通過礦壓監(jiān)測(cè)表明，巷道圍巖整體穩(wěn)定性良好，能夠滿足工作面安全生產(chǎn)的服務(wù)需求。