郝曉東

（潞安化工集團寺家莊公司，山西 晉中 045300）

1 工程概況

陽煤集團寺家莊煤礦15106 工作面開采15 號煤層，煤層平均厚度為5.5 m，平均傾角為6.5°，煤層頂板巖層泥巖和細砂巖，底板巖層為砂質(zhì)泥巖。15106 工作面上區(qū)段為15108 工作面采空區(qū)，下區(qū)段為15104工作面采空區(qū)，屬孤島工作面，工作面回采巷道與鄰近采空區(qū)間的煤柱寬度為7 m，回采巷道均屬于沿空巷道，具體工作面平面位置如圖1 所示。

圖1 15106 工作面平面位置示意圖

15106 工作面回風巷沿煤層底板掘進，巷道掘進斷面為矩形，寬度×高度=4 800 mm×3 900 mm，巷道原有支護采用錨桿索+經(jīng)緯網(wǎng)+鋼筋梯子梁的聯(lián)合支護，規(guī)格為φ22 mm×2 200 mm 的螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×800 mm，頂板錨索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的1×7 股鋼絞線，間排距為880 mm×1 600 mm，頂板布置1 根加強錨索，型號為φ21.6 mm×8 400 mm 的鋼絞線，排距為800 mm，煤柱幫補設1 根規(guī)格為φ17.8 mm×4 200 mm的錨索，排距為1 600 mm，支護方案如圖2 所示。根據(jù)巷道掘進期間的現(xiàn)場觀測可知，巷道在現(xiàn)有支護方案下掘進期間圍巖變形量大，其中兩幫最大移近量達到1 460 mm，且實體煤幫變形量大于煤柱幫，頂?shù)装遄畲笠平窟_到860 mm，為滿足巷道正常使用的要求，特進行巷道支護方案的優(yōu)化分析。

圖2 15106 工作面回風巷原有支護方案斷面圖

2 覆巖破斷位置分析

沿空巷道頂板斷裂位置及形式的變化對巷道的穩(wěn)定性會產(chǎn)生較大的影響，當基本頂斷裂位置位于實體煤上方時，此時基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)下沉會造成實體煤幫出現(xiàn)大變形的特征，且易造成支護失效，回采巷道實體煤幫的支承壓力峰值會向內(nèi)轉(zhuǎn)移而表現(xiàn)出高壓力拱的特征[1-3]，實體煤幫在壓力作用下被擠壓產(chǎn)生大變形?，F(xiàn)為準確掌握基本頂?shù)臄嗔盐恢?，采用YTJ20 型鉆孔窺視儀進行頂板斷裂位置的窺視分析。

根據(jù)15106 工作面回風巷的現(xiàn)場工程實踐結(jié)果可知，巷道滯后掘進頭200 m 的位置處實體煤幫的變形量明顯大于煤柱幫，故在此布置窺視鉆孔，窺視鉆孔以巷道中心線為基準，共布置4 個鉆孔，鉆孔深度1.2 m，鉆孔間距1.2 m，煤柱上方和實體煤鉆孔布置在2 個頂角位置，鉆孔從工作面向采空區(qū)側(cè)分別命名為1- 4 號，窺視鉆孔布置方式如圖3 所示。

圖3 15106 工作面回風巷窺視鉆孔布置平面圖

根據(jù)窺視結(jié)果能夠得出，實體煤幫12 m 深的1號鉆孔，在距巷道表面8.5 m 位置處出現(xiàn)破碎的環(huán)向裂隙，在距巷道孔口9.5m 的位置出現(xiàn)較大的縱向裂隙，且存在著較多的環(huán)向裂隙，在鉆孔孔口8～11 m 的范圍內(nèi)，鉆孔內(nèi)部充滿以縱向裂隙為主的多種裂紋；煤柱體側(cè)12 m 深2 號鉆孔在距離巷道孔口7.7～9.8 m 的范圍內(nèi)，鉆孔內(nèi)的裂隙以環(huán)向裂隙為主；根據(jù)鉆孔窺視結(jié)果可知，3 號和4 號窺視孔內(nèi)基本無明顯的裂隙發(fā)育，具體1～4 號鉆孔在9.5 m 深度處的窺視結(jié)果如圖4 所示。

圖4 15106 工作面鉆孔窺視局部照片

綜合鉆孔窺視結(jié)果和上述分析可知，回風巷實體煤側(cè)3～5 m 范圍內(nèi)裂隙發(fā)育嚴重，煤柱側(cè)頂板則較為完整，僅有少量的縱向裂隙發(fā)育，即煤柱側(cè)的裂隙發(fā)育不明顯，綜合上述分析可知，基本頂在實體煤上方斷裂，基本頂破斷后向采空區(qū)方向回轉(zhuǎn)下沉，造成在基本頂下方出現(xiàn)高應力區(qū)，這是實體煤大于煤柱幫變形的主要原因[4-6]；另一方面由于基本頂回轉(zhuǎn)下沉會對實體煤側(cè)的錨固體產(chǎn)生一定的水平擠壓力，進而會造成實體煤幫產(chǎn)生一定程度不協(xié)調(diào)的錯動滑移，最終表現(xiàn)出巷道實體煤幫變形量大的特征。

3 非對稱支護方案及效果

3.1 非對稱控制思路

基于上述基本頂破斷位置的窺視分析結(jié)果可知，基本頂在實體煤內(nèi)側(cè)破斷是造成實體煤幫變形量大于煤柱幫的主要因素，采用UDEC 數(shù)值模擬軟件進行基本頂在實體煤上方破斷后沿空巷道支承壓力和最大主應力圖的分析，數(shù)值模擬結(jié)果如圖5 所示。

分析圖5 可知，基本頂破斷后，頂板支承壓力曲線會逐漸向深部轉(zhuǎn)移，側(cè)向支承壓力的峰值也在逐漸減小，降低至25.8 MPa，支承壓力峰值出現(xiàn)的位置也逐漸向巷道實體煤幫深部轉(zhuǎn)移，基本頂破斷后支承壓力峰值出現(xiàn)在實體煤幫12 m 的深度處。

圖5 基本頂破斷后圍巖應力分布圖

綜合基本破斷位置窺視分析和基本頂破斷后圍巖應力分布圖，確定通過采用高預緊力錨桿索支護以提高實體煤幫的支護，控制實體煤幫的大變形，即巷道采用非對稱支護方案。

3.2 支護方案

根據(jù)巷道非對稱支護控制思路，設計巷道處采用高強預緊力錨桿索非對稱支護方案，具體15106工作面回風巷支護優(yōu)化后的支護斷面如圖6 所示，支護參數(shù)如下：

圖6 15106 工作面回風巷支護優(yōu)化斷面圖

1）頂板支護：規(guī)格為φ22 mm×2 200 mm 的高強螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×800 mm，每排布置6 根，頂角錨桿與巷幫距離為400 mm，兩頂角錨桿與頂板成15°布置，錨桿預緊扭矩為300 N·m，采用150 mm×150 mm×10 mm 的蝶形托盤，采用加長錨固，錨桿采用鋼筋梯子梁連接，梯子梁規(guī)格為2 050 mm×70 mm；錨索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的低松弛鋼絞線，間排距為1 600 mm×800 mm，預緊力為150 kN，錨索每排布置2 根，垂直頂板打設，巷道表面采用金屬網(wǎng)護表。

2）實體煤幫支護：錨桿規(guī)格型號等參數(shù)同頂板錨桿，間排距為800 mm×800 mm，靠近頂角和底角錨桿距頂?shù)装宓木嚯x為350 mm，錨桿分別斜向上和向下15°布置，其余錨桿垂直巷幫布置，錨桿采用加長錨固，錨桿間采用鋼筋梯子梁連接，梯子梁規(guī)格為2 050 mm×70 mm；錨索采用φ17.8 mm×7 200 mm 的鋼絞線，間排距為1 600 mm×800 mm，錨索預緊力為150 kN。

3）煤柱幫支護：錨桿支護方式同實體煤幫，錨索采用φ17.8 mm×4 200 mm 的鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 600 mm，錨索預緊力為100 kN，錨索垂直巷幫布置，幫部表面采用金屬網(wǎng)進行護表。

3.3 效果分析

15106 工作面回風巷采用優(yōu)化后的支護方案后，在巷道內(nèi)每間隔50 m 布置1 組圍巖變形量監(jiān)測點，采用十字布點法進行圍巖變形觀測分析，根據(jù)觀測結(jié)果得出圍巖變形曲線如圖7 所示。

圖7 回風巷支護優(yōu)化方案實施后圍巖變形曲線圖

分析圖7 可知，回風巷在采用優(yōu)化后的支護方案時，巷道圍巖變形主要發(fā)生在滯后掘進迎頭80 m范圍內(nèi)，圍巖在該范圍內(nèi)頂?shù)装逡平俾屎蛢蓭鸵平俾瘦^大，圍巖處于快速變形的不穩(wěn)定階段，隨著巷道掘進作業(yè)的進行，當巷道滯后掘進迎頭120 m時，此時圍巖變形速率大幅降低，圍巖變形逐漸趨于穩(wěn)定，當監(jiān)測斷面滯后掘進頭150 m 時，此時圍巖變形量不再大幅增大，僅在小范圍內(nèi)出現(xiàn)一定程度的變化，巷道兩幫變形量差異大的現(xiàn)象也得到有效控制，最終頂?shù)装逡平康淖畲笾捣謩e為225 mm，煤柱幫變形量的最大值為100 mm，實體煤幫變形量的最大值為150 mm，優(yōu)化的支護方案保障了巷道圍巖的穩(wěn)定。

4 結(jié) 論

根據(jù)15106 工作面回風巷賦存特征及原有支護下的變形情況，通過現(xiàn)場窺視分析得出回風巷基本頂在實體煤幫上方出現(xiàn)破斷，進一步分析頂板破斷后的應力分布，確定巷道優(yōu)化方案加強兩幫支護，尤其加強實體煤幫支護，采用非對稱支護方案，根據(jù)優(yōu)化支護方案的工程實踐結(jié)果可知，優(yōu)化后的支護方案解決了圍巖變形量大的問題，保障了巷道圍巖的穩(wěn)定。