李 政

(山西晉城煤業(yè)集團(tuán) 勘察設(shè)計(jì)院有限公司， 山西 晉城 048006)

煤炭開采時(shí)常因留設(shè)煤柱尺寸不合理導(dǎo)致大量煤炭資源被遺留浪費(fèi)，當(dāng)煤層厚度較大時(shí)，煤炭資源的浪費(fèi)量將急劇增加，因此有必要對(duì)遺留煤柱體的尺寸進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)[1-2]. 目前，常用的提高煤炭資源回采率的方法有充填和小煤柱護(hù)巷，但充填方法存在前期設(shè)備投入量大、充填材料適用條件受限以及充填工藝復(fù)雜等缺陷，因此小煤柱護(hù)巷成為一些礦區(qū)首選的提高煤炭資源開采率的有效手段[3-4].

1 工作面概況

晉能控股集團(tuán)某礦目前正在開采西翼六采區(qū)的605綜放工作面，鄰近603綜放工作面已經(jīng)回采完畢。603綜放工作面采空區(qū)與605綜放工作面之間原計(jì)劃留設(shè)30 m寬的護(hù)巷煤柱體，考慮到煤炭資源浪費(fèi)嚴(yán)重等問題，當(dāng)掘巷至大約一半位置時(shí)，經(jīng)過相關(guān)論證,將護(hù)巷煤柱體寬度更改設(shè)計(jì)為10 m，并繼續(xù)掘巷至開切眼位置處。605綜放工作面平面位置關(guān)系示意情況見圖1.

圖1 605綜放工作面平面位置關(guān)系示意圖

605綜放工作面主采3#煤層的厚度為6.7～9.8 m，平均厚度為8.2 m，煤層傾角為4°～13°，平均傾角為8°. 煤層上方賦存有一平均厚度為0.5 m的炭質(zhì)泥巖層(偽頂)，其上方依次為平均厚度為2.5 m的細(xì)砂巖層(直接頂)和平均厚度為8.6 m的粉砂巖層(基本頂)。605綜放工作面直接開采高度為3.5 m，放頂煤高度為4.7 m，采放比接近1∶1.35. 當(dāng)對(duì)605綜放工作面沿空側(cè)煤巷采用10 m寬護(hù)巷煤柱體后，煤巷圍巖依舊沿用原有的對(duì)稱式支護(hù)方案，結(jié)果在后續(xù)煤巷圍巖的變形穩(wěn)定過程中出現(xiàn)了圍巖控制效果差的問題，現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研情況見圖2.

由圖2可知，煤巷上方頂煤整體較為破碎，離層現(xiàn)象嚴(yán)重，且多處存在頂煤受水平擠壓力作用而內(nèi)擠變形嚴(yán)重的問題，這些情況都不利于煤巷頂板煤體的控制，存在頂板煤體大面積離層冒頂?shù)臐撛谖ｋU(xiǎn)性，見圖2a)、b)；同時(shí)在頂板與煤柱幫的肩窩位置處也存在變形嚴(yán)重、煤體破碎的情況，多處錨網(wǎng)出現(xiàn)兜包現(xiàn)象，見圖2c)；圖2d)為煤柱幫圍巖控制情況，可見煤柱幫整體控制效果較差，多處煤體內(nèi)擠變形嚴(yán)重，需要對(duì)煤柱幫增加鋼筋梯子梁、鋼帶等措施,強(qiáng)化錨桿對(duì)于煤柱幫圍巖的整體控制效果。

圖2 窄煤柱護(hù)巷圍巖控制現(xiàn)場(chǎng)圖

2 沿空側(cè)煤巷覆巖運(yùn)移規(guī)律分析

為了探究當(dāng)對(duì)605綜放工作面沿空側(cè)煤巷采用10 m寬護(hù)巷煤柱體后覆巖運(yùn)移情況，采用礦用型電子鉆孔窺視儀結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)煤巷內(nèi)圍巖處所施工的扇形鉆孔來進(jìn)行確定[5]，結(jié)果見圖3.

圖3 基本頂破斷位置現(xiàn)場(chǎng)勘測(cè)結(jié)果圖

如圖3所示，基本頂破斷后斷裂線形態(tài)由沿頂板施工的一排扇形鉆孔(①—⑧)勘測(cè)確定，該排扇形鉆孔內(nèi)任一鉆孔的深度均要滿足能夠穿過平均厚度為8.6 m的粉砂巖層(基本頂)。該排扇形鉆孔施工順序?yàn)閺蘑偬?hào)鉆孔依次向⑧號(hào)鉆孔施工，同時(shí)在施工完一個(gè)鉆孔后立即采用礦用型電子鉆孔窺視儀對(duì)其孔內(nèi)情況進(jìn)行及時(shí)監(jiān)測(cè)，并將監(jiān)測(cè)結(jié)果在鉆孔內(nèi)相應(yīng)的位置進(jìn)行標(biāo)記。通過礦用型電子鉆孔窺視儀能夠直觀勘測(cè)到鉆孔內(nèi)不同深度位置處的煤巖體破壞形態(tài)，主要有煤巖層水平錯(cuò)位(A)、垂直裂隙(B)、貫通垂直裂隙(C)和破碎帶(D)4種主要破壞形態(tài)，而其中貫通垂直裂隙(C)為頂板內(nèi)基本頂破斷后斷裂線形態(tài)的直觀反映，將各鉆孔內(nèi)相應(yīng)位置處的貫通垂直裂隙(C)點(diǎn)連接到一起，可以得到頂板內(nèi)基本頂破斷后斷裂線形態(tài)基本情況。圖3中實(shí)粗線為通過施工的一排扇形鉆孔所確定的頂板內(nèi)基本頂破斷后斷裂線形態(tài)，可見基本頂破斷后斷裂線位于沿空側(cè)煤巷10 m護(hù)巷窄煤柱的正上方。

3 數(shù)值模擬分析

基于605綜放工作面的工程地質(zhì)條件，采用UDEC軟件建立二維平面應(yīng)變模型，模擬分析在該工作面沿空側(cè)煤巷留設(shè)10 m寬窄煤柱護(hù)巷情況下，覆巖內(nèi)基本頂運(yùn)移將會(huì)對(duì)沿空側(cè)煤巷所造成的影響。二維平面模型尺寸為寬50 m×高20 m，模型內(nèi)沿空側(cè)煤巷尺寸為寬5 000 mm×高3 500 mm，模型兩側(cè)采用水平位移約束，底側(cè)采用固定位移約束，模型內(nèi)煤巖塊體采用莫爾-庫倫本構(gòu)模型，煤巖塊體內(nèi)的節(jié)理采用接觸-庫倫滑移本構(gòu)模型，且將所有節(jié)理均簡化設(shè)置為水平和垂直兩個(gè)方向。所建立的二維平面應(yīng)變模型中煤巖塊體的物理力學(xué)參數(shù)見表1，節(jié)理物理力學(xué)參數(shù)見表2.

表1 煤巖塊體的物理力學(xué)參數(shù)表

表2 節(jié)理物理力學(xué)參數(shù)表

根據(jù)表1和表2中所示參數(shù)對(duì)所建立的二維平面應(yīng)變模型賦值，并進(jìn)行數(shù)值模擬運(yùn)算。關(guān)于605綜放工作面沿空側(cè)煤巷留設(shè)10 m窄煤柱護(hù)巷不同階段的數(shù)值模擬演化規(guī)律見圖4.

圖4 沿空側(cè)煤巷數(shù)值模擬演化規(guī)律圖

由圖4可知，當(dāng)沿空側(cè)煤巷上覆巖層中基本頂破斷位置位于煤柱體正上方時(shí)，隨著巖塊B的回轉(zhuǎn)失穩(wěn)運(yùn)移，將會(huì)導(dǎo)致下方煤巷圍巖中煤柱體內(nèi)塑性區(qū)范圍不斷擴(kuò)大，同時(shí)受到巖塊B在回轉(zhuǎn)失穩(wěn)運(yùn)移過程中對(duì)于頂板的水平擠壓應(yīng)力作用，將會(huì)導(dǎo)致煤巷頂板煤巖體內(nèi)塑性區(qū)范圍也不斷的擴(kuò)大，最終當(dāng)煤巷圍巖中塑性區(qū)范圍發(fā)展到一定程度后，煤巷圍巖將無法承載上覆巖層結(jié)構(gòu)而發(fā)生較大的變形破壞，最終導(dǎo)致嚴(yán)重的沿空側(cè)煤巷礦壓顯現(xiàn)。根據(jù)數(shù)值模擬結(jié)果可知，當(dāng)基本頂破斷后巖塊A和巖塊B之間的斷裂線位于下側(cè)煤柱體正上方時(shí)，此時(shí)巖塊B的回轉(zhuǎn)失穩(wěn)運(yùn)移將會(huì)對(duì)下方煤巷造成很大的影響。

4 支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)及現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用

4.1 支護(hù)優(yōu)化設(shè)計(jì)

針對(duì)605綜放工作面沿空側(cè)煤巷傳統(tǒng)的對(duì)稱性支護(hù)方式進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)，優(yōu)化后的支護(hù)方式見圖5.

圖5 沿空側(cè)煤巷非對(duì)稱支護(hù)方式圖

采用優(yōu)化后的非對(duì)稱支護(hù)方式，側(cè)重于對(duì)煤柱側(cè)的頂板和煤柱體進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。頂板采用3根長度為8 300 mm、直徑為17.8 mm的鋼絞線錨索，錨索間距為1 200 mm. 靠近煤柱側(cè)的兩根錨索采用槽鋼進(jìn)行連接，形成桁架系統(tǒng)，強(qiáng)化煤柱側(cè)上方煤巖體的加固能力。針對(duì)煤柱幫在原支護(hù)基礎(chǔ)上增加2根長度為6 300 mm、直徑為17.8 mm的鋼絞線錨索，錨索間距為1 700 mm. 同時(shí)，頂板內(nèi)的3根錨索施工時(shí)要向中心線右側(cè)即煤柱幫側(cè)進(jìn)行一定量的偏移，著重強(qiáng)化煤柱幫側(cè)頂板的支護(hù)。錨桿索排距取值為800 mm，避免因?yàn)榕啪噙^大而對(duì)煤巷圍巖支護(hù)不力。

4.2 現(xiàn)場(chǎng)礦壓監(jiān)測(cè)

采用優(yōu)化后的非對(duì)稱支護(hù)方式后，現(xiàn)場(chǎng)調(diào)研發(fā)現(xiàn)沿空側(cè)煤巷圍巖變形較小，圍巖在此種非對(duì)稱支護(hù)形式下得到了很好的控制。支護(hù)方式優(yōu)化后的現(xiàn)場(chǎng)圍巖調(diào)研情況見圖6.

圖6 沿空側(cè)煤巷圍巖控制效果圖

由圖6可以看出，采用優(yōu)化后的非對(duì)稱支護(hù)方式后，煤巷頂板整體性較好，基本不存在離層現(xiàn)象。同時(shí)，護(hù)巷煤柱幫也得到了很好的控制，煤柱幫圍巖沒有發(fā)生明顯的內(nèi)擠變形情況。

在煤巷內(nèi)每間隔50 m設(shè)置1組十字測(cè)站對(duì)煤巷圍巖收斂量情況進(jìn)行監(jiān)測(cè)，一共設(shè)置3組十字測(cè)站，監(jiān)測(cè)結(jié)果平均值見圖7.

圖7 煤巷圍巖收斂量監(jiān)測(cè)結(jié)果圖

由圖7可知，采用非對(duì)稱支護(hù)方式后，最終在一個(gè)月左右的時(shí)間點(diǎn)煤巷圍巖表面變形量趨于穩(wěn)定，此時(shí)煤巷圍巖兩幫平均收斂量為110 mm，頂?shù)装迤骄諗苛繛?30 mm，相較于巷道的斷面尺寸為寬5 000 mm×高3 500 mm，可計(jì)算得到煤巷圍巖兩幫平均收斂率為2.2%，頂?shù)装迤骄諗柯蕿?.7%，整體收斂率控制在5%以內(nèi)，可見煤巷圍巖控制良好，能夠滿足后續(xù)的安全生產(chǎn)需求。

5 結(jié) 論

1) 采用礦用型電子鉆孔窺視儀結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)煤巷內(nèi)圍巖處所施工的扇形鉆孔，綜合確定605綜放工作面沿空側(cè)煤巷在10 m寬窄煤柱護(hù)巷情況下，頂板內(nèi)基本頂破斷后斷裂線位置位于沿空側(cè)煤巷10 m寬護(hù)巷窄煤柱的正上方。

2) 數(shù)值模擬結(jié)果表明，當(dāng)基本頂內(nèi)巖塊B的支承點(diǎn)位于煤柱體正上方時(shí)，將會(huì)對(duì)煤柱體施加較大的垂向應(yīng)力，當(dāng)煤柱體寬度較窄時(shí)，將會(huì)無法承載較大的垂向應(yīng)力而變形嚴(yán)重，同時(shí)巖塊B的回轉(zhuǎn)運(yùn)移將會(huì)對(duì)沿空側(cè)煤巷頂板施加較大的水平擠壓應(yīng)力，導(dǎo)致沿空側(cè)煤巷圍巖變形嚴(yán)重。

3) 針對(duì)605綜放工作面沿空側(cè)煤巷采用非對(duì)稱支護(hù)方式，側(cè)重于對(duì)煤柱側(cè)的頂板和煤柱體進(jìn)行加強(qiáng)支護(hù)。采用優(yōu)化后的非對(duì)稱支護(hù)方式后，沿空側(cè)煤巷頂板和煤柱幫得到了很好的控制，煤巷圍巖表面變形量趨于穩(wěn)定，能夠滿足后續(xù)的安全生產(chǎn)需求。