楊郁虎

(山西焦煤汾西礦業(yè)宜興煤業(yè)有限責(zé)任公司，山西 孝義 032300)

1 工程概況

山西汾西宜興煤業(yè)有限責(zé)任公司2號煤層位于山西組中下部第二沉積旋回序列中，1207工作面煤層厚度1.39～2.39 m，結(jié)構(gòu)復(fù)雜。頂板為泥巖、砂質(zhì)泥巖，局部為細(xì)砂巖，厚度變化大，底板為泥巖或砂質(zhì)泥巖，見表1.工作面地表東部440 m為泉則窊村，南部緊鄰龐莊村(村北位于工作面上部)，西南方向670 m為孟南莊村，北部710 m為寨上村(已搬遷)。工作面井下東部和南部均為2號實體煤層，西部為一采南軌道巷，北部為1206采空區(qū)。為提高資源利用率、采出率，設(shè)計在1207工作面摒棄傳統(tǒng)的25～35 m區(qū)段煤柱，采用窄煤柱掘巷工藝，為保障1207運輸巷圍巖穩(wěn)定性，對合理煤柱寬度及方案應(yīng)用效果展開相關(guān)研究。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

2 區(qū)段煤柱合理寬度理論分析

沿工作面長度方向取剖面，采空區(qū)邊緣附近老頂發(fā)生斷裂，老頂斷裂位置對于區(qū)段煤柱所受的壓力及穩(wěn)定性具有關(guān)鍵的作用，采用窄煤柱護巷工藝時可依照老頂斷裂線與煤柱的相對位置分為3種情況[1]：位于上區(qū)段采空區(qū)上方、位于窄煤柱或沿空巷道上方及位于巷道實體煤壁上方。當(dāng)老頂發(fā)生斷裂位置位于上區(qū)段采空區(qū)上方時，此時煤柱所受的壓力最小，沿空巷道圍巖穩(wěn)定性最好；當(dāng)斷裂位置位于煤柱上方或沿空巷道上方時，煤柱上方老頂巖塊長度較大，導(dǎo)致煤柱所受壓力較大，煤柱易失穩(wěn)破壞，同樣不利于沿空巷道圍巖穩(wěn)定；老頂在采空區(qū)寬度方向邊緣附近發(fā)生斷裂后，上覆巖層會向煤層傳遞的支承壓力可分為兩部分，見圖1.

圖1 留設(shè)煤柱合理位置分析模型

工作面周期來壓步距在實際計算中可以視為關(guān)鍵塊體B的長度，參考鄰近1206工作面回采期間老頂平均周期來壓步距為14.32 m，確定采空區(qū)邊緣基本頂破斷塊體B的長度為14.34 m，根據(jù)板的屈服線分析法計算得到塊體B的側(cè)向跨度為15.5 m.避免老頂斷裂位置位于煤柱上方或沿空巷道上方，當(dāng)老頂斷裂位置距采空區(qū)邊緣的距離x0為9～15 m時，可將沿空巷道布置在關(guān)鍵塊B下方，即圖1所示的k1區(qū)域，此時護巷煤柱寬度可為1～9 m；若x0寬度為0～6 m時，應(yīng)考慮將沿空巷道布置在k2區(qū)域，此時護巷煤柱寬度應(yīng)不小于3 m.

采用極限平衡理論可推算得到破斷位置x0[2]：

(1)

式中：M為工作面采高，1207工作面取2.4 m；A為測壓系數(shù)，A=μ/(1-μ)，泊松比μ=0.39，則A=0.639；c0為頂板巖層粘聚力，取6.8 MPa；K為應(yīng)力集中系數(shù)，取2.1；φ0為摩擦角，取41°；H為埋深，取190 m；γ為頂板巖層容重，取0.025 MPa/m；Pz為上區(qū)段回采巷道煤柱側(cè)支護阻力，取0 MPa。

通過式(1)計算得到采空區(qū)邊緣斷裂線x0=0.73 m，因此應(yīng)將沿空巷道布置在k2位置。窄煤柱寬度的理論計算公式B=x0+x1+x2，其中x0為采空區(qū)邊緣煤壁塑性破壞的深度，同樣為老頂斷裂線的位置，x2為沿空巷道煤幫塑性破壞的深度，x3=a/2f，a為巷道寬度，為5 m;f為兩幫煤巖體普氏堅固系數(shù)，為1;x2=2.5 m;x1=(x0+x2)(30～50%)，得到x1的取值范圍0.969～1.615 m，最終得到區(qū)段煤柱寬度B的取值范圍為4.199～4.845 m，由此可知，窄煤柱寬度的合理寬度不應(yīng)小于5 m.

3 區(qū)段煤柱合理寬度模擬研究

進一步探究窄煤柱寬度對于沿空巷道穩(wěn)定性的影響，以宜興煤業(yè)1207工作面為背景，參照綜合柱狀圖建立FLAC3D有限元三維數(shù)值模型[3-4]，沿空巷道斷面尺寸寬、高為5.0 m、4.0 m，模型長400 m，高320 m，厚70 m，工作面長度為180 m，回采長度為200 m，沿空巷道布置在采空區(qū)邊緣附近，工作面頂板所建地層厚度50 m，模型詳細(xì)情況如圖2所示，模型上方未建立的地層總厚度約為140 m，上表面施加3.6 MPa垂直均勻作用力，沿空巷道及煤層附近加密網(wǎng)格的劃分，模型選用摩爾-庫倫本構(gòu)模型，模型建立完畢首先進行初始平衡計算，計算平衡后進行不同煤柱寬度條件下沿空巷道的開挖，護巷煤柱寬度設(shè)計為5～10 m.

圖2 FLAC3D數(shù)值模擬模型

沿空巷道開挖模擬計算平衡后，在沿空巷道長度方向中部取垂直剖面，給出沿空巷道周邊頂板垂直位移和水平位移的變化規(guī)律如圖3所示，沿空巷道頂板垂直位移峰值偏煤柱一側(cè)，垂直位移量隨著煤柱寬度的增大而減小，頂板的水平位移隨著煤柱寬度的增大而增大，煤柱寬度為5 m、6 m時，頂板下沉量向煤柱幫偏斜明顯，表明此時煤柱承載能力較差，無法抑制頂板的下沉；煤柱寬度大于7 m時，頂板下沉量峰值在巷道中部附近達(dá)到最大值，表明此時煤柱與實體煤幫承載性能相當(dāng)，窄煤柱已具有良好的承載性能，煤柱寬度為7 m時，頂板水平位移較小且均勻，表明此時頂板回轉(zhuǎn)下沉量較小。在煤柱寬度設(shè)計選擇時，同時需綜合考慮經(jīng)濟成本，煤柱寬度越大，意味著資源利用率越低，由此可知，窄煤柱寬度為7 m最為合理。

圖3 不同煤柱寬度條件下圍巖變形規(guī)律

4 可行性及應(yīng)用效果研究

4.1 方案可行性模擬研究

宜興煤業(yè)1207運輸巷沿空掘巷階段支護參照鄰近礦井類似地質(zhì)條件下的支護方案進行設(shè)計，頂板及兩幫均采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護，頂錨桿采用D22 mm×2 400 mm的螺紋鋼錨桿，角錨桿向外側(cè)傾斜30°，間排距0.8 m×0.9 m，配套使用110 mm×110 mm×10 mm蝶形托板，減磨墊及半球墊，使用CKb2335、K2360錨固劑各1支，錨固劑長度不小于900 mm，預(yù)緊力40 kN.頂板錨索規(guī)格D17.8 mm×9 000 mm，使用CKb2335錨固劑1支和K2360錨固劑2支，預(yù)緊力200 kN，采用五花布置，間排距為1.6 m×0.9 m.幫錨桿規(guī)格與頂板相同，間排距均為0.8 m×0.9 m，錨固劑長度不小于600 mm，幫部錨索規(guī)格D17.8 mm×4 300 mm，窄煤柱幫錨索采用三花布置，布置間排距1.8×0.9m，實體煤幫每排布置1根錨索，排距0.9 m.巷道頂、幫網(wǎng)必須布置均勻，網(wǎng)片搭接距離100 mm，鏈網(wǎng)絲間距為200 mm，鏈網(wǎng)時采用14號鐵絲對折成雙股，雙絲雙扣，綁扎牢固，擰結(jié)量不得少于3圈，網(wǎng)片要鋪平、鋪展緊貼頂幫，1207運輸巷支護斷面見圖4(a)，垂直位移見圖4(b)，水平位移見圖4(c)。

圖4 1207運輸巷支護方案及頂板變形量模擬結(jié)果(mm)

為考察1207運輸巷支護及窄煤柱留設(shè)寬度的可行性，采用前文所述數(shù)值模型進行1207運輸巷支護后的開挖模擬計算，支護前頂板下沉量最大值為258 mm，水平位移最大值為58 mm，支護后頂板下沉量最大值為112 mm，水平位移量最大值為32 mm，頂板下沉量峰值減小幅度為56.5%，頂板水平位移量峰值減小幅度為44.8%，巷道頂板變形量顯著降低，所設(shè)計的支護方案可保證沿空巷道圍巖穩(wěn)定。

4.2 掘巷階段應(yīng)用效果分析

1207運輸巷掘巷期間留設(shè)7 m的護巷煤柱，采用上述支護方案，工程實踐階段監(jiān)測其頂板下沉量和兩幫移近量，得到巷道表面變形量變化曲線如圖5所示，掘巷前40 d，巷道表面變形量逐漸增大，掘巷40 d后，巷道變形量基本不再增大，監(jiān)測的兩個斷面頂板下沉量穩(wěn)定在85～95 mm，兩幫移近量穩(wěn)定在70～90 mm，表面變形量在合理范圍內(nèi)，1207運輸巷圍巖控制效果良好。

圖5 掘巷階段巷道表面位移曲線

5 結(jié) 語

以宜興煤業(yè)1207運輸巷沿空掘巷為背景，運用理論分析計算、數(shù)值模擬、礦壓監(jiān)測等手段，對合理區(qū)段煤柱寬度及支護進行研究，得到主要結(jié)論如下：

1) 1206工作面采空區(qū)邊緣附近老頂斷裂位置深入實體煤壁深度為0.73 m，區(qū)段煤柱寬度不應(yīng)小于5 m.

2) 頂板下沉量隨著煤柱寬度增大而減小，煤柱寬度為7 m時在安全、經(jīng)濟方面效益最好。

3) 1207運輸巷采用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護方案掘巷期間，頂板下沉量最大值為85～95 mm，兩幫移近量最大值為70～90 mm，巷道表面變形量在合理可控范圍內(nèi)，成功提高了煤炭資源利用率，可在宜興煤業(yè)后續(xù)回采面推廣應(yīng)用。