張鵬飛

(陜西黃陵二號煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

目前，我國煤炭資源回采率基本在60%以上，煤炭資源浪費嚴重，其中放頂煤工藝損失約為44%，區(qū)段煤柱損失約為33%。由此可見，減小區(qū)段煤柱寬度，進行留小煤柱沿空掘巷是提高煤炭資源回采率的主要途徑[1-5]。但是，小煤柱留設寬度較小時，煤柱極易因采動影響而發(fā)生破壞，不能支撐覆巖壓力和維護巷道穩(wěn)定；小煤柱留設寬度過大，可能導致沿空巷道位于應力增高區(qū)，使巷道維護成本增高，且會降低工作面回采率[6-8]。因此，確定合理的煤柱留設寬度，不僅能夠提高工作面回采率，還能優(yōu)化回采巷道布設位置[9]。針對黃陵二號煤礦以往留設35 m寬的區(qū)段煤柱時未能解決礦壓危害，造成煤炭浪費上億元和不能徹底解決巷道維護的問題，提出采用留小煤柱沿空掘巷技術施工301運輸巷，通過理論計算和數值模擬研究確定護巷小煤柱寬度，為巷道穩(wěn)定和工作面安全生產提供保障。

1 工程概況

黃陵二號煤礦位于陜西省黃陵縣雙龍鎮(zhèn)境內，井田面積約351.94 km2，可采儲量6.4億t，設計生產能力800萬t/a。301工作面位于2號煤層三盤區(qū)，南部為301工作面膠帶巷，北部為未開采區(qū)，西部為三盤區(qū)大巷。煤層埋深為490～690 m，平均埋深590 m；煤層厚度為2.75～5.75 m，平均厚度4.61 m；煤層傾角為2°～6°，平均傾角4°，煤層頂底板情況見表1。301輔運巷北部為實體煤，南部為301工作面膠帶巷，沿2號煤層頂板掘進，巷道設計長度4 077 m，設計斷面為矩形，斷面尺寸為4 600 mm×3 800 mm(寬×高)。

表1 煤層頂底板情況

2 小煤柱寬度理論計算

2.1 極限塑性理論法煤柱寬度計算

上區(qū)段工作面的回采擾動破壞了巷道圍巖的應力平衡狀態(tài)，在上區(qū)段工作面回采結束、圍巖應力形成新的平衡后進行沿空掘巷時，巷道圍巖受掘巷擾動發(fā)生二次破壞，導致煤柱兩側均形成一定范圍的塑性區(qū)，而煤柱穩(wěn)定的最小寬度應確保其內部存在一定寬度的彈性核區(qū)[10-11]。此外，錨桿支護作用有效控制了實體煤側的塑性區(qū)。因此煤柱穩(wěn)定的最小寬度應為采空區(qū)側塑性區(qū)寬度、錨桿有效支護長度和彈性核區(qū)寬度三者之和[3，7]。煤柱寬度計算模型如圖1所示。

圖1 煤柱寬度計算模型

根據煤巷兩幫煤體應力和變形極限平衡理論，合理最小護巷寬度煤柱Bmin為[4，9]

Bmin=x1+x2+x3

(1)

(2)

式中，x2為上區(qū)段工作面開采在煤柱中產生的塑性區(qū)寬度，m；M為上區(qū)段平巷高度，取3.5 m；β為側壓系數，取0.28；φ為煤體內摩擦角，取30°；C0煤體粘聚力，取0.8 MPa；α煤層傾角，取7°；k為應力集中系數，煤體抗壓強度小于25 MPa時，k=2.5；H為巷道埋藏深度，m；γ為巖層平均體積力，25 kN/m3；Px上區(qū)段平巷支架對下幫支護阻力，取0。代入式(2)計算得x2=2.1 m。x1為錨桿錨入煤柱的深度，取2.5 m；x3為安全余量，取0.5 m；代入式(1)計算，合理最小護巷寬度煤柱Bmin=5.1 m。

2.2 雙側塑性計算法

區(qū)段煤柱的完整性受塑性區(qū)寬度的干擾較大，塑性區(qū)寬度越長，煤柱體易破壞，因此在設計寬度時需要將塑性區(qū)的最大情況計算進去，判定煤柱合理范圍寬度E[12]計算式為

E=k(xp+xs+xh)

(3)

(4)

(5)

xh=0.4(xp+xs)

(6)

式中，k為煤體采動影響因子，與頂板巖層完整性有關，取0.94；xp為巷道側煤柱邊緣塑性區(qū)寬度，m；xs為采空區(qū)側煤柱邊緣塑性區(qū)寬度，m；xh為區(qū)段煤柱核心承載寬度，m；帶入數據得xs=2.58 m，xp=2.61 m，xh=2.08 m，故煤柱合理范圍寬度E=6.83 m。

上述對301輔運巷護巷小煤柱寬度的計算表明，按照極限塑性區(qū)計算法確定的煤柱寬度為5.1 m；雙側塑性計算法確定的煤柱寬度為6.83 m。由此可見301輔運巷護巷小煤柱力學上合理寬度為5～7 m。

3 沿空掘巷護巷煤柱數值模擬研究

3.1 數值計算模型

3.1.1 幾何模型

以301輔運巷為工程背景，采用MIDAS/GTS數值模擬軟件建立三維數值計算模型，采用錨桿加錨索支護形式預留小煤柱進行301輔運巷模擬開挖。依據圣維南原理結合采場簡化選擇模型尺寸[13]，區(qū)段煤柱位于上區(qū)段工作面采空區(qū)邊緣位置，根據現場實際工況和模擬計算的要求，建立120 m×100 m×60 m(寬×長×高)的三維模型，所建立的幾何模型平面圖如圖2所示。

圖2 幾何模型平面

3.1.2 模型參數

模型底部限制垂直方向位移，其他各面限制水平方向位移，模型上部邊界載荷按500 m埋深均勻推算等效巖體自重壓力，巖石體平均容重25 kN/m3，并將自重應力沿重力方向轉化為均布壓力以單元面壓力加載與模型頂部。模型采用莫爾-庫侖屈服準則計算，3D網格組分割采取循環(huán)法進行分割劃分，從巷道向四周發(fā)散，邊界處網格寬度最大，區(qū)段煤柱和巷道處網格寬度為1 m×1 m×1 m，邊界處網格寬度為2 m×2 m×2 m。模擬過程中，錨桿及錨索采用植入式桁架單元，煤層及其他巖層采用實體單元。數值模擬中煤巖層力學參數見表2。

表2 煤巖層基本物理力學參數

3.1.3 數值模擬步驟和內容

首先開采上區(qū)段工作面，待上區(qū)段工作面回采結束上覆巖層穩(wěn)定后，分別留設5 m、10 m、15 m和20 m的區(qū)段煤柱，然后根據煤柱大小確定沿空巷道開挖位置。為確保計算結果符合實際條件，在開挖巷道周圍位置附近加密計算網格的劃分，之后進行巷道的開挖。由此模擬分析隨小煤柱寬度變化時的沿空巷道圍巖變形與破壞規(guī)律。

3.2 不同煤柱寬度下圍巖塑性區(qū)分布特征

上區(qū)段開采完畢，采空區(qū)冒落穩(wěn)定后，由于下區(qū)段巷道的挖掘又會導致圍巖應力的重置，對于區(qū)段煤柱的應力分布造成影響，導致煤柱兩側塑性區(qū)產生變化[14-16]。不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區(qū)分布特征如圖3所示。

圖3 不同煤柱寬度下圍巖塑性區(qū)云圖

由圖3可知，煤柱寬度為5 m時，煤柱兩側塑性區(qū)出現重合，產生塑性區(qū)疊加現象，煤柱兩側塑性區(qū)連通。煤柱寬度為10 m和15 m時，煤柱兩側塑性區(qū)有相接但未完全連通。煤柱寬度為20 m時，煤柱兩側塑性區(qū)相距較遠。

3.3 不同煤柱寬度下圍巖應力分布特征

3.3.1 不同煤柱寬度下圍巖水平應力分布特征

不同煤柱寬度下掘巷直接頂30 m區(qū)域內水平方向應力分布變化曲線分別如圖4所示。由圖4可知，距巷道頂板5 m處水平應力值最大，同一寬度下，水平應力先增加后降低，再緩慢增加；煤柱寬度為20 m時水平應力變化范圍較大，5 m、10 m和15 m處水平應力變化范圍大致在8～30 MPa，平均應力值在20～25 MPa時趨于穩(wěn)定，沿空側巷道受到采空區(qū)側邊緣應力影響和區(qū)段煤柱側向水平擠壓作用，對巷幫支護阻力要求較大，預留煤柱寬度較小時，加快掘進速率，大大降低了水平應力的集中現象，對于頂板支護管理有顯著的作用。

圖4 不同煤柱寬度下巷道頂板水平應力變化曲線

3.3.2 不同煤柱寬度下圍巖垂直應力分布特征

不同煤柱寬度下掘巷直接頂30 m區(qū)域內垂直方向應力分布變化曲線分別如圖5所示?？芍?，煤柱寬度為20 m時，由于上覆巖梁體的破壞導致拱形結構變形，不能夠提供穩(wěn)定的承載結構，上部垮落的巖體塊產生滑落下沉，對于垂直方向應力過大，距頂板15～20 m垂直應力增加速率降低，頂板上部開采煤層厚度為8 m左右，垂直應力降低說明有效的支護形式和合理的煤柱寬度，對綜采放頂煤有一定的碎煤作用，觀察5 m、10 m、15 m豎向壓力范圍是10～30 MPa，距頂板20 m范圍外豎直壓力有所降低。

圖5 不同煤柱寬度下巷道頂板垂直應力變化曲線

綜合分析可得，不同煤柱寬度導致應力變化和重分布，對煤柱核心區(qū)域承載力呈現顯著的變化，煤柱寬度過長，導致承載能力降低，煤柱內部發(fā)生應力疊加現象，導致煤巖體破壞，上覆巖層產生滑落變形，而且過寬的煤柱導致應力集中對掘進巷道側向擠壓變形，巷幫壓力增高，頂板下沉量劇烈，增加了人工成本，影響掘進效率。從上述模擬結果可知煤柱寬度為5 m時，圍巖塑性區(qū)重疊和應力場疊加，導致煤柱變形和巷道周邊破壞；煤柱寬度為10～20 m時，圍巖變形和應力相對較小，位移變化和應力值有所減小。因此確定煤柱合理寬度應為10～20 m。

4 沿空巷道支護方案及支護效果分析

4.1 301運輸巷支護方案

4.1.1 頂板支護

頂板采用錨桿錨索分離支護形式，頂板錨桿采用650 mm×800 mm的間排距配合鋼筋托梁支護，錨桿規(guī)格為φ22 mm×3 500 mm螺紋鋼錨桿，每根錨桿采用1節(jié)MSK2335型和2節(jié)MSZ2360型錨固劑進行錨固，錨桿配合150 mm×150 mm×12 mm鋼托盤，鋼筋托梁采用φ16 mm圓鋼加工，長度4 100 mm，孔距650 mm，孔呈矩形70 mm×70 mm。錨索采用1 300 mm×800 mm的間排距以“一梁四索”的形式布置，錨索梁由T140鋼帶加工，梁長4 100 mm，錨索規(guī)格φ21.8 mm×10 300 mm 19芯防腐錨索，每根錨索采用1節(jié)MSK2850型和3節(jié)MSZ2850型錨固劑進行錨固，錨索配合80 mm×80 mm×10 mm鋼板。頂部采用鐵絲菱形網，橫向鋪設，規(guī)格為1 000 mm×5 000 mm。

4.1.2 巷幫支護

兩幫部錨桿以800 mm的間距布置于T100鋼帶上，鋼帶由1根2 600 mm和1根1 000 mm鋼帶組成，2 600 mm鋼帶從上至下第3根錨桿孔，錨桿必須施工在最下端一個孔內，鋼帶壓茬200 mm，支護后鋼帶整體長3 400 mm，鋼帶排距為800 mm。錨桿均為金屬錨桿，規(guī)格為φ22 mm×3 500 mm，每根錨桿采用1節(jié)MSK2335型和1節(jié)MSZ2360型錨固劑進行錨固，每根錨桿配合一個80 mm×80 mm×10 mm鋼板。采面?zhèn)葞筒捎脧秃暇W，規(guī)格為1 200 mm×3 600 mm。煤柱側幫部采用φ6.5 mm冷拔鋼筋網片，規(guī)格為1 000 mm×2 000 mm。

4.2 21904運輸巷圍巖控制效果分析

綜合分析煤柱寬度理論計算和數值模擬結果，結合黃陵二號煤礦實際開采地質情況，301運輸巷護巷小煤柱寬度為17.5 m。為評估301運輸巷留17.5 m寬小煤柱掘巷期間巷道圍巖變形情況，在巷道內布置2個表面位移測站，測站間距為50 m，采用“十字布點法”對巷道表面變形情況進行實時監(jiān)測，監(jiān)測結果和掘巷效果分別如圖6和圖7所示。由圖6可知，在0～8 d時，巷道表面相對移近量隨觀測時間而快速增大；在8～30 d時，巷道表面相對移近量隨觀測時間無顯著變化，表明在0～8 d范圍內，受掘巷影響，圍巖應力快速釋放，巷道表面變形較大；在8～30 d范圍內，隨掘進迎頭向前推進，測站處巷道圍巖應力新的平衡狀態(tài)逐漸形成，巷道表面逐漸減小。由圖6還可看出，巷道頂底板相對移近量最大值為29.01 mm，兩幫相對移近量最大值為36.76 mm。由圖7可知，301運輸巷在掘巷期間，無網兜、片幫和底鼓現象發(fā)生。由此可見，留設17.5 m寬的護巷小煤柱時，301運輸巷沿空掘巷圍巖變形控制效果顯著。

圖6 巷道圍巖表面變形量

圖7 掘巷效果

5 結論

(1)基于301輔運巷實際工程地質條件，采用極限塑性理論法和雙側塑性計算法確定了護巷小煤柱力學上的合理寬度為5～7 m。

(2)采用MIDAS/GTS數值模擬對區(qū)段煤柱留設寬度為5 m、10 m、15 m和20 m時，掘進期間巷道圍巖塑性區(qū)及應力分布特征進行模擬研究，結合煤柱穩(wěn)定性、承載能力、工作面回采率和工作面實際條件，確定煤柱最佳寬度為17.5 m。

(3)結合黃陵二號煤礦實際生產技術條件，提出采用“錨網索梁”聯合支護方案并進行參數設計，現場應用結果表明，巷道頂底板和兩幫相對移近量最大值分別為29.01 mm、36.76 mm，且在掘巷期間無網兜、片幫和底鼓現象發(fā)生，巷道圍巖變形控制效果顯著，為工作面安全生產提供了保障。