李中偉

(1.天地科技股份有限公司 開采設(shè)計事業(yè)部，北京 100013； 2.中煤科工開采研究院有限公司，北京 100013)

回采工作面間留設(shè)合理的煤柱尺寸是煤炭資源高效開采的先決條件，許多專家學(xué)者[1-6]對煤柱尺寸留設(shè)和巷道圍巖控制技術(shù)進(jìn)行了研究，高預(yù)緊力錨桿錨索支護(hù)技術(shù)顯著提高了巷道圍巖控制效果[7-10]。

王宇等[11]以顧橋1126(1)工作面為背景，得到煤巖體側(cè)向采動應(yīng)力方程和破壞深度方程，提出高預(yù)緊力全長錨固錨桿+錨索+鋼帶+金屬網(wǎng)的非對稱錨網(wǎng)索密集支護(hù)方案。馬金錄[12]利用 FLAC3D數(shù)值軟件對7種寬度范圍內(nèi)的煤柱進(jìn)行模擬，分別從沿空掘進(jìn)期間煤柱的垂直應(yīng)力分布、水平位移分布、表面位移對煤柱的穩(wěn)定性進(jìn)行對比分析，確定了合理的沿空掘巷煤柱尺寸。董合祥[13]基于對特厚煤層窄煤柱護(hù)巷圍巖控制難點分析，提出了頂板采用高強(qiáng)高預(yù)緊力錨桿錨索和強(qiáng)護(hù)表構(gòu)件的聯(lián)合支護(hù)技術(shù)，煤柱幫采用強(qiáng)力錨桿支護(hù)系統(tǒng)和噴漿加固的圍巖控制技術(shù)，實體煤幫采用高強(qiáng)錨桿錨索支護(hù)系統(tǒng)結(jié)合鉆孔卸壓。張守寶等[14]根據(jù)典型工程背景和護(hù)巷煤柱的中性區(qū)理論，建立數(shù)值模型模擬分析不同寬度煤柱內(nèi)中性區(qū)的變化和承載力特征。董崇澤等[15]采用鉆孔觀測、 位移及應(yīng)力監(jiān)測與數(shù)值分析方法研究了小煤柱沿空掘巷巷道變形及錨桿錨索受力特征。趙鐵林[16]用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場測試的方法，研究了特厚煤層綜放開采沿空掘巷煤柱寬度的合理尺寸。柏建彪等[17]研究了綜放沿空掘巷圍巖變形及窄煤柱的穩(wěn)定性與煤柱寬度、煤層力學(xué)性質(zhì)及錨桿支護(hù)強(qiáng)度之間的關(guān)系，確定了不同煤層條件下相應(yīng)的窄煤柱合理寬度。

以上研究基本集中在破碎頂板巷道小煤柱尺寸留設(shè)及支護(hù)技術(shù)研究，本文以辛置煤礦10號煤層K2灰?guī)r頂板巷道為工程背景，測試了巷道圍巖地質(zhì)力學(xué)參數(shù)，理論分析和數(shù)值模擬聯(lián)合確定了煤柱尺寸，提出了高預(yù)緊力錨桿錨索支護(hù)方案，井下試驗效果表明煤柱尺寸留設(shè)合理，在巷道變形可控的前提下實現(xiàn)了煤炭資源的安全、高效開采。

1 地質(zhì)力學(xué)參數(shù)測試

東四左翼采區(qū)煤柱AB面副巷，地面標(biāo)高為+723～+780 m，工作面標(biāo)高+428～+437 m，巷道長度793 m，主要用于AB工作面的運(yùn)料、回風(fēng)、行人，巷道服務(wù)年限為1年，巷道主要受10-407工作面采空和本工作面超前采動影響。北部緊鄰10-407工作面采空區(qū)，2008年回采結(jié)束，南部為本工作面，工作面布置如圖1所示。東四左翼采區(qū)煤柱AB面開采10號煤層，10號煤層位于二疊系太原組下段上部，煤層穩(wěn)定可采，結(jié)構(gòu)復(fù)雜，含2層夾矸，半亮型煤為主，次為鏡煤、暗煤，金屬—似金屬光澤，煤層平均厚2.6 m，傾角3°～6°。煤層直接頂為泥巖，黑色，呈薄層狀，平均厚2.0 m。煤層底板為砂質(zhì)泥巖，平均厚度3.54 m，灰黑色，致密堅硬，含黃鐵礦結(jié)核。基本頂為K2灰?guī)r，平均厚度8.2 m，深灰色，致密堅硬，夾燧石條帶。

圖1 東四左翼采區(qū)煤柱AB面副巷平面布置Fig.1 Layout plan of auxiliary roadway in face AB of coal pillar in East Fourth left wing mining area

地質(zhì)力學(xué)參數(shù)測點布置在東四左翼膠帶巷中，距B切巷50 m，對地應(yīng)力、圍巖強(qiáng)度和圍巖結(jié)構(gòu)進(jìn)行了測試。采用KDBC-56型數(shù)字全景鉆孔窺視儀對巷道頂板進(jìn)行了圍巖結(jié)構(gòu)窺視，結(jié)果如圖2所示。頂板以上0～8.0 m為K2灰?guī)r，呈深灰色，塊狀結(jié)構(gòu)堅硬，該段巖層1.9 m和5.1 m處裂隙發(fā)育；3.8～4.5 m為破碎帶，完整性差；5.2～8.0 m巖層完整；8.0～8.2 m為煤線；8.2～18.5 m為砂質(zhì)泥巖，呈灰黑色，泥質(zhì)膠結(jié)，8.2～16.7 m完整，16.8 m處有裂隙，16.9～18.5 m巖層完整；18.5～18.9 m為泥巖夾層；18.9～20.2 m為細(xì)砂巖，呈灰白色，塊狀結(jié)構(gòu)巖層完整。整體看巷道頂板K2灰?guī)r完整性較好，有利于巷道頂板的穩(wěn)定。

采用WQCZ-56型圍巖強(qiáng)度測試裝置對窺視孔10 m范圍內(nèi)的巖體開展了強(qiáng)度測試，頂板巖體強(qiáng)度分布情況如圖3所示。頂板K2灰?guī)r的單軸抗壓強(qiáng)度為94.29 MPa，砂質(zhì)泥巖的單軸抗壓強(qiáng)度為43.20 MPa。

對10號煤層進(jìn)行了強(qiáng)度測試，煤體的單軸抗壓強(qiáng)度為19.26 MPa。采用SYY-56型小孔徑水壓致裂地應(yīng)力測量裝置，開展了1個測點的地應(yīng)力測試，測試結(jié)果為最大水平主應(yīng)力16.61 MPa，最小水平主應(yīng)力9.81 MPa，垂直應(yīng)力7.21 MPa，所測區(qū)域應(yīng)力場類型為σH>σh>σV型應(yīng)力場。按照相關(guān)地應(yīng)力量級標(biāo)準(zhǔn)，測試區(qū)域地應(yīng)力場在量值上屬于中等應(yīng)力值區(qū)，最大水平主應(yīng)力方向為N69.8°E。

圖2 巷道頂板巖層窺視Fig.2 Peep view of roadway roof slate layer

圖3 測點頂板巖體強(qiáng)度測試結(jié)果Fig.3 Test results of roof rock mass strength at test point

2 小煤柱寬度設(shè)計

2.1 理論分析

為保障煤柱幫錨桿錨固力，提高錨桿支護(hù)效果，控制煤柱幫變形，需要避免煤柱幫錨桿打入上部工作面回采在煤柱側(cè)產(chǎn)生的塑性區(qū)。依據(jù)煤體應(yīng)力和極限平衡理論，計算合適的小煤柱寬度B：

B=x1+x2+x3

(1)

巷道高度2.7 m，泊松比取0.3，側(cè)壓系數(shù)為0.43，內(nèi)摩擦角30°，黏聚力為0.8 MPa，埋深300 m，容重為25 kN/m3，10-407工作面巷道幫部支護(hù)阻力約0.12 MPa，錨桿錨入煤柱的深度為1.9 m，10-407采空區(qū)穩(wěn)定，應(yīng)力集中系數(shù)取1.5，計算可得小煤柱寬度為5.18～6.08 m。

2.2 數(shù)值分析

采用FLAC3D數(shù)值計算軟件，模擬分析10-407工作面采空后側(cè)向集中應(yīng)力分布情況，模型尺寸為300 m×100 m×60 m，模型中10-407工作面采空區(qū)寬度220 m。三維模型的邊界條件取為上部為自由邊界，四周和底部鉸支。

數(shù)值模擬中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)見表1。

表1 數(shù)值模擬中煤巖體物理力學(xué)參數(shù)Tab.1 Physical and mechanical parameters of coal and rock mass in numerical simulation

10-407工作面回采后煤柱內(nèi)的側(cè)向支承應(yīng)力分布情況如圖4所示，塑性區(qū)分布如圖5所示。對比分析圖4、圖5可以看出，10-407工作面回采后煤柱側(cè)距采空區(qū)1 m范圍內(nèi)煤體塑性破壞，距采空區(qū)3 m范圍內(nèi)應(yīng)力集中程度較高，距采空區(qū)5.5 m后應(yīng)力集中程度明顯降低。上述模擬結(jié)果說明在K2灰?guī)r頂板的支撐下，側(cè)向采動破壞范圍和高應(yīng)力范圍均較小，有利于采空小煤柱沿空掘巷的布置方式。

圖4 10-407工作面采空后支承應(yīng)力分布Fig.4 10-407 support stress distribution after goaf in working face

圖5 10-407工作面采空后塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of plastic zone after goaf in working face 10-407

隨著離采空區(qū)距離增大，由于采動引起的應(yīng)力集中程度逐漸降低。在綜合考慮提高煤體資源回收率和巷道圍巖變形可控的前提下，結(jié)合數(shù)值模擬和理論分析結(jié)果，確定凈煤柱寬度為6 m。

3 現(xiàn)場試驗

3.1 支護(hù)設(shè)計方案

東四左翼采區(qū)煤柱AB面副巷為矩形斷面，沿10號煤頂板掘進(jìn)，巷道掘?qū)?.2 m，掘高2.7 m。

(1)頂板支護(hù)。錨桿桿體為φ18 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，屈服強(qiáng)度335 MPa，長度2 m，螺紋長度150 mm，桿尾螺紋為M20。錨桿托板為φ130 mm×8 mm×20.5 mm圓形碟片。采用2支樹脂藥卷錨固，1支MSCKb2360樹脂錨固劑，1支MSZ2388樹脂錨固劑。錨桿組合構(gòu)件為鋼筋托梁，選用φ12 mm的鋼筋焊接而成，寬度80 mm，長度3.8 m，錨桿孔中心間距950 mm。頂板護(hù)網(wǎng)選用六邊形機(jī)編鋼絲網(wǎng)，10號鐵絲編織，網(wǎng)片規(guī)格1.5 m×1.1 m，網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×50 mm。頂板錨桿排距1 m，每排5根錨桿，間距950 mm。錨桿扭矩不小于200 N·>m。錨索直徑為17.8 mm，1×7股高強(qiáng)度低松弛預(yù)應(yīng)力鋼絞線，最大力總延伸率不低于3.5%，長度4.5 m，采用3支樹脂藥卷，2支規(guī)格為MSZ2388，1支規(guī)格為MSCKb2360。錨索托盤采用300 mm×300 mm×14 mm方形高強(qiáng)度拱型錨索托盤及配套鎖具，托盤拱高不低于60 mm。錨索“二·>二”布置，排間距為2.0 mm×1.4 m。錨桿錨索全部垂直巷道頂板打設(shè)，錨索初始張拉至150 kN(圖6)。

圖6 錨桿錨索支護(hù)方案Fig.6 Bolt and anchor cable supporting scheme

(2)幫部支護(hù)。錨桿桿體為φ18 mm左旋無縱筋螺紋鋼筋，屈服強(qiáng)度335 MPa，長度2.0 m，螺紋長度150 mm，桿尾螺紋為M20。錨桿托板為φ130 mm×8 mm×20.5 mm圓形碟片。采用1支MSZ2388樹脂錨固劑錨固。錨桿組合構(gòu)件為鋼筋托梁，選用φ12 mm的鋼筋焊接而成，寬度80 mm，長度2.6 m，錨桿孔中心間距800 mm。幫部護(hù)網(wǎng)采六邊形機(jī)編鋼絲網(wǎng)，10號鐵絲編織，網(wǎng)片規(guī)格1.5 m×1.1 m，網(wǎng)孔規(guī)格50 mm×50 mm。每排每幫4根錨桿，排間距為1.0 m×0.8 m，最上1根錨桿距頂板100 mm。錨桿扭矩不小于200 N·>m。幫錨桿全部垂直巷道幫部打設(shè)。

3.2 礦壓監(jiān)測

掘進(jìn)期間布置了錨桿錨索受力測站，錨桿錨索受力情況如圖7所示。頂幫錨桿預(yù)緊力均達(dá)到40 kN以上，錨索預(yù)緊力達(dá)120 kN，錨桿錨索主動支護(hù)效果好，錨桿錨索工作阻力基本保持不變，說明錨桿錨索支護(hù)強(qiáng)度達(dá)到了臨界支護(hù)強(qiáng)度。

圖7 錨桿錨索受力曲線Fig.7 Stress curve of bolt and cable

掘進(jìn)期間，巷道多數(shù)地段頂板和兩幫變形量基本為0?；夭善陂g兩幫移近量在500 mm左右，煤柱幫和采幫變形量基本相同，頂板變形量較小、比較完整，下沉量在100 mm左右。

試驗結(jié)果表明，6 m小煤柱設(shè)計寬度合理，巷道圍巖應(yīng)力較低，設(shè)計了高預(yù)緊力錨桿錨索巷道支護(hù)方案，掘進(jìn)期間錨桿錨索預(yù)緊力高主動支護(hù)效果好，錨桿錨索受力穩(wěn)定?；夭善陂g受臨近工作面采空和本工作超前采動影響的疊加作用，巷道兩幫變形量增加較大，但是能滿足工作面安全、高效開采的需求。因此，煤柱尺寸和巷道支護(hù)方案設(shè)計較合理。

4 結(jié)論

(1)根據(jù)巷道兩幫煤體應(yīng)力和極限平衡理論分析小煤柱寬度為5.18～6.08 m。數(shù)值模擬得出10-407工作面回采后煤柱側(cè)距采空區(qū)1 m范圍內(nèi)煤體塑性破壞，距采空區(qū)3 m范圍內(nèi)應(yīng)力集中程度較高，距采空區(qū)5.5 m后應(yīng)力集中程度明顯降低。綜合確定煤柱寬度6 m。

(2)6 m小煤柱設(shè)計寬度合理，巷道圍巖應(yīng)力較低。巷道采用高預(yù)緊力錨桿錨索支護(hù)方案后，掘進(jìn)期間錨桿錨索預(yù)緊力高主動支護(hù)效果好，錨桿錨索受力穩(wěn)定?；夭善陂g巷道兩幫變形量可控，能滿足工作面安全、高效開采的需求。