沿空留巷頂板活動規律及支護技術研究*

王創業 張 淵 王澤澤

(內蒙古科技大學礦業研究院)

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沿空留巷頂板活動規律及支護技術研究*

王創業 張 淵 王澤澤

(內蒙古科技大學礦業研究院)

以Flac3D為數值模擬工具，以上灣煤礦12上307工作面為研究對象，模擬沿空留巷采場頂板活動規律，對影響沿空留巷支護效果的滯后支護阻力、距離以及巷旁支護柔模混凝土強度3個因素進行了分析，選取較經濟的支護方案，獲得巷道頂板相關位移量，通過實踐檢測，證明該支護方案的可靠性與經濟性。

數值模擬 沿空留巷 應力雙峰 Flac3D

根據“小結構服從大結構”的采場支護原則，為了能夠更好地優化沿空留巷設計方案,對上灣煤礦12上307工作面沿空留巷工藝下的采場結構進行研究。通過參考大量相關文獻及相似模擬試驗，觀察了沿空留巷應力雙峰現象發生的原因，對影響沿空留巷效果的相關因素逐次進行了數值模擬分析，最終對支護體系進行了綜合模擬，并通過現場實踐檢驗，證明了數值模擬的準確性以及支護設計的可靠性。

1 沿空留巷采場頂板活動規律

如圖1所示，當低位垮落巖層和高位巖層形成離層后，會以第一組關鍵巖層形成微彎的梁式結構，應力沿著低位巖層的垮落角β進行一次分流(圖1一次應力分流區域)，產生低值應力區和支撐應力區。由于靠近采空區邊界處的巖體承受的采動影響最為強烈，巖體最為破碎，傳遞承載能力弱，此區域為低應力狀態，而處于深部的兩側巖體具備高承壓能力，在載荷作用下，巖體內原始裂隙閉合，強度升高，處于支撐壓力狀態。當一次應力分流后，應力不斷地由高位巖層向采空區兩側的低位巖層傳遞。當上覆巖層應力傳遞至未采煤體一側頂板時，由于沿空留巷的存在，會再一次以留設巷道頂板為梁進行二次應力分流，形成以巷旁支護的墻體和未采煤體一幫的支承應力(圖1中二次應力分流區域)。按照應力峰值出現的位置不同，將其劃分為A、B兩部分區域，A區域峰值出現在深部巖體中，對巷道的留設不會有太大的影響；B區由于靠近留設巷道的一幫，應力峰值影響巷道穩定。對于兩次應力支撐峰值，稱之為“應力雙峰”現象。雙峰應力為巷道圍巖急劇變形的根本原因[1-3]。

圖1 楔形應力傳載機制

2 沿空留巷支護系統研究

以上灣煤礦12上307工作面沿空留巷為試點，采用柔模混凝土墻體作為巷旁支護，巷道頂板區域采用φ22 mm×8 000 mm錨索和φ18 mm×2 100 mm圓鋼錨桿，依次間隔交錯支護。為了能夠合理確定滯后支護阻力、范圍及混凝土強度，擬通過數值模擬進行研討。

2.1 柔模混凝土支護強度模擬

為了分析不同混凝土強度對留巷支護效果的影響，根據現場混凝土材料配比的不同，制作了大量不同的試塊并進行強度測試，最終得到了4種不同配比下的混凝土在不同養護時間情況下的強度[4-5](見表1)。

根據表1數據對不同強度混凝土的支護效果建立數值模型逐次模擬，最終得到圖2的數據。

由圖2發現，在開挖距離相同的情況下，1#混凝土頂板下沉變形最為嚴重，約240 mm，且還有繼續變形的趨勢，不宜選用；4#混凝土變形最小，變形約173 mm，符合要求，但成本增加；2#和3#混凝土由于總體變形趨勢和數值變化不大，說明這兩種強度的混凝土在支護效果上基本一樣。基于同樣條件情況下，每提高一個混凝土等級則成本提高15%以上，因此，在保證安全的情況下選用2#混凝土方案。

表1 混凝土試塊強度

圖2 混凝土強度支護頂板位移

2.2 滯后支護距離的合理確定

根據上灣煤礦多年礦壓顯現觀察資料,本區域采動影響距離約100 m。據此，將分為80,100,120,140,160和180 m 6種滯后支護距離進行對比,驗證并提取兩個不同位置的測點位移監測數據進行說明(圖3)。

圖3 滯后支護位移監測

圖3表明：80～100 m的滯后支護距離完全不利于巷道的維護，在前100 m滯后支護距離中，隨著支護距離的增加，巷道頂板不斷下沉且變形速率居于高位，說明前100 m距離中，采場礦壓顯現劇烈，僅靠滯后支護中的單體幾乎不能和巷道上覆壓力相對抗;當滯后支護距離達到100 m以上時，巷道變形經歷了快速減小和趨于穩定兩個階段。為此，決定采取150 m滯后支護距離。

2.3 單體支護阻力確定

根據《煤礦安全規程》的相關規定：柱徑100 mm單體液壓支柱的初撐力不得小于90 kN，對單體支柱為125,150,175,200,225,250 kN 6種支護阻力分別進行模擬研究。最終模擬結果見圖4。

圖4 不同支護阻力巷道位移

由圖4可以發現：隨著支護阻力的增加，巷道中部頂板處的變形急速下降，且支護阻力增加到175 kN的時候，巷道變形不再增加，說明當液壓支柱的支護阻力提高到175 kN以上時，對抵抗圍巖變形沒有太大的實際意義。結合現場實際并考慮到留有一定的富余量，選擇支護阻力為200 kN，有益于巷道的維護。

2.4 支護參數優化及變形預測

通過對支護因素的逐次分析，結合現場實際，決定采用滯后距離150 m、2#配比混凝土，單體液壓支柱初撐力200 kN。通過對這3個因素進行整合，綜合驗證支護系統的可靠性與穩定性。最終頂板下沉變形見圖5。

圖5 不同測點巷道頂板中部下沉量

圖5顯示，隨著巷道滯后支護距離的加大，巷道頂板下沉量呈現出總體增大的趨勢。其中在前60m范圍內，巷道變形量接近總體變形量的一半以上，當滯后工作面距離達到120m時，各測點的頂板下沉量基本已經趨向穩定；從5個測點布置的順序而引起的下沉量來看，距離工作面越近，數值越大。支護系統各環節在正常工作的情況下，頂板中部下沉量平均約196mm。

3 現場實測

為檢驗數值模擬效果，與上灣煤礦12上307工作面沿空留巷實測資料進行對比，按照上述支護設計進行現場實際測量，并經origin 8處理，最終獲得巷道中部頂板下沉數據(圖6)。

圖6 巷道中部頂板下沉量

通過對圖6各折線進行平均計算，發現巷道頂板平均下沉量約210 mm，與數值模擬下沉量(195 mm)基本相符，說明了數值模擬的相對準確性，其實際測量頂板下沉折線也近似表現出，當滯后工作面200 m時巷道頂板下沉基本趨于緩和。

4 結 論

(1)沿空留巷圍巖破壞嚴重，采場頂板應力呈雙峰現象時，只有加大支護阻力，提高支護強度，迫使應力雙峰向煤巖體深部轉移。

(2)上灣煤礦12上307工作面采用柔模混凝土墻體支護，頂板基本為可控變形，巷道中部頂板下沉量約210 mm,與數值模擬196 mm基本一致。

(3)12上307工作面支護系統應保證混凝土15 d 養護強度41.6 MPa、單體支護阻力不低于200 kN,滯后支護范圍應不小于150 m。

[1] 李化敏.沿空留巷頂板巖層控制設計[J].巖石力學與工程學報，2000,19(5):651-654.

[2] 漆泰岳，郭育光，侯朝炯.沿空留巷整體澆注護巷帶適應性研究[J].煤炭學報，1999,24(3):256-260.

[3] 張 農,韓昌良,闞甲廣，等.沿空留巷圍巖控制理論與實踐[J].煤炭學報，2014(8)：1635-1641.

[4] 柏建彪,周華強,侯朝炯，等.沿空留巷巷旁支護技術的發展[J].中國礦業大學學報，2004,33(2):183-186.

[5] 謝文兵.綜放沿空留巷圍巖穩定影響分析[J].巖石力學與工程學報，2004,23(18)：3059-3065.

*國家自然科學基金項目(編號：51464036，51564048)；內蒙古自然科學基金項目(編號：2015M0548)。

2016-09-21)

王創業(1976—)，副教授，碩士，014010 內蒙古包頭市昆區阿爾丁大街7號。