高地應壓力下沿空掘巷窄煤柱留設分析及其控制技術

張俊文，鐘 帥，郭小紅

（蘭州資源環境職業技術學院,甘肅 蘭州730020）

0 引言

深埋礦井在高地應力作用下，構造應力場復雜、煤巖體塑性變形特性加劇，巷內圍巖的蠕變及擴容現象顯著，致使出現明顯的開采擾動，表現出煤巖體節理裂隙開張及不連續驟變的沖擊性，使得巷道變形嚴重。為提高煤炭回收率，國內學者提出了在采空區一側留設窄煤柱進行圍巖控制的方法，但受限于高地應力作用，沿空巷的維護愈發困難，產生巷內錨桿預應力過低、抗沖擊性能差、錨桿被拉斷或整體滑動的問題；伴隨出現巷內沖擊礦壓、圍巖大量變形。就目前而言，高地應壓力下沿空掘巷窄煤柱的合理尺寸設計及其圍巖控制技術是制約煤礦開采的一大因素[1]。

近年來，對于采場的礦壓顯現規律及控制技術得到國內外多數學者的重視，并取得了大量成果，但對于回采巷道礦壓顯現規律，尤其是沿空掘巷的來壓規律及其圍巖控制技術的探究關注卻遠遠不夠，高地應壓力下沿空掘巷的回采巷道支護理論及方式大多沿用之前的開采方法。因此，科學準確地分析沿空掘巷窄煤柱尺寸并開展巷內支護設計，是促進煤礦安全生產、保障高產高效的重要技術途徑。由于煤巖體物理變化過程復雜、變形影響因素多樣，因而依據經驗留設煤柱或在現場進行實際測定仍是研究該問題的主要辦法[2-5]，但深埋礦井受限于生產布局等客觀因素限制而不具備實地觀測條件，所以，利用物理模擬、數值模擬手段建立仿真環境，在模擬試驗的基礎上確定合理窄煤柱尺寸并提出圍巖控制措施，不失為研究該問題的一種有效手段[6-8]。本文以甘肅魏家地煤礦1302工作面為研究對象，利用物理模擬手段，討論該工作面不同煤柱尺寸時的應力分布情況，分析回采巷道圍巖應力分布規律，確定了合理窄煤柱尺寸，并結合現場礦壓觀測、巷內支護理論分析，設計巷內支護方式。

1 工作面概述

魏家地煤礦1302工作面采用綜放開采，埋深超過550 m，根據該礦的地質特點，具有典型的西部地區深井特征，工作面煤層頂底板巖性為粗砂巖、粉砂巖，厚度10.21～20 m，成份以石英為主，次為長石,含大量煤屑、煤塊、云母；分選均一，性脆致密，水平層理明顯、堅硬。直接頂呈深灰色,粗砂巖，厚8～10.07 m,成份以石英為主,次為長石，含云母、煤屑、變質巖塊，性脆，含少量植物化石碎片，致密，水平層理。

F3斷層位于工作面東北部，F3斷層是被F1-2斷層組覆蓋的隱蔽性逆斷層，在該工作面附近斷層落差70～90 m，落差西段大，東段小。

2 1302工作面沿空掘巷窄煤柱尺寸留設

2.1 實驗參數設計

本次實驗幾何相似比1∶100，時間相似比1∶10。為計算體積重度比例[9-10]，對照質量為0.211 95 kg的巖石試件，依據強度比1∶100制作高徑比為2的相似材料實驗試件，其試件體積188.312 5 cm3,質量0.2 kg，巖石密度以2 400 kg/m3套用計算，進而確定體積重度比為1∶2。

工作面上覆巖層厚度為300 m,受限實驗架高度，本次實驗模擬巖層厚度125 m，其余175 m巖層應力作用以應力補償完成，依據鉛直應力計算，需再補償1 657 kg應力，此次實驗的應力補償采用增加配重的方式完成。

2.2 實驗分析

此次實驗目的在于通過物理模擬手段，實現直觀對比不同窄煤柱尺寸的應力分布態勢及支撐效果[11-13]，進而合理選擇煤柱尺寸。針對實驗目的的要求，本次實驗選取EMA平面模擬架，模擬1302工作面不同煤柱尺寸。實驗架尺寸3.0 m×0.20 m×1.5 m，相似材料中的骨料選取河砂、碳酸鈣、煤粉。為模擬巖石分層效果，實驗材料按1 cm厚度為單位逐層搭設，并逐層均勻放置云母粉。將河砂的密度按1.6 g/cm3計算，并依據填充體積逐層確定相似材料用量，相似材料實驗架如圖1所示。

圖1 相似材料模擬實驗架

為分析不同煤柱尺寸的內部應力變化，在模擬煤層中提前埋設應力應變片，由左向右通過模擬開采的手段不斷變化煤柱尺寸，采集不同煤柱尺寸下的應力應變數據，以此得到煤柱尺寸變化時其內部的應力分布態勢。并選用AD-64/mV型壓力數據采集儀，在相似材料下方均勻設置壓力采集器，分析模擬開采后工作面頂底板的應力分布態勢，以此分析煤柱尺寸變化與工作面應力集中間的影響關系。

為直觀驗證煤柱支撐效果，在模型架表面，布置觀測點并分別編號，每次模擬開采前，采用全站儀采集各測點移動變形數據。通過覆巖移動現象側面驗證煤柱支撐效果[14-16]。

分別選取護巷煤柱為8.5、8、7.5、7、6.5、6 m共6組尺寸，開展模擬開采效果下覆巖運移及應力集中程度的對比實驗，從巷道變形程度及煤柱內部的應力分布態勢兩方面評價煤柱尺寸，實驗發現，伴隨煤柱尺寸遞減，巷道變形程度出現曲型變化，以尺寸6.5 m達到巷道頂板下沉的最小值2.5 cm，工作面側向開采應力的減壓區洽進入6.5 m煤柱處，該煤柱尺寸對應力分布形成驅趕作用，將高應力區驅趕至未開采區，實現更好護巷效果，煤柱內應力集中程度較之其他煤柱有減少趨勢，6.5 m煤柱尺寸下工作面自開切眼向60 m開采過程中，井巷應力多集中于20~40 MPa，故將煤柱合理留設尺寸定為6.5m，煤柱應力采集如圖2所示。

圖2 6.5 m煤柱尺寸下煤柱應力采集

3 回采巷道支護方式設計

3.1 巷內應力分布的實測設計

觀測內容定為1302綜放工作面“三量”（支護阻力、活柱下縮、頂底板移近量）觀測和工作面2道變形量觀測。

1）測點布置原則：為保證觀測的準確性，要求泵站壓力不低于30 MPa，支護額定工作阻力4 800 kN，初撐力3 877 kN，測區內支架支撐高度要求在2.4～2.6 m之間,以免活柱量過低影響觀測數據質量。測點處原則上不得出現抽冒頂,若有抽冒頂時必須注明情況,以便對觀測數據進行針對性分析。

2）工作面來壓觀測：工作面支護阻力觀測通過使用壓力表檢測頂板壓力實現，1302工作面從上端頭支架開始每間隔10副支架布置1個測點，共布置14個測點，1測點為1號架，2測點為11號架，3測點為21號架，4測點為31號架，5測點為41號架，6測點為51號架，7測點為61號架，8測點為71號架，9測點為81號架，10測點為91號架，11測點為101號架，12測點為111號架，13測點為121號架，14測點為133號架，每個測點在左立柱進液管頭安裝一塊量程為60 MPa的抗震壓力表，測量記錄立柱支撐頂板的壓力變化。其中1、14測點主要觀測兩順槽頂板來壓規律，2～13測點主要觀測工作面老頂來壓步距及規律，為工作面煤幫維護提供預測預報。此外，工作面從上端頭支架開始間隔15副支架布置1組KJ24礦壓監測點，工作面共布置9個KJ24礦壓監測點，用于動態觀測工作面液壓支架的壓力情況，便于掌握工作面來壓規律。

4）兩順槽變形觀測：在1302工作面兩順槽的頂部每間隔100 m，安設1組KJ24礦壓監測儀，每組包括1臺圍巖移動（離層）傳感器、1臺錨桿（索）傳感器、1臺圍巖應力傳感器，對巷道收斂情況進行觀測。距開幫線200 m范圍內每隔50 m設1組“十”字觀測，觀測站隨工作面推進向前移動布置，保證4組觀測站對底鼓及兩幫情況進行正常觀測。監測內容包括順槽表面收斂、圍巖深部位移、頂板下沉量、錨固區內外的離層、錨桿錨索受力及分布情況、圍巖變形速度、變形量測試、圍巖靜動態松動范圍測試等。

3.2 巷內支護理論分析

3.2.1 錨桿加固頂板巖(煤)層的三部曲

受采動影響的煤層巷道由于自穩性能差，其巷內變形的主要特點是頂板發生大面積撓曲變形、出現離層和破裂。錨桿加固頂板巖層的效果主要取決于能否及時支護、錨桿的初撐力、剛度和工作阻力。可將錨桿加固頂板巖層的作用分成3個階段，即圍巖初始強度降低階段，錨固后圍巖組合強度增長階段、支護圍巖共同作用后組合強度下降或喪失階段。

根據支護時間及錨固先后次序，可分為3種支護效果：①當頂板已發生離層、破裂后支設錨桿。此時頂板巖層初始強度已降低，錨固后的組合強度偏低，致使頂板巖層的自承力始終低于頂板壓力，難以有效控制頂板破裂程度的發展，錨固作用很快減弱或失效；②頂板發生離層、破壞前支護錨桿。但如若錨桿初撐力、剛度或形成的工作阻力不高，會致使錨固后的組合強度提升不大，隨著圍巖變形及位移的加劇，組合強度有明顯下降現象，并逐漸減弱而喪失；③頂板發生離層、破壞前及時支護初撐力、剛度和工作阻力都較高的錨桿。這時錨固后的頂板組合強度明顯高于初始強度，有利于提高錨桿的支護阻力和發揮頂板巖層的自穩能力，有效控制頂板的變形和破裂。

由此可見，錨桿支護能否有效控制軟弱頂板,關鍵是必須實現強初撐、急增阻、高阻力，使得軟弱復合頂板由疊合梁轉化為組合梁，以此提高支護圍巖共同作用后的組合強度，形成圍巖承載體結構。

3.2.2 支護圍巖作用過程中錨固力的變化規律

伴隨巷道圍巖的變形，錨桿錨固力的提升、穩定、遞減及喪失過程是巷道剪脹變形與圍巖共同作用的結果。

1）巷道開掘期內，在錨桿錨固段的圍巖發生碎脹變形的過程中，錨桿與圍巖作用關系表現為：尾部桿在變形階段為主要受力部位，隨圍巖的變形逐漸擴展至煤巖體深部，錨桿增阻速度開始加快，并且桿體最大軸力點由桿體尾部轉移到桿體中部，進而圍巖的自承力得到較大提高，有效控制了掘進引起的圍巖變形。

2）掘進影響趨于穩定后，錨固力較高，錨桿最大軸力接近或達到錨固力峰值。此時,錨固效果對圍巖破碎區形成互相的擠壓咬合，并有效控制深部巖（煤）體的位移，抑制了圍巖流變現象。

3）采動影響時期，伴隨巷道圍巖變形繼續向深處的巖（煤）體擴展，在整體位移出現的前提下，錨固體致使圍巖碎脹變形加劇，錨固力由于錨固損害的加劇而開始衰減，甚至喪失錨固作用。

3.3 巷道支護設計

3.3.1 工作面上、下端頭支護

上下出口各采用3架ZFG5200/20/32型過渡支架支護，下出口（運輸順槽）采用1組（前、后架）ZZFT12000/22/35型端頭支架支護。

如果133號支架與回風順槽上幫距離達1.2 m以上時，上端頭空幫處的支護采用4.0 m長的花邊鋼梁配合單體支柱，架設一梁四柱走向邁步抬棚支護，對棚間距0.6 m，梁間距0.2 m，梁腿用DZ-2.5～3.18型單體支柱,邁步距1.2 m。

如果133號支架與回風順槽上幫出現擠架時,采取人工用鎬釬擴掘上幫的辦法,確保移架推溜順利進行，并要保護好灌漿管路和監測線路。抬棚下及超前范圍內要求凈高在1.8 m以上,確保上出口通風和行人暢通。

3.3.2 兩順槽超前支護方式

1）工作面在回采期間運輸順槽超前支護按30 m架設，回風順槽為小煤柱側巷道，超前支護按50 m架設。

2）兩順槽超前支護棚距均按0.8 m架設。

3）回風及運輸順槽超前支護采用2.3～3.0 m圓木棚梁（圓木梁加工成兩端部上、下為平面），配合DZ-3.18 m、DW35-250/110單體支柱、DJB-800鉸接頂梁支護，單體支柱必須迎山合理，與頂梁鉸接牢靠，支柱支設在鉸接頂梁中部，圓木梁放置在支柱對應位置，支柱距梁頭0.1 m架設。

4）要求抬棚高度達到2.5 m以上，棚梁盡量接近巷道拱頂位置，梁頭與巷道兩肩部靠接穩固，局部超高段棚梁接頂困難時，用2道8號鉛絲將棚梁與頂網綁扎固定。抬棚沿走向坡度均勻變化，保持平直。每2付抬棚進行聯鎖，先采用1.5 m長的半圓木絞背1層（4塊），再用0.6 m板皮碼2個木垛絞背接頂。

5）要求單體支柱保險繩齊全可靠。2條保險繩方向相反，固定在巷道頂網上。單體支柱必須穿靴，柱靴采用150 mm×200 mm×300 mm油道木。

3.3.3 預應力全長樹脂錨固設計

該礦目前采用桿體φ14~16 mm端錨錨桿，錨固力僅40~50 kN。主要缺點是錨固力低，系統剛度小，可靠性差。錨固力衰減快。主要適用于圍巖較穩定、變形量較小的巷道。

考慮錨固作用效果及錨固力確定方式，更改設計為預應力全長樹脂錨固錨桿，它是實現強初撐，急增阻、高應阻力的重要技術。受采動影響比較強烈的煤層巷道，確定錨桿桿體φ20~22 mm，依據懸吊理論，對照經驗類比、松動圈深度確定、加固拱原理計算錨桿長度，最終確定頂錨桿長度2.20 m，圍巖較破碎情況下頂錨桿長度2.8 m，幫錨桿長度2.2 m，錨固方式由端錨改為預應力全長樹脂錨固，使用金屬網、W型鋼帶或錨桿桁架等聯合支護，實踐證明，可基本實現錨桿支護的強初撐急增阻和高阻力。

4 總結

針對魏家地煤礦構造應力場復雜，煤巖體塑性變形過程中出現明顯開采擾動、沿空掘巷窄的回采巷道變形嚴重、巷道錨桿支護困難等問題，開展魏家地煤礦1302工作面綜放開采時沿空掘巷窄煤柱的穩定性及其控制技術研究，采用相似材料模擬實驗、理論分析、現場實測等方法，一方面采用平面應力模型模擬工作面開采，研究該綜放工作面礦壓顯現規律，提出沿空掘巷窄小煤柱合理尺寸；另通過理論分析、現場實測等手段建立頂板力學結構模型，分析支架及煤壁穩定性、獲得合理煤巷支護形式并提出圍巖控制對策。