煤礦窄煤柱沿空掘巷巷道圍巖控制技術研究

蘇國峰

(山西寧武張家溝煤業有限公司，山西 寧武 036700)

引 言

煤柱尺寸是影響巷道圍巖穩定性的主要因素之一。煤柱尺寸的確定在巷道支護設計中具有重要意義。煤柱的荷載、煤柱的寬度和形狀以及煤柱和圍巖的力學特性決定了煤柱的穩定性。增大寬度后可能損失更多的煤炭資源[1-2]。如果選擇較小的寬度，煤柱開裂影響安全開采，但回收的煤炭資源更多。煤的采收率與巷道變形之間存在矛盾。如何設計合理的煤柱尺寸是采礦工程中的一個難題[3-4]。

沿空掘巷掘進是地下開采巷道布置技術，沿空掘巷掘進支護的設計和施工往往是基于經驗或工程類。因此，經常出現巷道造價高問題。本文根據煤礦10416工作面沿空掘巷的具體地質條件，對窄煤柱沿空巷掘進的圍巖變形特征進行了分析，得出了開采后巷掘進的時間和煤柱尺寸。在現場應用了相應的巷道圍巖控制技術，降低了支護和維護成本，也可用于其他巷道條件下。

1 工程背景

10416工作面是煤礦10414工作面的后繼工作面，工作面沿空掘巷開挖。10416工作面走向長度為1 160 m，傾角長度為180 m。圍巖物理力學參數如表1所示。

2 窄煤柱邊空巷掘進圍巖變形特征研究

沿空掘巷掘進使巷道置于固體煤和采空區中。如圖1所示，頂板崩落特征為工作面端面折線為圓弧，形成圓弧三角形塊體B。

表1 圍巖物理力學參數

圖1 沿空巷道與上覆巖體結構的關系

工作面開采時，原始平衡狀態將受到強烈影響，主頂板巖層會產生新的破壞，新開發的A塊與原有的弧形三角形B塊鉸接在一起。主頂板脫落后，關鍵塊體A、B由于彎矩M、M’處于松動狀態，在沿空巷道前方形成高支承壓力，如圖1所示。

沿采空區開挖過程中，根據10416工作面的地質條件，主頂板穩定圍巖變形較小。開采時，關鍵塊體A、C受動壓移動，鍵塊A、C的運動打破了平衡結構。巷道支護承載巖層的重量最終導致10416工作面尾巷變形較大。

3 開挖時間與煤柱尺寸

3.1 開挖時間

第一工作面采出后，巖層不穩定圍巖變形控制非常困難。因此，研究合理的開挖時間對確定圍巖穩定性具有重要意義。采空區主頂板崩落后，形成砌體梁。巷道上方主要頂板由砌體梁、矸石、巷道支架和實煤支撐，可簡化為鉸接支座。結構模型如圖2所示，頂板達到穩定狀態的時間如式(1)所示。

(1)

式中，h為采動高度；kc為垮落巖的殘余膨脹系數；mz為直接頂高度；k碎石抗壓強度；qz巖梁上部荷載；m為主屋蓋的斷跨；E1主屋蓋彈性模量；g1黏性模量。10416工作面采深600 m。其他參數：ε=9.1×105，E1=2.16×1010Pa，g1=4：41×1013N·s/mm2，k=2.15×104kN，kc=1.05-1.15，qz=2.548×106N/m2，h1=8.45 m，h=3.1 m，mz=4.38 m，Lm=26.7 m。10416工作面回采后主頂板達到穩定狀態的計算結果為82 d～103 d。

圖2 主頂板斷裂后的力學模型

3.2 煤柱尺寸

鏈柱的寬度直接影響巷道圍巖和煤柱的穩定、煤的回收率。煤層與巖層接觸界面的巖層接觸界面的黏結力與極限強度、接觸界面的摩擦角等密切相關。如圖3所示，通過極限平衡區應力模型和極限平衡區寬度公式[公式(2)]，極限平衡區寬度表示為x1=1.69 m，破碎區和塑性區范圍分別為0.8 m、1.2 m，巷道破碎區范圍與塑性區范圍之和為2.1 m，錨桿長度大于2.0 m。如x2=2 m、x1=1.69 m、x3=0.2×(2+1.69)=0.74 m，煤柱合理寬度為B=x1+x2+x3=4.44 m。為便于工程施工并考慮一定的安全系數，10416工作面尾巷煤柱寬度設置為5 m。

(2)

4 巷道圍巖變形控制與密封技術

4.1 巷道圍巖變形控制技術

將“回采巷道圍巖穩定性分級與支護決策系統”與理論計算結果相結合，10416工作面尾巷支護頂板螺栓參數為Φ22 mm×2 500 mm，間距為700 mm×800 mm，并采用不銹鋼絲網。絲網規格為1 200 mm×2 000 mm。螺栓扭矩應大于300 nm，錨固力應大于80 kN。M4鋼帶長度為4 300 mm；兩側螺栓規格為Φ20 mm×2 200 mm、650 mm×800 mm間距，鋪設塑料網、不銹鋼網，寬度1 200 mm，長度1 600 mm。M3鋼帶長度2 800 mm；每排布置間距1 500 mm×1 600 mm的兩根錨索加固頂板支護。錨索規格為Φ17.8 mm×6 300 mm，錨索架規格為400 mm×400 mm。預應力不小于100 kN，緊固力不小于200 kN。支撐圖如圖4所示。

圖3 極限平衡區的應力分析

圖4 巷道錨桿支護段

4.2 密封技術

本文采用密封技術防止煤層自燃、瓦斯事故等事故的發生。通過第152頁式(3)計算，漏風距離為0.86 m。在5 m煤柱中只有0.45 m煤柱對隔離起作用。因此采用封閉技術保證異常區域的影響。結合工程實踐，10416工作面尾巷采用注漿。

(3)

式中：L為漏風距離；K0為原巖體的滲透系數；F進口截面面積；Q單位巷道長度單位時間內的風量；Sa單位巷道內表面積；S是巷道面積。選用普通水泥作為灌漿材料。根據實驗室不同水灰比下注漿后巖石試件的強度，確定合適的水灰比。4種配比(0.5：1、0.75：1、1：1、1.5：1)的抗壓強度見表2。對比發現，當水灰比為0.75：1～1：1時料漿效果較好。

注漿壓力、淺孔注漿壓力、深孔注漿壓力分別控制在0.8 MPa～1.0 MPa、2.0 MPa～2.5 MPa、2.5 MPa～3.0 MPa范圍內。注滿后漿液濃度應按照稀釋后再進行固化。在注入一定濃度的漿液時，在漿液不下降或壓力不升高時增加漿液濃度水平。如果灌漿壓力不斷增大，用封孔長度不小于300 mm的快硬化水泥封孔。在巷道兩側注漿區設置兩排注漿錨桿距離巷道底板分別為1 m和2 m的錨桿。注漿錨桿為空心鋼筋錨桿，幾何參數為Φ20 mm×2 000 mm。

表2 不同水灰比下的抗壓強度

5 結果分析

在開挖與開采過程中，位移隨著正面距離發生不同的變化，如圖5、圖6所示。在開挖期頂底板輻合面最大位移為150 mm，兩邊最大位移為110 mm。尾礦庫圍巖移動可分為3個階段。第一個階段為距原始掘進頭25 m左右，巷道圍巖面位移迅速增加而周邊圍巖劇烈移動；第二階段為距離原始水頭25 m～53 m左右，巷道圍巖面位移逐漸減小并趨于穩定而圍巖平穩移動階段；第三階段為巷道圍巖表面位移較小而圍巖穩定移動階段，即在53 m外遠離原始掘進頭。

開采期間，頂底板輻合大于兩邊，頂底板輻合最大為210 mm，最大位移為178 mm。在巷道變形較小時，窄煤柱沿空巷道也處于平衡狀態。因此，5 m煤柱及巷道支護方案的設計合理。尾巷圍巖移動可分為3個階段：第一階段為距工作面25 m左右，巷道圍巖面位移迅速增加而圍巖劇烈移動；第二階段為距離工作面約25 m～60 m，順圓巖層移動的平穩階段巷道而圍巖面位移逐漸減小。第三階段為圍巖移動穩定階段，巷道圍巖表面位移變化較小，即遠離工作面60 m以內。

圖5 開挖過程中巷道表面位移曲線

圖6 開采過程中巷道地表位移曲線

6 結論

根據煤柱極限平衡帶的計算與工作面開采和窄煤柱沿空掘巷布局分析，10416工作面尾巷合理掘進時間為4個月，合理寬度為5 m，也可以確定10416工作面尾巷的錨固支護參數。經現場試驗，其配套設計能滿足正常生產需要。