綜放工作面沿空側煤巷圍巖非對稱支護控制應用

李 政

(山西晉城煤業集團 勘察設計院有限公司， 山西 晉城 048006)

煤炭開采時常因留設煤柱尺寸不合理導致大量煤炭資源被遺留浪費，當煤層厚度較大時，煤炭資源的浪費量將急劇增加，因此有必要對遺留煤柱體的尺寸進行優化設計[1-2]. 目前，常用的提高煤炭資源回采率的方法有充填和小煤柱護巷，但充填方法存在前期設備投入量大、充填材料適用條件受限以及充填工藝復雜等缺陷，因此小煤柱護巷成為一些礦區首選的提高煤炭資源開采率的有效手段[3-4].

1 工作面概況

晉能控股集團某礦目前正在開采西翼六采區的605綜放工作面，鄰近603綜放工作面已經回采完畢。603綜放工作面采空區與605綜放工作面之間原計劃留設30 m寬的護巷煤柱體，考慮到煤炭資源浪費嚴重等問題，當掘巷至大約一半位置時，經過相關論證,將護巷煤柱體寬度更改設計為10 m，并繼續掘巷至開切眼位置處。605綜放工作面平面位置關系示意情況見圖1.

圖1 605綜放工作面平面位置關系示意圖

605綜放工作面主采3#煤層的厚度為6.7～9.8 m，平均厚度為8.2 m，煤層傾角為4°～13°，平均傾角為8°. 煤層上方賦存有一平均厚度為0.5 m的炭質泥巖層(偽頂)，其上方依次為平均厚度為2.5 m的細砂巖層(直接頂)和平均厚度為8.6 m的粉砂巖層(基本頂)。605綜放工作面直接開采高度為3.5 m，放頂煤高度為4.7 m，采放比接近1∶1.35. 當對605綜放工作面沿空側煤巷采用10 m寬護巷煤柱體后，煤巷圍巖依舊沿用原有的對稱式支護方案，結果在后續煤巷圍巖的變形穩定過程中出現了圍巖控制效果差的問題，現場調研情況見圖2.

由圖2可知，煤巷上方頂煤整體較為破碎，離層現象嚴重，且多處存在頂煤受水平擠壓力作用而內擠變形嚴重的問題，這些情況都不利于煤巷頂板煤體的控制，存在頂板煤體大面積離層冒頂的潛在危險性，見圖2a)、b)；同時在頂板與煤柱幫的肩窩位置處也存在變形嚴重、煤體破碎的情況，多處錨網出現兜包現象，見圖2c)；圖2d)為煤柱幫圍巖控制情況，可見煤柱幫整體控制效果較差，多處煤體內擠變形嚴重，需要對煤柱幫增加鋼筋梯子梁、鋼帶等措施,強化錨桿對于煤柱幫圍巖的整體控制效果。

圖2 窄煤柱護巷圍巖控制現場圖

2 沿空側煤巷覆巖運移規律分析

為了探究當對605綜放工作面沿空側煤巷采用10 m寬護巷煤柱體后覆巖運移情況，采用礦用型電子鉆孔窺視儀結合現場煤巷內圍巖處所施工的扇形鉆孔來進行確定[5]，結果見圖3.

圖3 基本頂破斷位置現場勘測結果圖

如圖3所示，基本頂破斷后斷裂線形態由沿頂板施工的一排扇形鉆孔(①—⑧)勘測確定，該排扇形鉆孔內任一鉆孔的深度均要滿足能夠穿過平均厚度為8.6 m的粉砂巖層(基本頂)。該排扇形鉆孔施工順序為從①號鉆孔依次向⑧號鉆孔施工，同時在施工完一個鉆孔后立即采用礦用型電子鉆孔窺視儀對其孔內情況進行及時監測，并將監測結果在鉆孔內相應的位置進行標記。通過礦用型電子鉆孔窺視儀能夠直觀勘測到鉆孔內不同深度位置處的煤巖體破壞形態，主要有煤巖層水平錯位(A)、垂直裂隙(B)、貫通垂直裂隙(C)和破碎帶(D)4種主要破壞形態，而其中貫通垂直裂隙(C)為頂板內基本頂破斷后斷裂線形態的直觀反映，將各鉆孔內相應位置處的貫通垂直裂隙(C)點連接到一起，可以得到頂板內基本頂破斷后斷裂線形態基本情況。圖3中實粗線為通過施工的一排扇形鉆孔所確定的頂板內基本頂破斷后斷裂線形態，可見基本頂破斷后斷裂線位于沿空側煤巷10 m護巷窄煤柱的正上方。

3 數值模擬分析

基于605綜放工作面的工程地質條件，采用UDEC軟件建立二維平面應變模型，模擬分析在該工作面沿空側煤巷留設10 m寬窄煤柱護巷情況下，覆巖內基本頂運移將會對沿空側煤巷所造成的影響。二維平面模型尺寸為寬50 m×高20 m，模型內沿空側煤巷尺寸為寬5 000 mm×高3 500 mm，模型兩側采用水平位移約束，底側采用固定位移約束，模型內煤巖塊體采用莫爾-庫倫本構模型，煤巖塊體內的節理采用接觸-庫倫滑移本構模型，且將所有節理均簡化設置為水平和垂直兩個方向。所建立的二維平面應變模型中煤巖塊體的物理力學參數見表1，節理物理力學參數見表2.

表1 煤巖塊體的物理力學參數表

表2 節理物理力學參數表

根據表1和表2中所示參數對所建立的二維平面應變模型賦值，并進行數值模擬運算。關于605綜放工作面沿空側煤巷留設10 m窄煤柱護巷不同階段的數值模擬演化規律見圖4.

圖4 沿空側煤巷數值模擬演化規律圖

由圖4可知，當沿空側煤巷上覆巖層中基本頂破斷位置位于煤柱體正上方時，隨著巖塊B的回轉失穩運移，將會導致下方煤巷圍巖中煤柱體內塑性區范圍不斷擴大，同時受到巖塊B在回轉失穩運移過程中對于頂板的水平擠壓應力作用，將會導致煤巷頂板煤巖體內塑性區范圍也不斷的擴大，最終當煤巷圍巖中塑性區范圍發展到一定程度后，煤巷圍巖將無法承載上覆巖層結構而發生較大的變形破壞，最終導致嚴重的沿空側煤巷礦壓顯現。根據數值模擬結果可知，當基本頂破斷后巖塊A和巖塊B之間的斷裂線位于下側煤柱體正上方時，此時巖塊B的回轉失穩運移將會對下方煤巷造成很大的影響。

4 支護優化設計及現場應用

4.1 支護優化設計

針對605綜放工作面沿空側煤巷傳統的對稱性支護方式進行優化設計，優化后的支護方式見圖5.

圖5 沿空側煤巷非對稱支護方式圖

采用優化后的非對稱支護方式，側重于對煤柱側的頂板和煤柱體進行加強支護。頂板采用3根長度為8 300 mm、直徑為17.8 mm的鋼絞線錨索，錨索間距為1 200 mm. 靠近煤柱側的兩根錨索采用槽鋼進行連接，形成桁架系統，強化煤柱側上方煤巖體的加固能力。針對煤柱幫在原支護基礎上增加2根長度為6 300 mm、直徑為17.8 mm的鋼絞線錨索，錨索間距為1 700 mm. 同時，頂板內的3根錨索施工時要向中心線右側即煤柱幫側進行一定量的偏移，著重強化煤柱幫側頂板的支護。錨桿索排距取值為800 mm，避免因為排距過大而對煤巷圍巖支護不力。

4.2 現場礦壓監測

采用優化后的非對稱支護方式后，現場調研發現沿空側煤巷圍巖變形較小，圍巖在此種非對稱支護形式下得到了很好的控制。支護方式優化后的現場圍巖調研情況見圖6.

圖6 沿空側煤巷圍巖控制效果圖

由圖6可以看出，采用優化后的非對稱支護方式后，煤巷頂板整體性較好，基本不存在離層現象。同時，護巷煤柱幫也得到了很好的控制，煤柱幫圍巖沒有發生明顯的內擠變形情況。

在煤巷內每間隔50 m設置1組十字測站對煤巷圍巖收斂量情況進行監測，一共設置3組十字測站，監測結果平均值見圖7.

圖7 煤巷圍巖收斂量監測結果圖

由圖7可知，采用非對稱支護方式后，最終在一個月左右的時間點煤巷圍巖表面變形量趨于穩定，此時煤巷圍巖兩幫平均收斂量為110 mm，頂底板平均收斂量為130 mm，相較于巷道的斷面尺寸為寬5 000 mm×高3 500 mm，可計算得到煤巷圍巖兩幫平均收斂率為2.2%，頂底板平均收斂率為3.7%，整體收斂率控制在5%以內，可見煤巷圍巖控制良好，能夠滿足后續的安全生產需求。

5 結 論

1) 采用礦用型電子鉆孔窺視儀結合現場煤巷內圍巖處所施工的扇形鉆孔，綜合確定605綜放工作面沿空側煤巷在10 m寬窄煤柱護巷情況下，頂板內基本頂破斷后斷裂線位置位于沿空側煤巷10 m寬護巷窄煤柱的正上方。

2) 數值模擬結果表明，當基本頂內巖塊B的支承點位于煤柱體正上方時，將會對煤柱體施加較大的垂向應力，當煤柱體寬度較窄時，將會無法承載較大的垂向應力而變形嚴重，同時巖塊B的回轉運移將會對沿空側煤巷頂板施加較大的水平擠壓應力，導致沿空側煤巷圍巖變形嚴重。

3) 針對605綜放工作面沿空側煤巷采用非對稱支護方式，側重于對煤柱側的頂板和煤柱體進行加強支護。采用優化后的非對稱支護方式后，沿空側煤巷頂板和煤柱幫得到了很好的控制，煤巷圍巖表面變形量趨于穩定，能夠滿足后續的安全生產需求。