小窯頭礦復合頂板窄煤柱護巷技術(shù)研究與實踐

呼誠事

（晉能控股煤業(yè)集團小窯頭煤業(yè)有限公司，山西 大同 038200）

0 引 言

工作面回采巷道布置一般有沿空掘巷和沿空留巷2 種方式，傳統(tǒng)的沿空掘巷留設(shè)較寬的煤柱，保證巷道位于上工作面回采影響范圍之外，造成嚴重的資源浪費。為此，近年來，窄煤柱護巷成為普遍采用的沿空掘巷方式[1-3]。山西煤炭運銷集團小窯頭礦13號煤區(qū)段保護煤柱的寬度為30 m，為提高煤炭資源的回收率，推廣應用窄煤柱護巷技術(shù)。該煤層直接頂板為砂質(zhì)泥巖、炭質(zhì)泥巖等互層組成的復合頂板，相變較大，巷道掘進后頂板下沉大，極易產(chǎn)生離層破壞。因此，開展復合頂板窄煤柱護巷技術(shù)研究對保證巷道穩(wěn)定，實現(xiàn)安全生產(chǎn)具有重要意義。

1 試驗工作面概況

小窯頭礦13 號煤層厚度在1.8～2.6 m 之間，平均煤厚2.2 m，傾角2°～5°，平均3°。經(jīng)試驗測定，煤的普氏系數(shù)僅為0.54，屬于極軟煤層，煤層頂?shù)装鍘r性如圖1 所示。

瓦斯相對涌出量2.64 m3/t，絕對瓦斯涌出量0.20 m3/min，為低瓦斯礦井。煤塵有爆炸危險，自燃傾向等級為I 類，容易自燃，最短自然發(fā)火期為50d。

圖1 13 號煤頂?shù)装鍘r性

小窯頭煤業(yè)21305 運輸順槽沿13 號煤頂板掘進，巷道斷面為4.6 m×2.6 m，采用錨網(wǎng)索支護，擬進行窄煤柱護巷的工業(yè)性試驗。

2 巷道破壞形式及控制機理

2.1 復合頂板破壞形式

由圖1 可以看出，13 號煤頂板多種巖性互層，為復合頂板，對巷道的穩(wěn)定性產(chǎn)生較大影響。對該類頂板，其破壞過程可分為3 個階段：

1）層間滑動階段。巷道掘進之前，巷道頂板巖層是一個整體，共同承載上覆巖層的載荷。隨著巷道的掘進，上覆巖層內(nèi)平巷狀態(tài)被打破，在原巖應力和掘進擾動應力的影響下，巷道頂板內(nèi)的裂隙逐漸發(fā)育并貫通，復合頂板的不同巖性之間產(chǎn)生層間滑動，由于13 號煤巷道的寬度大于復合頂板巖層的厚度，整個巷道寬度范圍內(nèi)的頂板巖層均有可能發(fā)生錯動。

2）層間離層階段。巷道頂板巖層之間產(chǎn)生滑動，應力狀態(tài)改變，如果不能達到新的平衡，則層間的滑移量逐漸增大，才巷道中間開始，頂板巖層逐漸開始產(chǎn)生縱向變形，由于復合頂板各巖層之間的運動不一致，下位巖層的速度相對較大，頂板巖層之間逐漸形成離層。

3）下沉破壞階段。隨著離層值的增大，當下位巖層內(nèi)的拉應力超過巖體的抗拉強度時，巖層發(fā)生張拉破壞。從巷道頂板淺部向上，離層值逐漸減小，巖層的懸空距離也變小。在無支護條件下，巖層從淺部開始，逐層向上垮落，冒落的空間為梯形，如圖2 所示。

圖2 復合巷道頂板冒落狀態(tài)

2.2 軟弱煤幫破壞形式

21305 運輸順槽兩幫為極軟煤體，強度低、自穩(wěn)能力差，巷道掘進后煤體內(nèi)的裂隙不斷發(fā)育，將其切割為塊體，如果支護不及時或支護強度不足，則極易產(chǎn)生片幫失穩(wěn)現(xiàn)象。現(xiàn)場觀測發(fā)現(xiàn)，主要有2 種片幫破壞形式：

1）滑落式片幫。受掘進擾動的影響，如果煤體的破碎程度相對較低，仍具有一定的完整性，則在重力或回采應力的影響下，煤壁將發(fā)生剪切滑移式片幫。滑移角β 的大小與煤體的內(nèi)摩擦力有關(guān)，最大片幫深度與巷道的高度M 和煤層的自然安息角α 有關(guān)。

2）劈裂式片幫。如果煤體內(nèi)垂直于層理的裂隙發(fā)育程度較高，巷道掘進后煤體失去了橫向的約束，由三向應力狀態(tài)變?yōu)殡p向應力狀態(tài)，則煤體會有向巷道內(nèi)鼓出的趨勢，從而產(chǎn)生壓裂式破壞。壓裂式片幫的深度與巷道高度以及裂隙的發(fā)育、分布狀態(tài)有關(guān)。

圖3 極軟煤層片幫形式

2.3 控制措施

由巷道頂板及兩幫的破壞形式可以看出，對21305 運輸順槽的巷道支護應該頂幫并重，支護措施為：

1）采用高強錨桿支護系統(tǒng)。小窯頭礦當前采用的螺紋鋼錨桿屈服強度335 MPa，抗拉強度490 MPa，錨桿排之間采用的是鋼筋梯子梁連接，對頂板和兩幫的控制效果有限。采用高強度桿體可提高屈服強度，高強度托盤等附件可以承受更高的預緊力，對巷道的控制效果更好。

2）提高錨索性能。小窯頭礦采用的錨索為常規(guī)的1×7 結(jié)構(gòu)的φ15.2 mm 的鋼絞線制作，該錨索的拉斷載荷僅為260 kN，延伸率低于4%，其他工作面順槽支護中有拉斷現(xiàn)象，采用大直徑、高噸位錨索對復合頂板的支護效果更好。

3）提高預緊力。復合頂板各巖層之間的粘結(jié)力很小、早期支護不及時或支護力不足是造成頂板下沉甚至冒落的主要原因，對該類巷道頂板的支護應提高預緊力。較高的預緊力可以提高整個復合頂板的整體性，避免發(fā)生層間錯動和離層，同時提高巖層之間的抗剪和抗拉能力，改善圍巖應力場及上覆巖層的受力狀態(tài)，有利于巷道的穩(wěn)定。

4）加大錨固長度。端頭錨固僅能對錨桿提供粘結(jié)力，能抵抗一定程度的拉力，同時由于間隙的存在，桿體與巖體無法同步受力，錨桿的抗剪能力只有在巖層發(fā)生錯動后才能充分發(fā)揮，具有一定的滯后性。加長錨固可以在整個錨桿長度范圍實現(xiàn)桿體與鉆孔壁的接觸，不存在空隙，同時可以對孔內(nèi)的節(jié)理、裂隙等進行充填加固，將錨桿與巖體黏結(jié)到一起，同步承載，阻止巖層發(fā)生錯動。

3 煤柱寬度確定

3.1 理論計算

沿空掘巷的煤柱寬度應當保證錨桿索等支護體能有效錨固，預留一定的巷道變形，并有效隔絕采空區(qū)，同時使巷道處于側(cè)向支承壓力的降低區(qū)內(nèi)。在滿足以上要求的前提下，寬度盡可能小，以提高煤炭資源的回收率。運用彈塑性和極限平衡理論建立如圖4 所示的力學模型[4-5]。

圖4 沿空掘巷煤柱寬度計算模型

沿空掘巷煤柱寬度X為：X=x1+x2+x3

式中：x1為上工作面?zhèn)认蛑С袎毫τ绊懛秶琺；x2為本工作面巷道掘進產(chǎn)生的塑性區(qū)范圍，m；x3為富余系數(shù)，一般取x3=0.2（x1+x2）。

工作面?zhèn)认蛑С袎毫τ绊懛秶途蜻M塑性區(qū)寬度與工作面采高、巷道高度以及煤層本身的力學參數(shù)有關(guān)，根據(jù)小窯頭煤礦13 號煤的實際條件，代入可得，護巷煤柱的寬度為7.2 m。

3.2 數(shù)值模擬

根據(jù)理論計算結(jié)果，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對6、7、8、9、10 m 5 種不同護巷煤柱寬度下的應力場和位移場分布進行對比分析。其中6、9 m 寬度時的水平應力場分布如圖5 所示。

圖5 不同煤柱寬度下水平應力分布云圖

由數(shù)值模擬結(jié)果可以看出，21305 運輸順槽頂板的水平應力集中程度較高，受影響較大，而兩幫和底板的應力集中不明顯。隨著煤柱尺寸的增大，水平應力集中程度及影響范圍呈現(xiàn)先減小后增大的趨勢，當煤柱寬度為8 m 時，應力集中程度最小，并且影響范圍小。

結(jié)合垂直應力和塑性區(qū)以及位移場的分析，綜合確定21305 運輸順槽沿空掘巷的煤柱寬度為8.0 m。

4 沿空掘巷支護技術(shù)研究

4.1 數(shù)值模擬分析

利用建立的FLAC3D模型，通過分析不同錨桿長度、不同直徑、不同間排距下的塑性區(qū)和巷道表面位移變化情況來確定支護參數(shù)。

以頂錨桿長度為例，由數(shù)值模擬得出的不同不同頂錨桿長度下巷道圍巖變形的最大值如圖所示。

圖6 頂板錨桿不同長度圍巖變形特征

由圖可以看出，隨著錨桿長度的增加，巷道表面變形逐漸減小。錨桿長度由1.8 m 增加到2.6 m 時，巷道頂板下沉量由109 mm 降為48 mm，減沉效果較好。但錨桿長度由2.4 m 增加到2.6 m 時，頂板下沉僅減小3 mm，底臌量和兩幫變形量類似，當錨桿長度超過2.4 m 以后，隨著長度的增加，減沉效果不明顯。因此，確定最合理的頂錨桿為2.4 m。

4.2 方案確定

圖7 21305 運輸順槽支護方案

在數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，結(jié)合礦井實際情況，確定21305 運輸順槽沿空留巷的支護方案如圖7 所示。

4.2.1 頂板支護

1）錨桿支護。頂錨桿為φ22 mm×2 400 mm 的高強螺紋鋼錨桿，鋼材牌號為BHRB500，屈服強度為500 MPa，抗拉強度為670 MPa，采用2 卷CK2360樹脂藥卷加長錨固。錨桿間距如圖7 所示，靠近兩幫的角錨桿向外傾斜15°，間距為900 mm，每排布置6 根錨桿，采用4 400 mm×220 mm×3.0 mm（長×寬×厚）的W 鋼帶連接。頂錨桿的預緊扭矩不低于280 N·m。

2）錨索支護。頂錨索為單體錨索和桁架錨索交替布置，聯(lián)合支護，錨索布置在錨桿排中間，排距為900 mm。錨索的規(guī)格均為1×19 結(jié)構(gòu)，公稱直徑為22 mm。拉斷載荷為607 kN，延伸率為7 %，是原錨索拉斷力的2.3 倍，延伸率的2 倍。桁架錨索的長度為8 400 mm，鉆孔深度7.0 m，跨距為2.0 m，每根錨索采用3 支CK2360 和2 支Z2360 的樹脂藥卷錨固，2 根錨索與豎直方向的夾角為25°，底部采用專用連接器連接到一起。單體錨索長度為11 200 mm，均垂直于巷道頂板布置，間距為1 500 mm，每排布置3 根，采用槽鋼連接到一起。錨索初始張拉至200 kN，滯后迎頭不超過5 排。

4.2.2 巷幫支護

巷幫錨桿規(guī)格型號與頂錨桿相同，間排距為800 mm×900 mm，每排布置4 根，最上位錨桿向上傾斜15°，錨桿之間采用W 鋼帶連接。

幫錨桿為φ20 mm×2 000 mm 的高強螺紋鋼錨桿，配CK2360 和CK2335 各1 卷錨固，間排距為800 mm×900 mm，煤幫布置5 根，采用梯子梁連接。

錨索支護。回采幫錨索為單體錨索，規(guī)格為φ17.8 mm×4 300 mm，鉆孔深度4 000 mm，采用3支CK2360 樹脂藥卷錨固，排距為1 800 mm。煤柱幫布置2 根，上位錨索距頂1 000 mm，錨索間距1 500 mm，2 根采用槽鋼連接到一起，排距1 800 mm。

4.3 現(xiàn)場應用

21305 運輸順槽掘進過程中設(shè)置測站對巷道穩(wěn)定性進行監(jiān)測。巷道表面位移監(jiān)測采用“十字測量法”，巷道頂板深部位移采用多點位移計，測點距巷道 表 面 的 距 離 分 別 為：1.0 、2.0 、3.0 、4.0 、5.0、6.0 m，間隔80 m 設(shè)置1 個，共設(shè)置5 個測站，其中3號測站的觀測結(jié)果如圖8 所示。

圖8 巷道變形觀測結(jié)果

由圖8（a）可以看出，巷道掘進影響期為9 d，巷道頂板穩(wěn)定，下沉量較小，為46 mm，但底臌量相對較大，超過100 mm。煤柱幫變形明顯大于實體煤幫。此后，巷道變形速率逐漸減少，并在100 d 左右趨于穩(wěn)定，最終頂?shù)鬃冃瘟繛?12 mm，兩幫收斂量為326 mm。

由頂板深部離層位移計觀測結(jié)果可知，在觀測到6 m 頂板范圍內(nèi)，最終離層值為36 mm，各層位之間沒有觀測到明顯離層，為巷道頂板整體下沉。

5 結(jié) 論

1）21305 運輸順槽頂板為復合頂板，破壞過程分為層間滑動、層間離層和下沉破壞3 個階段。巷道兩幫為極軟煤層，片幫形式主要為滑落式和劈裂式。

2）采用高強錨桿桿體和附件、大噸位高延伸率錨索、提高預緊力、加大錨固長度等是實現(xiàn)極軟煤層復合頂板巷道穩(wěn)定性的關(guān)鍵。

3）在力學模型的基礎(chǔ)上，通過數(shù)值模擬分析，得出沿空掘巷窄煤柱護巷的尺寸為8.0 m。

4）在數(shù)值模擬的基礎(chǔ)上，確定了錨桿長度、直徑、間排距等關(guān)鍵支護參數(shù)，由此提出了21305 運輸順槽窄煤柱護巷支護方案。

5）現(xiàn)場礦壓觀測表明，21305 運輸順槽巷道頂板穩(wěn)定，下沉量較小，煤柱幫變形明顯大于實體煤幫，離層值為36 mm，為巷道頂板整體下沉。