玉溪煤礦大采高工作面沿空掘巷圍巖控制技術(shù)研究

劉 攀

（山西蘭花科創(chuàng)玉溪煤礦有限責(zé)任公司，山西 晉城 048214）

1 工程概況

山西蘭花科創(chuàng)玉溪煤礦1301 工作面切眼寬度100 m，順槽設(shè)計(jì)長(zhǎng)度為1 267.75 m，推進(jìn)長(zhǎng)度1221 m，可采推進(jìn)長(zhǎng)度1101 m，停采線120 m。工作面北側(cè)為規(guī)劃的1303 工作面，南側(cè)為高速保安煤柱，西側(cè)為盤區(qū)巷（東瓦斯抽放巷），東側(cè)為DX35 陷落柱和東嶺村保安煤柱。1301 工作面采用U 型通風(fēng)方式，其中輔運(yùn)順槽位于工作面南側(cè)，擔(dān)負(fù)工作面輔助運(yùn)輸、進(jìn)風(fēng)、行人和安全出口任務(wù)；膠帶順槽位于工作面北側(cè)，擔(dān)負(fù)工作面運(yùn)煤、進(jìn)風(fēng)、行人、安全出口任務(wù)。工作面巷道布置如圖1。1301 工作面采用一次采全高綜合機(jī)械化采煤工藝，設(shè)計(jì)最大采高6 m。1303 膠帶順槽采用沿空掘巷布置方式，為保障其圍巖穩(wěn)定展開了相關(guān)研究。

圖1 采掘工程平面圖

2 1303 膠帶順槽支護(hù)概況

1303 膠帶順槽沿煤層底板掘進(jìn)（自里程984 m向東沿頂板布置），矩形巷道，寬5.0 m，高4.2 m。支護(hù)參數(shù)：錨桿規(guī)格為Ф20 mm×2400 mm，矩形布置，間排距0.9 m×0.9 m，幫錨桿間排距為0.9 m×0.9 m，每根錨桿選用K2335、Z2360 錨固劑各一支，每排共支護(hù)16 根錨桿。金屬網(wǎng)片規(guī)格為10#鐵絲編織菱形金屬網(wǎng)，網(wǎng)格為50 mm×50 mm；錨索規(guī)格為Ф18.9 mm×7300 mm，采用“二二”布置，間排距2.7 m×1.8 m，每根錨索選用一支K2335兩支Z2360 錨固劑。幫錨網(wǎng)索的錨索規(guī)格Ф18.9 mm×5300 mm，間排距1.8 m×1.8 m。如圖2。

圖2 1303 膠帶順槽支護(hù)詳情（mm）

3 護(hù)巷煤柱寬度模擬研究

沿空巷道護(hù)巷煤柱寬度對(duì)于其圍巖穩(wěn)定性具有重要影響。確定煤柱寬度時(shí)，即要考慮承載能力又要考慮經(jīng)濟(jì)效益，當(dāng)煤柱高度相同時(shí)，其寬度基本決定了承載能力的大小，而煤柱的承載力與其寬度雖然呈正相關(guān)，但是并不是單純的線性關(guān)系，一味地增大煤柱的寬度，不一定能夠保障沿空巷道圍巖的穩(wěn)定性。因此，為確定1303 膠帶順槽的合理煤柱寬度，采用FLAC3D軟件模擬沿空巷道的支護(hù)和開挖，巷道斷面寬×高=5.0 m×4.2 m，模型頂面埋深取130 m，等效為3.31 MPa 的垂直應(yīng)力。開挖時(shí)首先進(jìn)行1301 工作面的開挖，然后進(jìn)行1303 膠帶順槽的開挖和支護(hù)，結(jié)合國(guó)內(nèi)相關(guān)研究實(shí)例[1-2]，設(shè)計(jì)煤柱寬度為4～9 m，計(jì)算平衡后觀察煤柱及巷道塑性破壞情況，并統(tǒng)計(jì)巷道表面位移量，整理得到結(jié)果如圖3（b）～（d）。

圖3 數(shù)值模擬方案及結(jié)果

由于篇幅所限，僅給出煤柱寬度為6～8 m 條件下圍巖塑性破壞模擬結(jié)果。當(dāng)煤柱寬度為4～7 m 時(shí)，煤柱內(nèi)部塑性區(qū)橫向方向由巷道表面延伸至采空區(qū)邊界，煤柱內(nèi)發(fā)生塑性破壞的面積占整個(gè)煤柱的50%以上，煤柱整體塑性破壞較嚴(yán)重，對(duì)上覆巖層基本不具備支承能力；當(dāng)煤柱寬度為8 m 時(shí)，煤柱截面積為33.6 m2，塑性破壞區(qū)的面積為13.25 m2，約占煤柱面積的39.4%，煤柱中部塑性破壞區(qū)斷開，煤柱中心已無(wú)塑性破壞區(qū)，形成的彈性核區(qū)的寬度約為2.0 m，說明此時(shí)煤柱已具有良好的支承能力。圖3（e）所示結(jié)果為巷道表面位移量隨煤柱寬度的變化規(guī)律，圍巖的變形形式主要為煤柱幫內(nèi)移和頂板下沉。當(dāng)煤柱寬度由4 m 增大至6 m 過程中，煤幫內(nèi)移量呈現(xiàn)逐漸增大趨勢(shì)，頂板下沉量呈輕微減小趨勢(shì)；當(dāng)煤柱寬度由6 m 增長(zhǎng)至9 m 期間，頂板下沉量及煤柱幫內(nèi)移量呈顯著減小趨勢(shì)。由此可知，區(qū)段煤柱寬度不應(yīng)小于6 m。綜上可知，當(dāng)煤柱寬度大于8 m 時(shí)，煤柱已具備良好的支承性能，巷道表面變形量為較小值，煤柱寬度繼續(xù)增大，多余的煤柱寬度會(huì)造成資源浪費(fèi)，綜上分析確定1303 膠帶順槽留設(shè)煤柱寬度為8 m。

4 卸壓護(hù)巷參數(shù)數(shù)值模擬分析

區(qū)段煤柱所承受壓力的大小受到上區(qū)段采空區(qū)懸臂梁的影響，懸臂梁的長(zhǎng)度同樣影響著沿空巷道圍巖的穩(wěn)定性。近年來隨著鉆孔爆破、水力壓裂等技術(shù)的成熟，切頂卸壓護(hù)巷技術(shù)開始逐漸用于沿空巷道圍巖的穩(wěn)定性控制[3-4]。切頂卸壓護(hù)巷通過在上區(qū)段回采巷道煤柱側(cè)頂板施工鉆孔，通過預(yù)裂爆破或水力壓裂等方法，超前回采工作面沿巷道軸線方向切斷頂板，在工作面回采期間采空區(qū)側(cè)頂板及時(shí)垮落，減小煤柱上方采空區(qū)側(cè)頂板的懸臂長(zhǎng)度和懸露時(shí)間。為確定最佳的切頂鉆孔施工參數(shù)，采用前文所述數(shù)值模型進(jìn)行模擬分析，設(shè)計(jì)切頂高度為8～20 m，每增大4 m 進(jìn)行一次模擬計(jì)算，得到煤柱內(nèi)應(yīng)力分布規(guī)律及巷道頂板下沉規(guī)律。

由圖4（a）煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力分布情況可以看出，隨著切頂高度的增大，煤柱內(nèi)垂直應(yīng)力數(shù)值逐漸降低。切頂高度為8 m時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中系數(shù)為1.89，切頂高度為16 m、20 m 時(shí)，應(yīng)力集中系數(shù)分別為1.72、1.82，相對(duì)于不切頂時(shí)分別下降了52.6%、49.7%，說明當(dāng)切頂高度為16 m 時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度顯著降低。圖4（b）為頂板下沉量隨切頂高度的變化規(guī)律，切頂后頂板各處下沉量較切頂前均顯著減小。切頂高度為16 m 時(shí)，頂板下沉量整體處于較小值。綜上可知，切頂高度為16 m 時(shí)，煤柱內(nèi)應(yīng)力集中程度顯著減弱，巷道頂板下沉量較小，卸壓效果良好，確定合理的切頂高度為16 m。

圖4 不同切頂高度模擬分析結(jié)果

5 切頂卸壓護(hù)巷應(yīng)用及效果分析

1301 工作面回采期間，在1301 輔運(yùn)順槽對(duì)煤柱側(cè)頂板進(jìn)行預(yù)裂切頂，切頂高度為16 m，鉆孔間距1.0 m，距離煤柱幫300 mm，直徑52 mm，如圖5（a）。采用爆破預(yù)裂方式，每孔采用7 根聚能管，炸藥安裝在聚能管內(nèi)，孔口用炮泥封孔，超前工作面50 m 進(jìn)行爆破。為考察1303 膠帶順槽成巷效果，掘進(jìn)期間布置若干測(cè)站進(jìn)行表面位移量監(jiān)測(cè)，得到其圍巖變形規(guī)律如圖5（b）、（c）。巷道掘進(jìn)期間可分為采動(dòng)影響區(qū)和穩(wěn)定區(qū)，采動(dòng)影響區(qū)可分為超前影響區(qū)和滯后影響區(qū)。巷道位于超前影響區(qū)時(shí)表面變形量快速增大，在滯后影響區(qū)內(nèi)表面變形量增速漸緩，穩(wěn)定區(qū)內(nèi)圍巖穩(wěn)定性良好，頂?shù)装逡平?9～74 mm，兩幫移近量59～84 mm，表面整體變形微小，均在設(shè)計(jì)的合理范圍內(nèi)，沿空巷道圍巖變形得到有效控制。

圖5 切頂方案及礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果

6 主要結(jié)論和建議

為保障1303 膠帶順槽沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性，采用數(shù)值模擬軟件模擬沿空巷道的開挖和支護(hù)，探究護(hù)巷煤柱寬度及切頂護(hù)巷工藝對(duì)巷道圍巖穩(wěn)定性的影響，確定最佳煤柱寬度為8 m，最佳切頂高度為16 m，設(shè)計(jì)具體的切頂方案。礦壓監(jiān)測(cè)結(jié)果表明，在鄰近工作面采動(dòng)影響區(qū)內(nèi)表面變形量逐漸穩(wěn)定，頂?shù)装逡平?9～74 mm，兩幫移近量59～84 mm，圍巖控制效果良好，可在后續(xù)工作面進(jìn)行推廣和使用。