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(yè)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(yōu)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(qū)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(qū)的605綜放工作面，鄰近603綜放工作面已經(jīng)回采完畢。603綜放工作面采空區(qū)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(jīng)過相關論證,將護巷煤柱體寬度更改設計為10 m，并繼續(xù)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(zhì)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(xù)煤巷圍巖的變形穩(wěn)定過程中出現(xiàn)了圍巖控制效果差的問題，現(xiàn)場調(diào)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(xiàn)象嚴重，且多處存在頂煤受水平擠壓力作用而內(nèi)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?shù)臐撛谖ｋU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(wǎng)出現(xiàn)兜包現(xiàn)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(nèi)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(xiàn)場圖

2 沿空側煤巷覆巖運移規(guī)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(xiàn)場煤巷內(nèi)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(xiàn)場勘測結果圖

如圖3所示，基本頂破斷后斷裂線形態(tài)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(nèi)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(nèi)情況進行及時監(jiān)測，并將監(jiān)測結果在鉆孔內(nèi)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(nèi)不同深度位置處的煤巖體破壞形態(tài)，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(tài)，而其中貫通垂直裂隙(C)為頂板內(nèi)基本頂破斷后斷裂線形態(tài)的直觀反映，將各鉆孔內(nèi)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(nèi)基本頂破斷后斷裂線形態(tài)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(nèi)基本頂破斷后斷裂線形態(tài)，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(shù)值模擬分析

基于605綜放工作面的工程地質(zhì)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(nèi)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(nèi)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(nèi)煤巖塊體采用莫爾-庫倫本構模型，煤巖塊體內(nèi)的節(jié)理采用接觸-庫倫滑移本構模型，且將所有節(jié)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(shù)見表1，節(jié)理物理力學參數(shù)見表2.

表1 煤巖塊體的物理力學參數(shù)表

表2 節(jié)理物理力學參數(shù)表

根據(jù)表1和表2中所示參數(shù)對所建立的二維平面應變模型賦值，并進行數(shù)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(shù)值模擬演化規(guī)律見圖4.

圖4 沿空側煤巷數(shù)值模擬演化規(guī)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(wěn)運移，將會導致下方煤巷圍巖中煤柱體內(nèi)塑性區(qū)范圍不斷擴大，同時受到巖塊B在回轉失穩(wěn)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(nèi)塑性區(qū)范圍也不斷的擴大，最終當煤巷圍巖中塑性區(qū)范圍發(fā)展到一定程度后，煤巷圍巖將無法承載上覆巖層結構而發(fā)生較大的變形破壞，最終導致嚴重的沿空側煤巷礦壓顯現(xiàn)。根據(jù)數(shù)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(wěn)運移將會對下方煤巷造成很大的影響。

4 支護優(yōu)化設計及現(xiàn)場應用

4.1 支護優(yōu)化設計

針對605綜放工作面沿空側煤巷傳統(tǒng)的對稱性支護方式進行優(yōu)化設計，優(yōu)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(yōu)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(tǒng)，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(nèi)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(xiàn)場礦壓監(jiān)測

采用優(yōu)化后的非對稱支護方式后，現(xiàn)場調(diào)研發(fā)現(xiàn)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(yōu)化后的現(xiàn)場圍巖調(diào)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(yōu)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(xiàn)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(fā)生明顯的內(nèi)擠變形情況。

在煤巷內(nèi)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(jiān)測，一共設置3組十字測站，監(jiān)測結果平均值見圖7.

圖7 煤巷圍巖收斂量監(jiān)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(wěn)定，此時煤巷圍巖兩幫平均收斂量為110 mm，頂?shù)装迤骄諗苛繛?30 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?shù)装迤骄諗柯蕿?.7%，整體收斂率控制在5%以內(nèi)，可見煤巷圍巖控制良好，能夠滿足后續(xù)的安全生產(chǎn)需求。

5 結 論

1) 采用礦用型電子鉆孔窺視儀結合現(xiàn)場煤巷內(nèi)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(nèi)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(shù)值模擬結果表明，當基本頂內(nèi)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(yōu)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(wěn)定，能夠滿足后續(xù)的安全生產(chǎn)需求。