開挖卸荷與回采動壓疊加下沿空小煤柱巷道支護技術研究

杜孝杰

（冀中能源集團邢礦集團 隆泰煤業(yè)，山西 長治 046500）

煤礦企業(yè)實現(xiàn)小煤柱沿空掘巷，可以減少資源浪費，增加企業(yè)利潤，其中煤柱的穩(wěn)定性是該技術成功實施的關鍵[1-3]，是困擾廣大工程技術人員的一大技術難題。王紅勝等[4]研究了基于基本頂關鍵巖塊B 斷裂線位置的窄煤柱合理寬度的確定；李學華等[5]通過數(shù)值模擬的方法研究了多種影響因素下窄煤柱的變形破壞特征，最終提出不同影響因素下保障窄煤柱穩(wěn)定的控制對策；盧帥峰等[6]通過分析煤柱裂隙的分布特征，研究了沿空掘巷窄煤柱變形破壞機理及控制技術，認為窄煤柱的穩(wěn)定性可通過減小內裂隙區(qū)的長度和增加內裂隙區(qū)的承載能力來實現(xiàn)；張洪偉等[7]提出了基于上區(qū)段端頭垮落煤巖體注漿充填/加固的窄煤柱穩(wěn)定性控制方法；柏建彪等[8]通過數(shù)值計算分析，研究了綜放沿空掘巷圍巖變形及窄煤柱的穩(wěn)定性與煤柱寬度、煤層力學性質及錨桿支護強度之間的關系，提出高強度錨桿支護的窄煤柱是沿空掘巷圍巖承載結構中的一個重要組成部分；董合祥[9]提出了頂板以高強高預應力錨桿支護系統(tǒng)、組合錨索支護系統(tǒng)和多錨索- 鋼帶桁架系統(tǒng)的強力聯(lián)合支護技術，煤柱幫采用強力錨桿支護系統(tǒng)和噴漿加固的圍巖控制技術，以及實體煤幫鉆孔卸壓處理和強力錨桿、錨索支護系統(tǒng)對特厚煤層沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性的控制；華心祝等[10]提出錨網(wǎng)索和注漿加固聯(lián)合支護可有效地控制孤島工作面沿空掘巷圍巖的變形。

本文中的開挖卸荷與回采動壓疊加下沿空小煤柱巷道是以冀中能源集團邢礦集團萬峰煤礦回采工作面1201 進風順槽為背景，理論與實際相結合，優(yōu)化支護方式，最后提出高預應力高強錨桿錨索支護理論，提供了一種全新的支護形式和理念，指導支護設計與應用，解決了沿空掘巷同類礦井的支護難題。

1 工程背景

1.1 礦井概況

山西冀中能源萬峰煤礦位于山西省孝義市，霍西煤田汾孝礦區(qū)東部，礦井設計生產能力1.20 Mt/a，現(xiàn)主采煤層為二疊系下統(tǒng)山西組1 號煤，平均煤厚1.65 m。該煤層傾角4°～6°，近水平煤層，埋深600 m 左右；煤層結構較復雜，全區(qū)發(fā)育；煤層直接頂為砂質泥巖（圖1），基本頂為泥巖、砂質泥巖，屬于軟巖復合型頂板，直接底一般為砂質泥巖、泥巖。

圖1 1 號煤實測柱狀圖Fig.1 Measured histogram of No.1 Coal Seam

1.2 1201 工作面介紹

萬峰煤礦1201 進風順槽相鄰1103 工作面采空區(qū)，凈煤柱間距7 m（圖2），1201 進風順槽變形主要表現(xiàn)為頂板破碎，頂板彎曲下沉，但巷道在剛掘進完成時，除構造區(qū)域外其余地段巷道頂板比較平整，放置一段時間后頂板開始發(fā)生變形，礦壓顯現(xiàn)更為劇烈時，巷道還沒有掘進完成，頂板錨桿即多處發(fā)生破斷，破斷處頂板已經開始變形，原有錨網(wǎng)支護方式失效，不能保障頂板安全。

圖2 1201 工作面巷道布置示意Fig.2 Roadway layout of No.1201 Face

1201 進風順槽受相鄰區(qū)段1103 工作面回采的影響，在沿空巷道掘進前，采空區(qū)側一定范圍內的煤體己被破壞。在本區(qū)段1201 工作面回采期間，受回采擾動影響，使得采場上覆巖體結構被改變，引起圍巖應力的重新分布，重新分布后的應力逐漸向周圍煤巖體內轉移。對于沿空巷道上覆巖層，不僅受相鄰區(qū)段1103 工作面?zhèn)认蛑С袎毫Φ淖饔茫疫€受本區(qū)段1201 工作面超前支承壓力的影響。在二者共同的作用下，巷道所受的荷載增加，變形加大。

2 地質力學參數(shù)測試結果

通過對萬峰煤礦現(xiàn)場地質力學參數(shù)測試可知，萬峰煤礦最大主應力為垂直主應力，最大主應力的最大值為15.9 MPa，最小為15.14 MPa；最大水平主應力的最大值為14.06 MPa，最小值為11.69 MPa；最小水平主應力的最大值為7.37 MPa，最小值為6.02 MPa。最大水平主應力方向為北偏西25°至北偏西43°左右。圍巖強度測量結果顯示萬峰煤礦1 號煤的平均強度在20 MPa 左右，泥質砂巖的強度在50～70 MPa，細砂巖的強度在75 MPa 左右，粗砂巖的強度在80 MPa 左右。巷幫煤體完整性較差，除孔口處煤體較破碎外，在距孔口7～9 m 煤體極其破碎。頂板窺視結果顯示，頂板離層明顯，尤其是在距頂板表面6 m 左右處有1 個明顯離層，因此在設計時，錨索長度應該避開此處離層。

3 不同支護參數(shù)下沿空巷道圍巖穩(wěn)定性數(shù)值試驗研究

3.1 數(shù)值模擬研究模型

本構模型采用摩爾- 庫倫模型，計算順序為回采1103 工作面，掘進1201 進風順槽，回采1201工作面。根據(jù)萬峰礦地應力測試結果，垂直應力為15.9 MPa，最大水平應力為14 MPa，最小水平主應力為7 MPa。

3.2 數(shù)值模擬研究結果

按照排距為800、900、1000、1100 mm 四種排距進行分析。

由模擬結果（圖3～圖6） 可知，當排距為800 mm、900 mm 時，巷道在掘進和回采期間變形量均較小，得到有效控制。排距為900 mm 時，巷道掘進期間頂板下沉量僅為110 mm，兩幫移近量為450 mm，工作面回采期間，巷道頂板下沉量僅為200 mm，煤柱側幫移近400 mm，實體煤側幫移近200 mm，巷道變形得到有效控制，支護效果較好。隨著排距增加，巷道變形量非線性增加，排距為1100 mm 時，巷道掘進期間頂板下沉量達到180 mm，兩幫移近量達到750 mm?；夭善陂g頂板下沉量達到480 mm，兩幫移近量達到1100 mm。綜合支護效果和支護成本考慮，排距選擇為900 mm 較為合理。

圖3 巷道掘進期間垂直位移云圖Fig.3 Vertical displacement nephogram during roadway excavation

圖4 巷道掘進期間水平位移云圖Fig.4 Horizontal displacement nephogram during roadway excavation

圖5 超前支承壓力影響巷道垂直位移云圖Fig.5 Vertical displacement nephogram of roadway affected by advanced abutment pressure

圖6 超前支承壓力影響巷道水平位移云圖Fig.6 Horizontal displacement nephogram of roadway affected by advanced abutment pressure

4 錨網(wǎng)支護設計

巷道斷面形狀為矩形，尺寸為寬度4000 mm，高度2500 mm，掘進斷面積為10 m2。支護方案如圖7 所示。

圖7 BHRB500φ22 mm強力錨桿支護布置示意Fig.7 The layout of strong bolt support of BHRB500φ22 mm

4.1 頂板支護

頂板錨桿選用φ22 mm×L2400 mm 左旋無縱筋螺紋鋼筋。錨桿間排距850 mm×900 mm，每排5 根錨桿，垂直頂板打設。托板采用高強度拱形托板，配套使用調心球墊和減摩墊片，采用金屬網(wǎng)護表，樹脂加長預應力錨固。

錨索采用φ18.9 mm×L7300 mm，高強度礦用鋼絞線錨索，配合配套鎖具。沿巷道中間打設錨索，2-1 布置，當排布置2 根錨索時間距2000 mm，距幫1100 mm，當排布置1 根錨索時，錨索布置在頂板正中，全都垂直頂板巖層打設。錨索托板采用300 mm×300 mm×16 mm 高強度可調心托板及配套鎖具，采用W 鋼帶護表。加長預應力錨固。錨索預緊力≥200 kN（錨索在張拉過程中有預緊力損失，為確保實際預緊力為200 kN，張拉時要超張拉至250 kN）。

4.2 兩幫支護

兩幫采用φ22 mm×L2400 mm 的左旋無縱筋螺紋鋼筋。錨桿間排距950 mm×900 mm，每幫每排3 根錨桿，巷幫上下2 根錨桿距頂、底的距離為300 mm，垂直巷幫打設，樹脂加長錨固。托板采用高強度拱形托板，W 鋼帶護板，四邊壓邊。網(wǎng)片采用金屬網(wǎng)護表。錨索采用φ17.8 mm×L=4300 mm 的高強度礦用鋼絞線錨索，配合配套鎖具。幫部錨索布置在距底板500 mm 位置，排距1800 mm，垂直巖面打設，加長預應力錨固。托板采用高強度可調心托板及配套鎖具。

5 1201 進風順槽礦壓監(jiān)測

5.1 巷道掘進期間礦壓監(jiān)測

為監(jiān)測高預應力強力錨桿（索） 支護應用于井下巷道的支護效果，巷道掘進期間，在1201 進風順槽掘進后巷道安裝了表面位移測站，測站安裝在距巷口845 m 左右處，監(jiān)測結果如圖8 所示。

圖8 圍巖表面位移監(jiān)測曲線Fig.8 Surface displacement monitoring curve of surrounding rock

1201 進風順槽為沿空掘巷巷道，沿相鄰1103工作面采空區(qū)邊緣掘進。采用高強500 號錨桿時，煤柱幫最大移近量平均在43 mm 左右，兩幫最大移近量平均在65 mm 左右，煤柱幫移近量明顯大于實體煤幫移近量；頂板最大移近量平均在32 mm左右，頂?shù)装遄畲笠平科骄?7 mm 左右，底鼓量明顯大于頂板下沉量；整體來看，支護效果較好，巷道圍巖變形得到了有效控制，同時應重點關注煤柱幫的穩(wěn)定性控制問題。

5.2 回采期間礦壓監(jiān)測

1201 進風順槽圍巖表面位移變化曲線如圖9所示。

圖9 回采期間圍巖表面位移監(jiān)測曲線Fig.9 Surface displacement monitoring curve of surrounding rock during mining

在工作面距測點200 m 范圍外，表面位移整體變化較小，頂板下沉量最大為24 mm，兩幫移近量為25 mm，工作面?zhèn)葞鸵平?2 mm，煤柱側幫移近13 mm；隨工作面臨近測點，巷道兩幫移近量迅速增加，移近速度最大為316 mm/d，發(fā)生在距測點5 m 范圍內，此時累計移近量已達1212 mm，其中工作面?zhèn)葞鸵平窟_到453 mm，煤柱側幫移近量達到759 mm，頂板下沉量達到126 mm。綜上所述，在高預應力強力錨桿（索） 的支護方案下，1201 工作面回采期間進風順槽頂板下沉量變化較小，兩幫移近量尤其是煤柱幫移近量較大。

6 結論

（1） 萬峰煤礦為最大限度提高資源采出率并緩解采掘銜接緊張局面，采取留小煤柱沿空掘巷工藝，其中1201 進風順槽沿相鄰1103 工作面采空區(qū)邊緣掘進，1201 進風順槽在服務期間不僅要經受掘進影響，更要承受臨近采空區(qū)的支承壓力影響與本工作面回采動壓影響，給巷道支護帶來了嚴峻挑戰(zhàn)。

（2） 高預應力、強力錨桿（索） 組合支護系統(tǒng)控制圍巖變形能力強，可有效地控制小煤柱沿空巷道圍巖強烈變形，巷道在掘進期間圍巖整體未出現(xiàn)明顯的大變形，兩幫變形要明顯高于頂?shù)装遄冃吻颐褐鶐妥冃巫畲?。工作面回采期間，進風順槽頂板下沉量變化較小，兩幫移近量尤其是煤柱幫移近量較大，巷道收縮變形后尺寸仍能滿足工作面的回采要求。

（3） 高預應力、強力錨桿（索） 組合支護系統(tǒng)的開發(fā)及其在解決掘、采全過程沿空小煤柱巷道圍巖穩(wěn)定性控制難題上的成功應用，使萬峰煤礦的煤巷錨桿支護技術又一次產生了飛躍，為最大限度提高資源采出率，緩解采掘銜接緊張局面，奠定了堅實的基礎。