薄煤層堅硬頂?shù)装寤夭上锏绹鷰r控制技術(shù)研究

李四清

（山西潞安礦業(yè)（集團）有限責(zé)任公司 慈林山煤礦，山西 長治 046605）

1 概述

長期以來，巷道支護技術(shù)作為煤炭開采的一項重要基礎(chǔ)工作得到了快速有效地發(fā)展。其中，錨桿支護技術(shù)因具有可靠性強、支護強度高、成本低、勞動強度小等優(yōu)點，逐漸代替?zhèn)鹘y(tǒng)的砌碹、U型鋼支護，成為我國煤礦巷道支護的熱門選擇[1-3]。由于煤礦生產(chǎn)地質(zhì)條件多變，對于一些頂?shù)装鍒杂睬彝暾暂^好的薄煤層回采巷道，掘進過程中經(jīng)常出現(xiàn)錨桿（索）鉆眼困難、掘進速度慢、工人勞動強度高等問題，若錨桿支護參數(shù)選擇不合理，不僅嚴(yán)重影響工作面正常的接替關(guān)系，并且增加了礦井生產(chǎn)成本，成為制約該類條件下煤礦安全高效生產(chǎn)的主要問題之一[4-7]。

為此，本文采用實驗室實驗、理論分析、數(shù)值模擬與現(xiàn)場工程實踐等綜合研究方法，基于對薄煤層堅硬頂?shù)装寤夭上锏谰蜻M中現(xiàn)存問題的分析，綜合實驗室?guī)r石力學(xué)性能測試結(jié)果與圍巖應(yīng)力演化規(guī)律及變形破壞特征的分析，提出并優(yōu)化該類條件下回采巷道圍巖控制技術(shù)與參數(shù)，成功應(yīng)用于現(xiàn)場工程實踐。

2 研究背景

2.1 試驗巷道地質(zhì)條件

慈林山煤礦9103工作面回風(fēng)巷位于井田北翼的一盤區(qū)，毗鄰9101工作面采空區(qū)，呈東西方向布置。工作面寬度150 m，埋深約為280 m，所采9#煤層賦存結(jié)構(gòu)簡單，厚度1.0～1.6 m，平均厚度1.3 m，煤層傾角2°～3°，屬于近水平煤層。9103工作面回風(fēng)巷總長1550 m，采用留設(shè)30 m寬煤柱護巷方式掘進，巷道布置見圖1。

圖1 工作面采掘平面

工作面頂?shù)装鍘r性如表1所示。

表1 工作面頂?shù)装鍘r性

2.2 試驗巷道原支護參數(shù)

9103工作面回風(fēng)巷斷面形狀為矩形，巷道寬×高為3600mm×2200mm，采用鉆爆法破底掘進施工。支護形式為錨網(wǎng)索聯(lián)合支護，頂板與寬煤柱幫均采用Φ20mm×L2200mm左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距800mm×800mm；頂板采用Φ17.8mm×L6300mm錨索加強支護，排距2400mm，每排1根，位于巷道頂板中央；頂板與寬煤柱幫鋪設(shè)Φ2鐵絲網(wǎng)與Φ12圓鋼焊接的鋼筋梯子梁。實煤體幫側(cè)采用Φ18mm×L2000mm玻璃鋼錨桿支護，間排距800mm×800mm，并鋪設(shè)雙抗塑料網(wǎng)。

2.3 存在主要問題

9103工作面回風(fēng)巷原支護參數(shù)施工過程中存在主要問題如下：巷道采用鉆爆法破底掘進施工，頂板與兩幫下部均為堅硬巖體，在錨桿（索）支護施工過程中，鉆眼困難，經(jīng)常出現(xiàn)卡鉆、折鉆等現(xiàn)象，尤其是兩幫頂?shù)捉莾A斜錨桿施工時，需穿層鉆眼，施工極為困難，造成巷道掘進速度緩慢。據(jù)統(tǒng)計，巷道掘進每日進尺僅為3～5 m，通常一班放炮，兩班支護，整條巷道掘進完成需1年時間以上，嚴(yán)重影響了工作面正常接續(xù)關(guān)系；由于設(shè)計錨桿（索）支護密度相對較大，不僅導(dǎo)致工人勞動強度高，效率低下，且增加了巷道支護材料用量，經(jīng)濟成本較高。因此，急需對9103工作面回風(fēng)順槽錨桿（索）支護參數(shù)進行優(yōu)化，以解決上述現(xiàn)存問題，在保持巷道圍巖穩(wěn)定的同時，緩解工作面接續(xù)緊張的局面。

3 巷道圍巖力學(xué)性能與應(yīng)力、變形特征分析

3.1 巖石力學(xué)性能測試

基于現(xiàn)場生產(chǎn)地質(zhì)條件的分析得知，對巷道圍巖穩(wěn)定影響較大的為頂板5.5 m粉砂巖與底板3.73 m石灰?guī)r，分別為巷道的基本頂與基本底。作為優(yōu)化巷道支護技術(shù)與參數(shù)的重要指標(biāo)，需對二者及煤層力學(xué)性能深入了解。分別對巷道基本頂、基本底與煤層切割取樣，進行實驗室?guī)r石力學(xué)性能測試，測試結(jié)果如表2所示。

表2 巖石力學(xué)性能測試結(jié)果

由表2可知，巷道基本頂平均抗壓強度為52.22 MPa，屬于較堅硬類巖石，基本底平均抗壓強度為85.81 MPa，屬于堅硬類巖石。而煤體強度則相對較弱，測試結(jié)果顯示，煤體平均單軸抗壓強度僅為3.08 MPa，屬于極軟類煤體，因此在設(shè)計巷道支護參數(shù)時應(yīng)特別注意對兩幫松軟煤體的控制。

3.2 試驗巷道應(yīng)力環(huán)境分析

9103工作面回風(fēng)巷鄰近9101采空區(qū)，設(shè)計護巷煤柱為30 m，工作面埋深約280 m，原巖應(yīng)力7 MPa?；诠ぷ髅嫔a(chǎn)地質(zhì)條件，采用數(shù)值模擬方法分析9101采空區(qū)邊緣煤體垂直應(yīng)力分布情況，計算結(jié)果見圖2。

圖2 采空區(qū)邊緣煤體垂直應(yīng)力分布曲線

工作面采空區(qū)邊緣煤體垂直應(yīng)力分為3個區(qū)域：應(yīng)力降低區(qū)、應(yīng)力增高區(qū)與原巖應(yīng)力區(qū)[8]。確定護巷煤柱寬度時，原則上是避開應(yīng)力增高區(qū)，將巷道布置在應(yīng)力降低區(qū)（沿空掘巷）或原巖應(yīng)力區(qū)（寬煤柱護巷），避免巷道因處于高應(yīng)力環(huán)境中而增加其自身維護難度。巷道在9101工作面回采結(jié)束前已完成開口，9103工作面回風(fēng)巷采用30 m寬煤柱護巷方式掘進。由圖2可知，應(yīng)力增高區(qū)集中在距離采空區(qū)5～25 m的位置，采用30 m護巷煤柱已使巷道處于原巖應(yīng)力區(qū)中，類似與實煤體巷道掘進，圍巖所處應(yīng)力環(huán)境較為優(yōu)越。

3.3 巷道圍巖變形分析

以9101工作面回風(fēng)巷為例，巷道自掘出后，經(jīng)歷短暫變形期后即趨于穩(wěn)定狀態(tài)，巷道最大變形量主要發(fā)生在支護強度相對較低的實煤體幫側(cè)。工作面回采期間，即使是在超前支承壓力作用下，巷道圍巖仍保持較好的穩(wěn)定性，兩幫移近量約為100mm，頂?shù)装逡平考s為30～50mm。表明巷道支護阻力完全可以抵抗采動支承壓力的調(diào)整與釋放產(chǎn)生的圍巖變形，也為巷道支護參數(shù)的優(yōu)化提供了現(xiàn)場分析依據(jù)。

4 巷道圍巖控制技術(shù)

4.1 巷道支護技術(shù)

采用數(shù)值模擬方法，對不同參數(shù)下巷道錨桿（索）支護技術(shù)進行計算分析，從錨桿（索）支護密度、圍巖應(yīng)力演化與變形規(guī)律方面綜合考慮，最終確定巷道支護技術(shù)與參數(shù)如下：

支護形式為錨網(wǎng)索聯(lián)合支護，頂板和寬煤柱幫均采用Φ20mm×L2200mm左旋螺紋鋼高強錨桿，間排距分別為1000mm×1200mm和800mm×1200mm，實煤體幫采用Φ18mm×L2000mm玻璃鋼錨桿支護，間排距800mm×1200mm，其中，兩幫每排僅布置兩根錨桿，位于煤體內(nèi)；頂板與寬煤柱幫鋪設(shè)Φ2鐵絲網(wǎng)與Φ12圓鋼焊接的鋼筋梯子梁，實煤體幫鋪設(shè)雙抗塑料網(wǎng)與Φ12圓鋼焊接的鋼筋梯子梁；頂板采用Φ17.8mm×L5300mm錨索加強支護，排距3600mm，每排1根，位于巷道頂板中央。

新支護方案巷道支護斷面見圖3。

圖3 巷道支護斷面（單位/mm）

4.2 支護效果數(shù)值模擬分析

（1）巷道圍巖應(yīng)力演化規(guī)律對比

數(shù)值模擬所得新支護參數(shù)與原支護參數(shù)下巷道圍巖垂直應(yīng)力演化見圖4。

圖4 巷道圍巖垂直應(yīng)力演化云圖

由圖4巷道圍巖垂直應(yīng)力演化規(guī)律得知，采用新支護參數(shù)巷道掘進穩(wěn)定后兩幫垂直應(yīng)力峰值區(qū)范圍與原支護參數(shù)下基本相同，垂直應(yīng)力峰值約8 MPa，應(yīng)力集中系數(shù)1.6；新支護參數(shù)下應(yīng)力集中區(qū)相比于原支護參數(shù)略微向巷道兩幫方向轉(zhuǎn)移，距離巷道兩幫約為2.5～3 m。

（2）巷道圍巖塑形區(qū)演化規(guī)律對比

數(shù)值模擬所得新支護參數(shù)與原支護參數(shù)下巷道圍巖塑性區(qū)分布見圖5。

圖5 巷道圍巖塑性區(qū)分布

由圖5巷道圍巖塑性區(qū)分布規(guī)律得知，采用新支護參數(shù)巷道掘進穩(wěn)定后圍巖塑性區(qū)分布范圍與原支護參數(shù)下基本相同，頂?shù)装逅苄詤^(qū)擴展范圍約為2 m，寬煤柱幫與實煤體幫塑性區(qū)擴展范圍分別約為4～7 m、2～4 m；但兩種支護參數(shù)下巷道塑性區(qū)內(nèi)圍巖破壞方式相差較大，新支護參數(shù)下巷道頂板與頂角的剪切破壞范圍較原支護參數(shù)下有所增加，增幅約1 m，底角拉伸破壞范圍較原支護參數(shù)下減小1 m左右。

（3）巷道圍巖變形量對比

數(shù)值模擬所得新支護參數(shù)與原支護參數(shù)下巷道圍巖變形情況見圖6。

圖6 巷道圍巖位移演化云圖

兩種支護參數(shù)下巷道圍巖變形量匯總?cè)绫?所示。

表3 優(yōu)化前后巷道圍巖變形量匯總

綜合分析圖6和表3可知，新支護參數(shù)下的巷道表面位移與圍巖破壞變形范圍相較于原支護參數(shù)均有所增加，但增加幅度不明顯，頂板下沉量由110.6mm增加到126.8mm，增大約14.6%，底鼓量由92.4mm增加到109.6mm，增大約18.6%，寬煤柱幫與實煤體幫分別增大約11.3%和8.1%，考慮到原支護參數(shù)下實測巷道表面位移量，變形量依然處于安全可控范圍內(nèi)。

4.3 工程應(yīng)用效果

9103工作面回風(fēng)巷采用新支護參數(shù)后，通過對巷道掘進后10d的礦壓數(shù)據(jù)實測與分析，得到巷道圍巖表面位移監(jiān)測曲線見圖7。

圖7 巷道圍巖位移監(jiān)測曲線

由圖7可知，采用新支護參數(shù)后，巷道圍巖觀測期內(nèi)頂?shù)装迮c兩幫移近量分別約為22mm和28mm，圍巖變形主要發(fā)生在巷道掘出后前5～6 d內(nèi)，主要為掘進擾動產(chǎn)生的變形；之后巷道圍巖變形逐漸趨于穩(wěn)定。因此得到，巷道采用新支護參數(shù)可有效保持頂?shù)装寮皟蓭蛧鷰r的整體性與穩(wěn)定性。

5 經(jīng)濟與社會效益評價

9103工作面回風(fēng)順槽采用新支護參數(shù)后，以每百米巷道錨桿數(shù)量、鉆孔總長度，錨索數(shù)量、鉆孔總長度、材料消耗等幾個方面與原支護方式進行對比（如表4所示），用以評價新支護參數(shù)下的經(jīng)濟效益與社會效益。

由表4可見，相比于原支護參數(shù)，巷道采用新支護后的百米錨桿（索）數(shù)量及鉆孔長度都有約50%的減小，支護材料消耗基本上也減少50%以上；因此，采用新支護參數(shù)后不僅降低約50%的巷道掘進成本，提高礦井經(jīng)濟效益，同時可大幅度降低工人的勞動強度，提高巷道掘進速度，緩解采掘接替緊張關(guān)系，具有顯著的社會效益。

6 結(jié)語

1）基于實驗室?guī)r石力學(xué)性能測試結(jié)果與圍巖應(yīng)力演化規(guī)律及變形破壞特征的分析，總結(jié)得到試驗巷道錨網(wǎng)索支護優(yōu)化依據(jù)：① 頂?shù)装鍘r層巖性為強度較大的灰?guī)r和細(xì)砂巖；② 護巷煤柱較寬促使巷道圍巖所處應(yīng)力環(huán)境相對優(yōu)越；③ 巷道掘采兩階段內(nèi)圍巖變形量較小。

2）針對薄煤層堅硬頂?shù)装逑锏捞岢鰠?shù)優(yōu)化方案，并對巷道圍巖新支護參數(shù)下圍巖控制效果進行數(shù)值模擬分析，分析結(jié)果顯示，巷道采用新支護參數(shù)圍巖變形破壞方式與變形量雖有小幅增加，但依然可有效控制巷道圍巖變形。基于優(yōu)化后新支護參數(shù)下巷道圍巖礦壓顯現(xiàn)規(guī)律分析，巷道掘進穩(wěn)定后圍巖頂?shù)装迮c兩幫變形量分別約為22mm和28mm。并通過優(yōu)化前后的經(jīng)濟社會效益對比，采用新支護參數(shù)后除巷道掘進成本降低約50%，同時大幅度降低工人的勞動強度，提高巷道掘進速度，緩解采掘接替緊張關(guān)系，經(jīng)濟社會效益顯著。

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