特厚煤層沿空煤巷窄煤柱留設(shè)與非對稱支護技術(shù)研究

劉宜平，殷帥峰，楊敬峰，左安家

(1. 山西嵐縣昌恒煤焦有限責(zé)任公司，山西 嵐縣 033500；2. 華北科技學(xué)院，北京 東燕郊 065201)

0 引言

近些年來，隨著科技的進步，如何加強煤炭的高效開采，盡可能地避免資源浪費成為研究的熱點問題之一，而相鄰工作面之間煤柱作為礦井煤炭浪費的主要來源，合理留設(shè)需謹慎研究。煤柱留設(shè)過寬，會積壓大量煤炭資源。煤柱留設(shè)過窄，巷道圍巖的安全穩(wěn)定無法保證。因此，尋找煤柱留設(shè)“安全效益”和“經(jīng)濟效益”的平衡點至關(guān)重要。

許多學(xué)者聚焦沿空煤巷窄煤柱留設(shè)技術(shù)，并進行了積極探索，取得了一定的成果。王德超等人以千米深部礦井為工程背景，基于一種新型應(yīng)力監(jiān)測方法，綜合現(xiàn)場和數(shù)值模擬的方法確定了煤柱留設(shè)合理寬度[1]。祁方坤、周躍進理論計算了護巷窄煤柱合理留設(shè)寬度的上下極限，給出了煤柱留設(shè)的合理范圍，與數(shù)值模擬結(jié)果比對分析，對煤柱留設(shè)參數(shù)進行了優(yōu)化[2]。張鵬鵬、郝兵元通過建立采空區(qū)側(cè)向基本頂斷裂力學(xué)模型，分析沿空掘巷小煤柱留設(shè)寬度，并基于回采過程煤柱內(nèi)部應(yīng)力變化提出了“一次支護+注漿加固二次支護”技術(shù)[3]。付建華、韓小冰、李紅行等針對沿空掘巷的非對稱破壞規(guī)律的復(fù)雜性，依據(jù)自然平衡拱理論，采用非對稱窄煤柱沿空掘巷錨網(wǎng)支護技術(shù)，有效控制了巷道圍巖變形[4]。

本文以昌恒煤礦9102工作面為工程背景，基于巷道圍巖非對稱變形特征與頂板破碎規(guī)律，對風(fēng)巷外段煤柱進行縮減，并采用非對稱支護技術(shù)對巷道進行合理控制，取得了較好的效果。

1 工程概況

昌恒煤焦有限公司位于山西嵐縣，煤礦井田為一不規(guī)則多邊形，井田東西最長1.2 km，南北最長4 km，面積為3 km2，可采煤層為4、9煤層，生產(chǎn)規(guī)模為90萬噸/年。9102工作面位于太原組下部9煤層，上距4號煤層底59.10～78.44 m，平均68.01 m，工作面煤層厚度7.50～12.22 m，平均9.54 m，屬于特厚煤層， 其結(jié)構(gòu)簡單，夾矸較少。頂板為石灰?guī)r或泥灰?guī)r，底板為粉砂巖或砂質(zhì)泥巖，工作面埋深360 m，布置工作面傾向長度192 m，走向長度1700 m，9102沿空煤巷為回風(fēng)巷道，斷面矩形，高3 m，寬4 m，風(fēng)巷里段煤柱留設(shè)9 m，外段下沉風(fēng)巷煤柱留設(shè)20 m，工作面采用綜采放頂煤開采，具體布置如圖1所示。

圖1 9102工作面采掘關(guān)系示意圖

2 煤柱合理留設(shè)寬度的確定

2.1 9102風(fēng)巷外段煤柱合理寬度計算

護巷窄煤柱的小結(jié)構(gòu)是整體大結(jié)構(gòu)穩(wěn)定的基礎(chǔ)，其穩(wěn)定性與自身承載特性密切相關(guān)，煤柱作為上覆巖壓力覆巖層壓力的主承載體，是阻滯壓力向煤壁幫傳遞的主要控制點，根據(jù)極限平衡理論，煤柱在上覆巖層載荷作用影響下內(nèi)部分為中心彈性核區(qū)與兩側(cè)屈服區(qū)，其中，起主要作用的是彈性核區(qū)域。昌恒煤礦9102工作面沿空巷道兩側(cè)分別為9101采空區(qū)和9102回風(fēng)巷道，力學(xué)模型如圖2所示。

圖2 理論煤柱計算模型

根據(jù)文獻[5],由圍巖煤柱極限平衡理論知，沿空煤巷保護煤柱留設(shè)寬度須滿足：

L=X1+X2+X3

(1)

式中,X1為采動影響的破碎區(qū)域；X3為錨桿有效長度，取2 m；X2為考慮煤層厚度較大而增加的煤柱穩(wěn)定系數(shù)，按照(0.3～0.5)(X1+X3)計算，單位m。其中，X1的相關(guān)表達式如下[5]：

(2)

(3)

式中，M為煤層采厚，取3 m；λ為側(cè)壓系數(shù)；μ為泊松比，取0.32；φ0為煤層界面的內(nèi)摩擦角，取30°；C0為煤層界面的內(nèi)聚力，取1.0 MP；k為應(yīng)力集中系數(shù)，取3；γ為巖層平均容重，25 kN/m3；H為巷道埋深，平均360 m左右；Px為對煤幫的支護阻力，取0.08 MPa；

綜合9102綜放工作面地質(zhì)參數(shù)，計算得到X1=3.35 m，X2=1.61～2.68 m，9102沿空煤巷煤柱的合理留設(shè)寬度L應(yīng)該處于 6.96～8.03 m范圍之內(nèi)。

2.2 煤柱內(nèi)部支承壓力觀測與特征分析

沿空煤巷護巷煤柱內(nèi)部支承應(yīng)力受工作面回采和位置差異的影響，由巷道邊緣至采空區(qū)，其時空演變存在一定的規(guī)律性，是安全煤柱合理留設(shè)的關(guān)鍵技術(shù)依據(jù)[6]。為全面掌握煤柱側(cè)向應(yīng)力分布特征，現(xiàn)場在9102風(fēng)巷里段距工作面50 m位置處沿空煤柱側(cè)布置一個應(yīng)力計測站，測站內(nèi)分布A、B、C和D共四個應(yīng)力觀測孔，每個應(yīng)力觀測孔走向間距2 m，垂直高度1.5 m，側(cè)向間距1.5 m，用于測量煤柱內(nèi)的支承壓力分布規(guī)律，測站具體布置見圖3所示。

圖3鉆孔應(yīng)力計布置點

當(dāng)鉆孔應(yīng)力觀測時間跨度完成，即觀測至工作面推過最后一個鉆孔應(yīng)力計時結(jié)束觀測，將測站內(nèi)深度分別為2.0 m、3.5 m、5.0 m、6.5 m的鉆孔應(yīng)力計讀數(shù)結(jié)果繪制成圖4。

根據(jù)支承壓力顯現(xiàn)數(shù)據(jù)分析可知：沿工作面走向不同位置測點的支承應(yīng)力變化趨勢基本一致，在工作面靠近過程中，內(nèi)部支承應(yīng)力呈現(xiàn)平穩(wěn)、增長、下降和復(fù)平穩(wěn)四個階段特征分布，邊緣2.0 m測點和6.5 m測點的支承壓力較小，中間3.5 m和5.0 m測點支承壓力較大；沿“煤壁—采空區(qū)”方向支承壓力峰值分別為5.2 MPa、7.4 MPa、7.1 MPa和5.3 MPa，表現(xiàn)為先增后減的特點，說明9 m煤柱兩側(cè)邊緣部分屬于屈服區(qū)，仍具有一定的承載作用，但受相鄰工作面回采影響，煤柱范圍承載能力有限，中心3.5～5.0 m范圍處于高支承壓力影響區(qū)，屬于彈性核區(qū)范圍，觀測所知支承壓力峰值強度較低，不足以破壞煤柱內(nèi)彈性核區(qū)承載煤體，煤體邊緣卸載帶寬度隨煤柱寬度減小變化不顯著，所以原有9 m煤柱一定尺寸的縮減，并不會影響彈性核區(qū)而造成煤柱失穩(wěn)破壞。綜合理論分析和現(xiàn)場實測，9102沿空煤巷煤柱寬度縮減到7.5 m為優(yōu)，優(yōu)化后煤柱布置如圖5所示。

圖4 支承壓力觀測結(jié)果

圖5 9102風(fēng)巷外段煤柱示意圖

3 9102風(fēng)巷外段錨網(wǎng)索支護參數(shù)設(shè)計

3.1 巷道圍巖變形特性分析

巷道變形外表征：巷道圍巖外部變形表現(xiàn)為巷道垂直位移增大和工字鋼棚梁棚腿彎曲變形嚴重，在9102風(fēng)巷里端掘進及回采過程中，巷道中心線兩側(cè)位移呈現(xiàn)明顯的非對稱特征，近煤柱側(cè)較工作面?zhèn)认锏理敳孔冃蚊黠@更劇烈，且被動的工字鋼梯形棚支護效果不理想，每根工字鋼棚梁下打設(shè)兩根站腿，僅能保證工字鋼在掘進期間不彎曲變形或形變較小，但在回采超前支承壓力的影響下，9102風(fēng)巷里段90%以上發(fā)生了較大形變，迫使巷道的超前替棚支護段范圍從20 m增加至50 m。

巷道變形內(nèi)表征：基于鉆孔窺視法對頂板巖層進行探視，結(jié)果如圖6所示，9102風(fēng)巷里段采用架棚被動支護條件下，頂煤0～1.5 m范圍內(nèi)嚴重破碎，且出現(xiàn)離層現(xiàn)象，5.0～7.0 m范圍裂隙發(fā)育，巖性比較破碎，分析認為該段錨索錨固效果較差，考慮后續(xù)錨索設(shè)計長度應(yīng)適當(dāng)延長。

圖6 鉆孔窺視結(jié)果

3.2 窄煤柱沿空煤巷非對稱錨網(wǎng)索支護優(yōu)化方案

相關(guān)研究表明，隨工作面的不斷向前推進，頂板巖塊發(fā)生破斷，基本頂出現(xiàn)了較為明顯的回轉(zhuǎn)運動，側(cè)向回轉(zhuǎn)力使得上覆巖層產(chǎn)生水平擠壓運動，開始出現(xiàn)離層、斷裂等現(xiàn)象，同時基本頂?shù)幕剞D(zhuǎn)亦造成了沿空巷道頂板出現(xiàn)向下的撓度變形，宏觀表現(xiàn)為沿巷道中心線的不對稱變形，基于這種不對稱機理，綜合巷道圍巖變形內(nèi)外表征，對9102風(fēng)巷外段支護方式進行優(yōu)化，變被動架棚支護為主動錨網(wǎng)索支護，并將煤柱進行縮小[7,8]。9102風(fēng)巷外段設(shè)計為矩形斷面(寬高4200×3000 mm)，具體支護形式與參數(shù)如圖7所示，采用錨索桁架走向非對稱布置支護來實現(xiàn)。

圖7 錨索桁架走向非對稱布置支護方案設(shè)計圖

頂板：巷道頂板采用φ20×2500 mm的左旋螺紋鋼錨桿，5眼W鋼帶附屬5根錨桿平行布置，中間3根錨桿垂直頂板，端部錨桿向左右側(cè)傾斜15°，間排距900×800 mm，單根頂錨桿配置1卷K2360樹脂藥卷與1卷CK2335樹脂藥卷，碟形托盤型號為150 mm×150 mm×10 m。

實體煤幫：錨桿和托盤規(guī)格與頂板類型相同，單根錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷，單排錨桿布置數(shù)為4，間排距800×800 mm，上部和底部錨桿距頂板及底板均為300 mm，前者位置處錨桿向上傾斜15°，后者位置處錨桿向下傾斜5°，中間兩根錨桿垂直煤壁幫。

煤柱幫：選用φ25×2500 mm左旋螺紋鋼錨桿，每根錨桿使用1卷K2360樹脂藥卷和1卷CK2335樹脂藥卷，CK2335位于孔底。布置方式與煤壁幫側(cè)沿巷道中線呈軸對稱。

簡式復(fù)合錨索桁架布置：錨索桁架沿走向布置，間排距為1300 mm×1600 mm，鉆孔深度9000 mm，保護煤柱幫側(cè)錨索距巷幫600 mm，使用11#礦用工字鋼作為錨索桁架，實體煤幫側(cè)錨索距巷幫1000 mm，使用W鋼帶聯(lián)結(jié)，結(jié)構(gòu)表現(xiàn)為支護強度整體向沿空側(cè)偏移，強化沿空側(cè)支護，簡式桁架錨索跨度范圍內(nèi)，“雙十字”布局在頂板表層區(qū)域?qū)崿F(xiàn)重點加固，進一步提高了支護的穩(wěn)定性。

4 礦壓監(jiān)測結(jié)果

采用十字布點法對巷道表面位移進行監(jiān)測，結(jié)果發(fā)現(xiàn)：在巷道掘進和工作面回采的過程中，巷道變形量整體不大，大部分區(qū)域頂板下沉量在10～20 mm之間，兩幫變形收縮量45～60 mm，僅有一處斷層破碎帶頂板下沉量在45 mm，左右?guī)妥冃瘟?0 mm，在可控范圍之內(nèi)；現(xiàn)場布置離層監(jiān)測儀對頂板離層情況進行監(jiān)測發(fā)現(xiàn)，頂板離層量總體在10 mm以內(nèi)，僅有一處斷層破碎帶處頂板離層量在40 mm，位于礦井離層量監(jiān)測經(jīng)驗值(60 mm)以內(nèi)。觀測結(jié)果表明，留設(shè)7.5 m窄煤柱護巷并采用非對稱支護設(shè)計進行巷道支護是科學(xué)合理的。

5 效益分析

厚煤層沿空煤巷窄煤柱支護技術(shù)的實施取得了明顯成效，在安全效果層面，使用錨索網(wǎng)支護，取消架棚支護，減少了回采過程中替工字鋼棚這一工序，消除了替棚過程中的安全隱患，同時煤柱縮小1.5 m，9102工作面后期不需抽架，避免了抽架的安全風(fēng)險，巷道圍巖穩(wěn)定性得到保證；在經(jīng)濟效益層面，風(fēng)巷外段20 m煤柱優(yōu)化為7.5 m，無其它多投入情況下可多回收煤炭資源約11萬噸，直接經(jīng)濟效益五千多萬元，同時避免了因架棚支護的工字鋼梁和工字鋼腿嚴重彎曲變形而無法回收造成大量支護材料的浪費，減低了巷道支護成本。

6 結(jié)論

(1) 基于彈性核區(qū)和極限平衡理論，計算得9102沿空煤巷煤柱合理留設(shè)寬度范圍為6.96 m～8.03 m，通過對煤柱側(cè)向支承壓力的現(xiàn)場實時監(jiān)測，分析得出煤柱內(nèi)部支承壓力分布規(guī)律，煤柱側(cè)0～2 m、采空區(qū)6.5～9 m范圍內(nèi)煤體承載能力較弱，屬于兩側(cè)屈服區(qū)，3.5～6 .5 m 范圍位于高支撐壓力區(qū)，屬于彈性核區(qū)，綜合分析煤柱寬度取定7.5 m為優(yōu)。

(2) 通過對9102回風(fēng)巷道頂板和兩幫變形特征進行監(jiān)測，結(jié)果表明 9102回風(fēng)巷頂板及兩幫變形都處可控制范圍內(nèi)，留設(shè)7.5 m煤柱并采用錨索桁架非對稱支護方式有利于保持沿空巷道圍的穩(wěn)定性，在確保安全回采的條件下大幅提高了煤炭資源回收率，實現(xiàn)了安全效果和經(jīng)濟效益的“雙贏”。