基于煤柱應(yīng)力實測的沿空掘巷煤柱寬度留設(shè)與圍巖控制技術(shù)

朱翔斌，楊張杰，程雁斌，丁 晶，王慶牛，陳 康

(1.內(nèi)蒙古銀宏能源開發(fā)有限公司泊江海子礦，內(nèi)蒙古 鄂爾多斯 017006；2.安徽省煤炭科學研究院，安徽合肥 230001)

隨著煤礦開采技術(shù)的不斷進步，留煤柱沿空掘巷己成為實現(xiàn)礦井安全高效生產(chǎn)的重要技術(shù)途徑之一[1]。合理的煤柱寬度能夠維護巷道圍巖穩(wěn)定，實現(xiàn)礦井的安全高效開采和可持續(xù)發(fā)展[2-5]。為了合理確定煤柱寬度，國內(nèi)一些大專院校、科研單位及企業(yè)工程技術(shù)人員進行了多方面的研究，取得了許多研究成果[6-13]，秦永洋等[14]采用數(shù)值模擬方法，通過對深井不同寬度煤柱條件下的沿空巷道圍巖應(yīng)力分布規(guī)律進行模擬研究，得出合理的煤柱寬度應(yīng)為8m，同時對巷道支護參數(shù)進行了優(yōu)化設(shè)計，取得了良好的支護效果；童榮等[15]通過理論計算和數(shù)值模擬方法，得到麻家梁礦14204采空區(qū)穩(wěn)定后側(cè)向支承應(yīng)力降低區(qū)范圍，為0～12m，并通過分析5m、7m、9m及11m等不同煤柱寬度下煤柱塑性區(qū)分布和垂直應(yīng)力分布特征，得出合理的煤柱寬度應(yīng)為7m。劉金海等[16]通過分析工作面推采過程中的微震監(jiān)測數(shù)據(jù)和應(yīng)力動態(tài)監(jiān)測數(shù)據(jù)，綜合確定了李樓煤礦工作面采動影響范圍，提出了以防范各類沖擊地壓為原則的采區(qū)下山保護煤柱寬度的綜合確定方法，并進行了工程驗證。

上述研究成果對沿空掘巷煤柱寬度的研究主要還是以理論計算和數(shù)值模擬分析為主，而通過現(xiàn)場實測方法研究沿空掘巷合理煤柱寬度方法較少。以泊江海子礦一面三巷布置的工作面為工程背景，采用理論分析和現(xiàn)場實測的方法，通過研究工作面回采后側(cè)向支承壓力分布規(guī)律來確定沿空掘巷煤柱寬度，并結(jié)合具體地質(zhì)條件進行沿空掘巷支護設(shè)計，研究成果在現(xiàn)場進行了驗證。

1 采場側(cè)向應(yīng)力場分布特征

工作面回采后，由于采空區(qū)上覆巖層運動和采場支承壓力變化的影響，采場周圍巖層的原巖應(yīng)力平衡狀態(tài)遭到破壞，從而引起采空區(qū)邊緣巖體內(nèi)的應(yīng)力重新分布，并在本工作面靠近采空區(qū)的煤層中產(chǎn)生側(cè)向支承壓力；隨著工作面不斷向前推進，采場頂板由四周固支向兩側(cè)固支的狀態(tài)轉(zhuǎn)化，采空區(qū)上覆巖層垮落，基本頂初次來壓形成“O—X”破斷，彎矩進一步向兩側(cè)煤壁轉(zhuǎn)移。此時，由于煤壁周邊應(yīng)力超過煤層的極限抗壓強度，邊緣煤體遭到破壞而失去支承能力，使應(yīng)力峰值深入煤層內(nèi)部。在頂板自重和采動附加應(yīng)力的影響下，頂板在兩側(cè)煤體內(nèi)部發(fā)生斷裂，若斷裂巖塊滿足S-R穩(wěn)定，則沿工作面走向形成砌體梁結(jié)構(gòu)，并形成以斷裂線為界的內(nèi)外兩個應(yīng)力場[17]，在斷裂線和煤體邊緣之間，由已斷裂關(guān)鍵巖梁自重決定的內(nèi)應(yīng)力場(低應(yīng)力區(qū))；斷裂線外側(cè)由上覆巖層整體重量所決定的外應(yīng)力場(高應(yīng)力區(qū))，斷裂線外側(cè)頂板巖層不會隨工作面推進發(fā)生回轉(zhuǎn)運動，低應(yīng)力區(qū)的范圍就是頂板傳遞巖梁斷裂線到煤體邊緣之間的距離。

沿空掘巷就是沿采空區(qū)邊緣掘進巷道。根據(jù)是否留煤柱分為不留煤柱完全沿空掘巷和留煤柱沿空掘巷。若沿已穩(wěn)定的采空區(qū)邊緣掘進巷道[18]，并且巷道處于應(yīng)力降低區(qū)，則有利于巷道圍巖穩(wěn)定。因此對于留煤柱沿空掘巷來說，掌握工作面回采后采場上覆巖層的穩(wěn)定時間及側(cè)向支承壓力的分布規(guī)律尤其重要。

2 煤柱應(yīng)力觀測及分析

2.1 煤柱應(yīng)力實測面地質(zhì)條件

煤柱應(yīng)力實測面為113101工作面，該面位于礦井+803.5m水平，西翼一盤區(qū)東部，為礦井首采工作面。工作面標高為+800.0～+851.8m，地面標高+1372～+1385m。煤層厚度3.85～6.9m，平均厚5.34m，煤層傾角0°～3°，平均1.5°。煤層直接頂主要為砂質(zhì)泥巖，厚0～12.7m，其間夾薄層粉、細砂巖及煤線；老頂為細砂巖，厚3～16.31m，砂巖含水，為典型含水復(fù)合頂板結(jié)構(gòu)。為便于疏排采空區(qū)積水及實現(xiàn)工作面順序開采，113101工作面采用一面三巷布置，即在113101工作面運輸巷西側(cè)、距離運輸巷25m設(shè)置一條泄水巷(兼作113102工作面的回風巷)，運輸巷與泄水巷凈煤柱寬度25m，兩巷間為滿足排水需要每隔300m設(shè)一聯(lián)絡(luò)巷。

2.2 煤柱應(yīng)力觀測站布置

113101工作面煤柱應(yīng)力采用GYW25圍巖應(yīng)力傳感器觀測，觀測站布置在距113101工作面切眼350m處的聯(lián)絡(luò)巷位置。該聯(lián)絡(luò)巷長25m，矩形斷面，規(guī)格4.2m×3.5m，采用錨索網(wǎng)支護，觀測站布置具體要求：

1)聯(lián)絡(luò)巷貫通后，密閉墻未設(shè)置前，即從距113101運輸巷邊緣2m位置開始，在聯(lián)絡(luò)巷北幫距底板約1.5m處，每隔2m布置1個煤柱應(yīng)力觀測鉆孔，鉆孔孔徑?42mm，孔深5m，相鄰鉆孔間距2m，共布置12個煤柱應(yīng)力觀測鉆孔，煤柱應(yīng)力測站布置如圖1所示。

圖1 煤柱應(yīng)力測站布置

2)GYW25圍巖應(yīng)力傳感器是由液壓枕、油管及顯示器等組成的。安裝時，將液壓枕的受力面朝上用推桿將傳感器緩慢推入孔底，并通過手動泵升壓至 2～3MPa，然后卸除手動泵壓力，移除手動泵連接到注油口上的油管。

3)應(yīng)力傳感器安裝后要及時編號，測點編號自運輸巷向泄水巷編號，依次為1#—12#測點；同時用采集器啟動傳感器，并進行數(shù)據(jù)采集。

4)為便于采后觀測，打密閉墻前，所有應(yīng)力傳感器都要通過外露孔口的油管將顯示器沿聯(lián)絡(luò)巷巷幫引出至聯(lián)絡(luò)巷密閉墻外側(cè)(靠泄水巷)。

2.3 觀測結(jié)果分析

圍巖應(yīng)力傳感器采用應(yīng)變測量技術(shù)，測量的是煤柱受采動影響時產(chǎn)生的附加應(yīng)力。1#—6#測點和7#—12#測點煤柱應(yīng)力如圖2、圖3所示(附加應(yīng)力)隨工作面推進距離變化曲線，上覆巖層穩(wěn)定后煤柱應(yīng)力(附加應(yīng)力)沿工作面?zhèn)认蚍植家?guī)律變化曲線如圖4所示，橫坐標負值表示工作面采過聯(lián)絡(luò)巷。

圖2 1#～6#測點煤柱應(yīng)力隨工作面推進變化曲線

圖3 7#～12#測點煤柱應(yīng)力隨工作面推進變化曲線

圖4 煤柱應(yīng)力沿工作面?zhèn)认蚍植家?guī)律變化曲線

由圖2、圖3可知：①工作面未采過聯(lián)絡(luò)巷前，煤柱應(yīng)力的變化很??；而當工作面采過聯(lián)絡(luò)巷后，煤柱應(yīng)力急劇變化，直到工作面采過聯(lián)絡(luò)巷400m后，煤柱應(yīng)力才處于緩慢調(diào)整過程中，當工作面采過聯(lián)絡(luò)巷超過700m后，煤柱上的應(yīng)力值才基本上處于穩(wěn)定狀態(tài)。②由于受工作面回采及泄水巷開挖影響，煤柱靠工作面及泄水巷兩側(cè)應(yīng)力均呈現(xiàn)降低趨勢。聯(lián)絡(luò)巷所在位置埋深為550m，其垂直原巖應(yīng)力值大約為13.75MPa，按照煤柱應(yīng)力小于垂直原巖應(yīng)力為低應(yīng)力區(qū)，大于垂直原巖應(yīng)力為高應(yīng)力區(qū)劃分原則，則低應(yīng)力區(qū)距113101工作面采空區(qū)邊緣距離為14.5m，高應(yīng)力區(qū)距采空區(qū)邊緣距離為14.5～20m，最大應(yīng)力峰值為29MPa，距113101工作面采空區(qū)邊緣距離為16m。③根據(jù)實測低應(yīng)力區(qū)范圍，同時考慮到煤層裂隙發(fā)育、煤壁片幫等因素，綜合確定沿空掘巷煤柱寬度為9m。

3 工程應(yīng)用

3.1 工程概況

1 工程應(yīng)用地點為113103工作面回風巷。該巷道北起一盤區(qū)大巷保護煤柱線，南至礦區(qū)邊界，東鄰113102工作面采空區(qū)。巷道沿3-1煤層頂板掘進，3-1煤層內(nèi)生裂隙發(fā)育，中上部含有1～2軟分層及夾矸，煤層直接頂板主要為砂質(zhì)泥巖夾薄層粉、細砂巖及煤線，層理極為發(fā)育，巖性較脆，為典型復(fù)合頂板結(jié)構(gòu)，掘進時易發(fā)生片幫掉頂。

3.2 巷道支護危險源分析

根據(jù)泊江海子礦3-1煤層首采工作面回采巷道支護實踐及113103工作面回風巷工程地質(zhì)條件分析，113103工作面回風巷沿空掘進支護危險源主要集中體現(xiàn)在：

1)巷道處于非等壓應(yīng)力環(huán)境中，支護體受剪切作用力增大。由于沿空巷道兩幫一側(cè)為煤柱、另一側(cè)為工作面實體，巷道兩幫處于非等壓應(yīng)力環(huán)境中，由此導(dǎo)致巷道兩幫產(chǎn)生不對稱變形，而復(fù)合頂板巖層因水平層間錯動，致使頂板支護體易產(chǎn)生剪切破壞。

2)復(fù)合頂板巖石強度低、分層多，不僅易離層、風化破碎，而且易砂化、泥化，在采掘擾動作用下，更加劇了頂板巖層的不穩(wěn)定性，因此頂板離層，特別是高位離層是巷道的最大安全隱患。

3)巷幫煤體裂隙擴展進一步加劇，由此導(dǎo)致煤壁片幫、成型差及巷道超寬問題更為突出。由于西部礦區(qū)煤層裂隙本身比較發(fā)育，在受到重復(fù)采動影響后，原本處于穩(wěn)定狀態(tài)的裂隙進一步張開，并向縱深發(fā)展，從而造成巷道超寬、成型差問題更為突出，不利于頂板控制。

3.3 巷道支護技術(shù)對策

根據(jù)巷道支護危險源分析，113103回風巷除留設(shè)9m煤柱外，在錨桿支護設(shè)計中還應(yīng)采取以下技術(shù)對策：

3.3.1 巷道頂板錨桿采用全錨支護

為防止復(fù)合頂板巖層因?qū)娱g錯動而造成錨桿剪切破壞，頂板錨桿設(shè)計采用全錨支護。

3.3.2 巷道兩幫采用非對稱支護

由于巷道兩幫處于非等壓應(yīng)力環(huán)境中，為避免煤柱幫劇烈位移，巷道兩幫采用非對稱支護，煤柱幫采用金屬錨桿+錨索梁組合支護，工作面實體幫，除巷幫肩角仍采用金屬錨桿支護外，其他位置均采用玻璃鋼錨桿支護。

3.3.3 巷道斷面形狀采用肩角園弧矩形斷面

因為矩形斷面巷道的肩角處是應(yīng)力集中點，為了可改善巷道圍巖的受力狀況，避免肩角錨桿發(fā)生剪切破斷，將巷道斷面由矩形調(diào)整為直墻平頂肩角園弧矩形斷面。

3.3.4 頂幫錨桿采用整體組合支護

將頂、幫錨桿通過頂板W鋼帶和幫部鋼筋梯子梁搭接布置形成一整體結(jié)構(gòu)，不僅可改善頂板肩角處受力狀態(tài)，避免剪應(yīng)力集中，而且有利于提高頂板肩窩抹角處圍巖的穩(wěn)定性，有利于控制巷道煤壁片幫，有利于巷道成型。

3.4 巷道支護方案

根據(jù)113103工作面回風巷地質(zhì)條件，在對巷道支護危險源及支護對策分析的基礎(chǔ)上，運用錨桿支護圍巖強度強化理論進行巷道支護方案設(shè)計，具體技術(shù)參數(shù)如下：

1)煤柱寬度為9m、巷道斷面形狀為肩角園弧矩形斷面，巷道凈斷面規(guī)格為5.2×3.6m(圖5)。

圖5 巷道支護方案設(shè)計(mm)

2)巷道頂板采用W鋼帶(δ5×178×5400mm)，6000mm×1000mm的10#菱形金屬網(wǎng)和7根?22×2500mm錨桿支護。錨桿間排距800mm×900mm，錨桿孔徑?30mm，每根錨桿眼采用1卷K2560樹脂錨固劑+2卷Z2560樹脂錨固劑(緩凝型)實現(xiàn)全長錨固。

3)頂板錨索采用巷中橫向“3-3”槽鋼組合+頂板兩側(cè)走向槽鋼組合布置，槽鋼梁長2.5m，頂板錨索規(guī)格：?21.6mm×8300mm；頂板錨索鉆孔直徑?30mm，錨索每孔3支Z2360錨固劑(若頂板淋水，錨索每孔1支K2360+2支Z2360錨固劑)，?21.6mm錨索錨固力不低于350kN，預(yù)緊力不低于140kN。

4)煤柱幫采用豎向布置的”鋼筋梯子梁組合金屬錨桿+橫向布置的槽鋼梁組合錨索+4000mm×1000mm的10#菱形金屬網(wǎng)”聯(lián)合支護。幫部鋼筋梯子梁與頂板W鋼帶在肩角園弧處由頂板錨桿搭接成一整體結(jié)構(gòu)，巷幫金屬錨桿規(guī)格為?22mm×2500mm，錨桿間排距為750mm×900mm，巷幫錨索規(guī)格為?21.6mm×4800mm。

5)工作面實體幫采用堅向布置的鋼筋梯子梁組合玻璃鋼錨桿(巷幫上部靠肩窩處第1根錨桿仍為金屬錨桿)+4000mm×1000mm的10#菱形金屬網(wǎng)聯(lián)合支護。巷幫玻璃鋼錨桿規(guī)格為?27mm×2000mm，玻璃鋼錨桿間排距為750mm×900mm。

3.5 支護效果分析

為驗證支護效果，在113103回風巷掘進和工作面回采期間對巷道圍巖變形進行觀測，檢測結(jié)果如圖6、圖7所示。

圖6 掘進期間巷道圍巖變形曲線

圖7 回采期間巷道圍巖變形曲線

由圖6可以看出，113103回風巷掘進約35d后巷道圍巖變形趨緩；掘進65d后巷道圍巖變形就基本處于相對穩(wěn)定狀態(tài)，在90d的觀測時間內(nèi)，巷道頂板下沉量只有45mm，底鼓量約550mm，兩幫移近量近400mm，巷道圍巖變形主要以底鼓為主，頂板下沉量較小，復(fù)合頂控制效果明顯。

由圖7可知，113103工作面回采期間，巷道受工作面采動超前支承壓力影響范圍為100～120m，劇烈影響范圍為50～60m，在回采期間內(nèi)巷道頂?shù)装搴蛢蓭屠塾嬕平糠謩e為850mm和670mm，雖然在劇烈影響期內(nèi)巷道頂?shù)装搴蛢蓭妥畲笠平俣确謩e達到123mm/d和110mm/d，但巷道最大變形仍來自底鼓，在工作面回采期間只需局部超前臥底(無需刷幫)，即能滿足巷道使用需要，實現(xiàn)了工作面的安全高效開采。

4 結(jié) 論

1)沿工作面推進方向，煤柱應(yīng)力受工作面采動超前影響變化較小；工作面采后煤柱應(yīng)力急劇變化，直到工作面采后超過400m，煤柱應(yīng)力變化才減緩；當工作面采后超過700m，煤柱應(yīng)力才基本上趨于穩(wěn)定狀態(tài)。

2)沿工作面?zhèn)认?，煤柱穩(wěn)定后的最大應(yīng)力峰值為29MPa，距采空區(qū)邊緣距離為16m，應(yīng)力降低區(qū)距采空區(qū)邊緣距離為14.5m，考慮到煤層裂隙發(fā)育、煤壁片幫等因素，綜合確定沿空掘巷煤柱寬度為9m。

3)通過對試驗巷道地質(zhì)條件及支護危險源分析，提出了留煤柱沿空掘巷頂板全錨支護、巷幫非對稱支護、巷道斷面形狀優(yōu)化及頂幫錨桿整體組合支護等技術(shù)對策，通過現(xiàn)場驗證，有效控制了頂板下沉，巷道圍巖穩(wěn)定，為工作面安全高效開采創(chuàng)造了條件。