沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性數(shù)值模擬及聯(lián)合控制分析

張志文

（霍州煤電集團(tuán)呂臨能化有限公司龐龐塔煤礦， 山西 呂梁 033200）

引言

煤礦掘進(jìn)和開(kāi)采效率是影響我國(guó)煤礦生產(chǎn)能力的主要因素。沿空掘巷技術(shù)由于其煤炭回采率高以及對(duì)應(yīng)巷道掘進(jìn)率低的優(yōu)勢(shì)被廣泛應(yīng)用。對(duì)于沿空掘巷開(kāi)采技術(shù)而言，實(shí)現(xiàn)對(duì)其圍巖的穩(wěn)定控制，保證巷道生產(chǎn)的安全生產(chǎn)尤為重要。目前，針對(duì)沿空掘巷開(kāi)采技術(shù)對(duì)應(yīng)的支護(hù)主要存在投入量大、維護(hù)成本高以及返修量大等問(wèn)題，究其原因在于對(duì)沿空掘巷圍巖狀態(tài)掌握不充分，無(wú)法采取有效合理的支護(hù)措施[1]。本文重點(diǎn)對(duì)某沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性進(jìn)行數(shù)值模擬分析，并針對(duì)性地采取聯(lián)合控制措施。

1 11073 運(yùn)輸巷工程概況

本文以保興煤礦的11073 運(yùn)輸巷掘進(jìn)工作面為例開(kāi)展研究，該工作面煤層的平均厚度為2.2 m，煤層厚度范圍為0.94～3.53 m；工作面煤層的平均傾角為42°，煤層傾角范圍為40°～45°。經(jīng)探測(cè)，工作面煤層的瓦斯涌出量為3.24 m3/t。為保證煤礦安全生產(chǎn)，該工作面開(kāi)采前采取瓦斯抽放的操作，降低工作面瓦斯的涌出量。11073 工作面的頂?shù)装宓刭|(zhì)條件如表1 所示。

表1 11073 工作面頂?shù)装宓刭|(zhì)條件

本文將采用FLAC3D 軟件對(duì)11073 沿空掘巷圍巖的穩(wěn)定性進(jìn)行數(shù)值模擬分析；結(jié)合上述工程實(shí)際情況，基于FLAC3D 所搭建的數(shù)值模擬模型如圖1所示。

圖1 FLAC3D 數(shù)值模擬模型

所搭建模型在X 方向的距離為150 m，在Y 方向的距離為120 m，在Z 方向的距離為135 m。兼顧數(shù)值模擬的充分性、全面性和準(zhǔn)確性對(duì)模型進(jìn)行簡(jiǎn)化，最終將模型劃分為15 層。

2 沿空掘巷圍巖穩(wěn)定性的數(shù)值模擬分析

本工況沿空掘巷開(kāi)采時(shí)需留設(shè)一點(diǎn)寬度的煤柱以保證煤礦的安全生產(chǎn)。本節(jié)重點(diǎn)對(duì)不同煤柱寬度下對(duì)應(yīng)11073 工作面掘進(jìn)和回采期間圍巖的穩(wěn)定性進(jìn)行對(duì)比，最終確定最佳窄煤柱的合理寬度，具體探討的煤柱合理寬度分別為3 m、5 m、7 m 和9 m。

2.1 掘進(jìn)期間的圍巖穩(wěn)定性的數(shù)值模擬分析

以距離工作面切眼為150 m 位置為主要監(jiān)測(cè)點(diǎn)，并對(duì)煤柱寬度為3 m、5 m、7 m 和9 m 情況下煤層的內(nèi)應(yīng)力進(jìn)行對(duì)比，不同煤柱寬度對(duì)應(yīng)煤層應(yīng)力值數(shù)值模擬結(jié)果如表2 所示，隨著煤柱寬度的增加，煤柱最大垂直應(yīng)力逐漸增加，且煤柱的最大應(yīng)力值所處位置向巷道不斷靠攏。

表2 不同煤柱寬度對(duì)應(yīng)煤層及煤柱最大垂直應(yīng)力

由此說(shuō)明，隨著煤柱寬度的增加煤柱最大垂直應(yīng)力峰值距離巷道越近。

2.2 回采期間的圍巖穩(wěn)定性的數(shù)值模擬分析

同樣以距離工作面切眼為150 m 位置為主要監(jiān)測(cè)點(diǎn)，并對(duì)煤柱寬度為3 m、5 m、7 m 和9 m 情況下煤層的內(nèi)應(yīng)力進(jìn)行對(duì)比，不同煤柱寬度對(duì)應(yīng)煤層應(yīng)力值數(shù)值模擬結(jié)果如表3 所示。

表3 不同煤柱寬度對(duì)應(yīng)煤層及煤柱最大垂直應(yīng)力

如表3 所示，隨著煤柱寬度的增加，煤柱最大垂直應(yīng)力呈現(xiàn)先增大后減小的變化趨勢(shì)，且當(dāng)煤柱寬度為7 m 時(shí)對(duì)應(yīng)的煤柱最大垂直應(yīng)力最大[2]。同時(shí)，在回采期間煤層最大垂直應(yīng)力與煤柱寬度的關(guān)系不大。

此外，在掘進(jìn)期間隨著煤柱寬度的增加，底板和頂板的移近量增加；說(shuō)明底板的底鼓量和頂板的下沉量均增加。同樣，在回采期間底板和頂板的移近量也在增加，同時(shí)在回采期工作面圍巖的穩(wěn)定性較差。

總之，在實(shí)際生產(chǎn)階段，沿空掘巷道內(nèi)煤柱的留設(shè)寬度越小時(shí)，對(duì)應(yīng)煤柱的支撐能力較弱，無(wú)法對(duì)工作面起到很好的支撐作用。隨著煤柱留設(shè)寬度的增加，對(duì)應(yīng)煤柱的支撐能力增強(qiáng)；與此同時(shí)，巷道變形嚴(yán)重，對(duì)圍巖的控制效果越差[3]。

3 沿空掘巷圍巖的聯(lián)合控制及效果分析

通過(guò)上述數(shù)值模擬分析可知，在巷道掘進(jìn)和回采階段均屬于支護(hù)的難點(diǎn)。尤其在回采階段，由于受到二次采動(dòng)的影響單純依靠窄煤柱支護(hù)已經(jīng)遠(yuǎn)遠(yuǎn)不夠，還需采用錨桿和U 型鋼等對(duì)巷道進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù)，實(shí)現(xiàn)對(duì)巷道圍巖的聯(lián)合控制。

3.1 沿空掘巷的聯(lián)合控制

結(jié)合11703 工作面的地質(zhì)條件，并基于相關(guān)理論計(jì)算初步設(shè)計(jì)三種錨桿支護(hù)方案，具體如下：

1）錨桿排矩為800 mm；頂板錨桿間距為700 mm，高幫錨桿間距為800 mm，低幫錨桿間距為800 mm；錨桿直徑均為20 mm，錨桿長(zhǎng)度為2 500 mm。

2）錨桿排矩為800 mm；頂板錨桿間距為800 mm，高幫錨桿間距為800 mm，低幫錨桿間距為800 mm；錨桿直徑均為20 mm，錨桿長(zhǎng)度為2 500 mm。

3）錨桿排矩為800 mm；頂板錨桿間距為900 mm，高幫錨桿間距為800 mm，低幫錨桿間距為800 mm；錨桿直徑均為20 mm，錨桿長(zhǎng)度為2 500 mm。

上述三種錨桿支護(hù)方案的主要區(qū)別在于頂板錨桿的間距不同。通過(guò)仿真分析可知，方案（2）對(duì)應(yīng)的支護(hù)效果最佳。因此，在方案（2）錨桿支護(hù)的基礎(chǔ)上，為其配置匹配的錨索支護(hù)方案。結(jié)合11703 工作面的實(shí)際情況和理論計(jì)算，選用直徑為15.24 mm，長(zhǎng)度為7 200 mm 的錨索聯(lián)合方案（2）的錨桿對(duì)掘巷工作面圍巖進(jìn)行永久支護(hù)，對(duì)應(yīng)的支護(hù)如圖2 所示。

圖2 工作面錨桿+錨索永久支護(hù)示意圖（單位：mm）

在上述錨桿與錨索對(duì)掘巷工作面永久支護(hù)的基礎(chǔ)上，采用U 型鋼對(duì)工作面進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù)。所選用U型鋼的型號(hào)為U36 型鋼材，U 型鋼間距和排間距均為800 mm；在U 型鋼的基礎(chǔ)上行程U 型棚對(duì)掘進(jìn)巷工作面進(jìn)行強(qiáng)化支護(hù)。

3.2 沿空掘巷圍巖聯(lián)合控制效果分析

為驗(yàn)證上述聯(lián)合控制方案對(duì)掘巷圍巖的控制效果，選用KBU101-200 頂?shù)装逡平縿?dòng)態(tài)報(bào)警儀和FCHG/1 無(wú)線數(shù)據(jù)采集器對(duì)頂?shù)装宓囊平窟M(jìn)行監(jiān)測(cè)[4-5]。通過(guò)對(duì)監(jiān)測(cè)所得數(shù)據(jù)進(jìn)行分析，總結(jié)得出如下結(jié)論：

1）對(duì)圍巖進(jìn)行聯(lián)合支護(hù)后，在掘進(jìn)期間工作面的表現(xiàn)較為明顯的兩幫移近，其次為頂?shù)装宓囊平?。而且，頂?shù)装搴蛢蓭偷囊平诳煽胤秶畠?nèi)。說(shuō)明聯(lián)合控制方案的有效性。

2）在回采期間，掘巷兩幫最大的移近量為425 mm，頂?shù)椎囊平孔畲鬄?95 mm。并且在回采25 d 后兩幫和頂?shù)装宓囊平呌诜€(wěn)定。

4 結(jié)語(yǔ)

1）采用錨桿+錨索的永久支護(hù)方案和U 型鋼的強(qiáng)化支護(hù)方式實(shí)現(xiàn)對(duì)工作面圍巖的聯(lián)合控制；

2）通過(guò)對(duì)支護(hù)后工作面的變形情況監(jiān)測(cè)可知，所設(shè)計(jì)的聯(lián)合控制方案是有效的。