深埋大采高沿空掘巷窄煤柱留設(shè)及圍巖控制技術(shù)研究

張展華，劉如鵬，張 昆

(陜西黃陵二號(hào)煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

沿空掘巷是指沿著已穩(wěn)定的上區(qū)段工作面采空區(qū)邊緣或與采空區(qū)之間留設(shè)區(qū)段煤柱掘進(jìn)回采巷道的一種巷道施工技術(shù)，其憑借高煤炭回采率、低巷道維護(hù)費(fèi)用和可有效隔絕采空區(qū)氣體等優(yōu)點(diǎn)，近年來在我國(guó)各大礦區(qū)得以廣泛應(yīng)用[1 -3]。區(qū)段煤柱留設(shè)寬度是否合理，是決定沿空掘巷施工效果的關(guān)鍵技術(shù)參數(shù)之一[4]。若區(qū)段煤柱留設(shè)寬度較小，煤柱穩(wěn)定性較差，不足以支撐上覆巖層壓力，極易導(dǎo)致煤柱失穩(wěn)破壞[5]。若區(qū)段煤柱留設(shè)寬度較大，煤柱自身雖能保持較高的穩(wěn)定性，卻易將回采巷道布置在應(yīng)力升高區(qū)內(nèi)，導(dǎo)致巷道變形較大，巷道維護(hù)成本較高[6]。因此，為確?；夭上锏婪€(wěn)定和工作面安全生產(chǎn)，沿空掘巷護(hù)巷煤柱合理寬度應(yīng)使得回采巷道既布置在應(yīng)力降低區(qū)又盡可能提高煤炭回采率。對(duì)此，相關(guān)學(xué)者和專家進(jìn)行了大量研究，得到了許多有益的研究成果。張玉鵬等[7]通過理論分析和數(shù)值模擬研究，確定了南梁煤礦30100輔運(yùn)順槽護(hù)巷煤柱的合理寬度為5 m。李建波[8]通過對(duì)不同煤柱寬度下工作面?zhèn)认蛑С袎毫Ψ植家?guī)律和巷道變形特征的研究，確定了龍王溝煤礦61612主運(yùn)順槽護(hù)巷煤柱合理寬度為10 m。孫珍平[9]通過分析采空區(qū)穩(wěn)定前后側(cè)向支承壓力分布規(guī)律，確定了煤柱上方應(yīng)力降低區(qū)范圍，并結(jié)合理論計(jì)算和數(shù)值模擬研究結(jié)果，確定了同忻礦8305綜放工作面小煤柱最大寬度為11.5 m。

黃陵二號(hào)煤礦早期區(qū)段煤柱按照20 m凈煤柱留設(shè)滿足不了正常的回采需要，于是將煤柱寬度增大至35 m，這樣煤柱雖然基本能夠滿足回采生產(chǎn)需要，但回采巷道變形失修情況還時(shí)有發(fā)生。且若將目前在采的三盤區(qū)的區(qū)段煤柱都按照35 m留設(shè)，則一個(gè)工作面將因此損失煤炭114萬t，直接經(jīng)濟(jì)損失高達(dá)5億元。因此，為降低工作面煤炭回采率、提高經(jīng)濟(jì)效益，對(duì)三盤區(qū)工作面回采巷道進(jìn)行窄煤柱沿空掘巷是非常必要的。本文以303輔運(yùn)順槽為研究對(duì)象，采用理論分析、數(shù)值模擬和現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)的研究方法，確定了303輔運(yùn)順槽沿空掘巷護(hù)巷窄煤柱的合理寬度，以期為該礦和類似工程條件礦井采用小煤柱沿空掘巷技術(shù)提供參考。

1 工程概況

黃陵二號(hào)煤礦為年產(chǎn)800萬t的現(xiàn)代化智能礦井，目前在采2號(hào)煤層。2號(hào)煤層埋深為490～690 m，平均埋深590 m；煤層厚度為2.75～5.75 m，平均厚度4.61 m；煤層傾角為2°～6°，平均傾角4°。303輔運(yùn)順槽位于2號(hào)煤層三盤區(qū)西南部，地面標(biāo)高為+1 200～+1 440 m，工作面標(biāo)高為+710～+750 m。303輔運(yùn)順槽為矩形巷道，斷面尺寸4 600 mm×4 200 mm(寬×高)，設(shè)計(jì)長(zhǎng)度4 012 m，沿2號(hào)煤層頂板掘進(jìn)。303輔運(yùn)順槽北為303工作面，南為301工作面采空區(qū)。根據(jù)303工作面實(shí)際揭露頂?shù)装遒Y料，303工作面頂?shù)装迩闆r見表1。

2 窄煤柱合理寬度理論分析

2.1 采動(dòng)影響下煤柱應(yīng)力分布特征

區(qū)段煤柱的穩(wěn)定性是影響回采巷道穩(wěn)定性和支護(hù)強(qiáng)度的關(guān)鍵因素，而煤柱寬度是決定區(qū)段煤柱穩(wěn)定性和回采巷道是否布置在應(yīng)力降低區(qū)的重要參數(shù)[10 -12]。沿工作面推進(jìn)方向，工作面前后應(yīng)力分布與煤體和煤柱的應(yīng)力分布緊密相連，這是采掘擾動(dòng)引起的圍巖應(yīng)力重新分布的直接反映[13]。隨著工作面的推進(jìn)，采空區(qū)頂板巖層不斷發(fā)生下沉和破斷，頂板巖層重力向工作面附近煤柱轉(zhuǎn)移導(dǎo)致煤柱應(yīng)力集中程度劇增，進(jìn)而導(dǎo)致煤柱發(fā)生一定范圍的塑性破壞。合理的煤柱寬度，在最大可能提高煤炭回采率的同時(shí)，又能確保煤柱自身穩(wěn)定性，滿足巷道維護(hù)的需要[14 -16]。沿工作面推進(jìn)方向，采動(dòng)影響下煤柱彈塑性變形及垂直應(yīng)力分布特征如圖1所示(圖中Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ、Ⅳ分別代表破碎區(qū)、塑性區(qū)、彈性區(qū)和原巖應(yīng)力區(qū))。

表1 煤層頂?shù)装迩闆r

圖1 采動(dòng)影響下煤柱彈塑性分區(qū)及垂直應(yīng)力分布Fig.1 The elastoplastic partition and vertical stress distribution of coal pillars under the influence of mining

2.2 區(qū)段煤柱合理寬度計(jì)算

受巷道掘進(jìn)和上區(qū)段工作面回采影響，區(qū)段煤柱兩側(cè)均存在一定范圍的塑性破壞區(qū)。而區(qū)段煤柱能夠保持自身穩(wěn)定以起到維護(hù)巷道作用的必要條件是其內(nèi)部具有一定寬度的核心承載區(qū)?；陔p側(cè)塑性區(qū)計(jì)算法，區(qū)段煤柱的合理范圍寬度E為[17]

E=k(xp+xs+xh)

(1)

(2)

(3)

xh=0.4(xp+xs)

(4)

式中，k為煤體采動(dòng)影響因子，與頂板巖層完整性有關(guān)，取0.94；xp為巷道側(cè)煤柱邊緣塑性區(qū)寬度，m；煤層開采高度，取3.2 m；φ為煤體內(nèi)摩擦角，取36°；c0為煤體粘聚力，取2 MPa；Pt為巷道側(cè)支護(hù)阻力，取0.5 MPa；β為側(cè)壓系數(shù)，取0.4；σyp為煤柱的極限強(qiáng)度，取10.6 MPa；Ps為側(cè)向支護(hù)阻力，取1.2 MPa；xs為采空區(qū)側(cè)煤柱邊緣塑性區(qū)寬度，m；xh為區(qū)段煤柱核心承載寬度，m。代入數(shù)據(jù)可分別求得xs=2.58 m，xp=2.61 m，xh=2.08 m，故煤柱合理范圍寬度E=0.94(2.58+2.61+2.08)=6.83 m。由此可見，303輔運(yùn)順槽護(hù)巷窄煤柱的最小寬度應(yīng)為7 m。

3 窄煤柱合理寬度數(shù)值模擬分析

3.1 數(shù)值計(jì)算模型

基于303輔運(yùn)順槽實(shí)際工程地質(zhì)條件和邊界效應(yīng)，采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件建立了尺寸為200 m×150 m×80 m(長(zhǎng)×寬×高)的三維數(shù)值計(jì)算模型，模型采用摩爾 -庫(kù)倫準(zhǔn)則進(jìn)行計(jì)算。模型邊界條件為：底部邊界固定垂直方向位移，四周固定水平方向位移，上部施加14.75 MPa的均布載荷(按埋深590 m，巖體平均容重25 kN/m3計(jì)算)等效上覆巖層重力。模擬過程中，首先對(duì)301工作面進(jìn)行開挖，待301工作面采空區(qū)頂板巖層運(yùn)動(dòng)穩(wěn)定后，分別留設(shè)5 m、7 m和14 m寬的區(qū)段煤柱后開挖303輔運(yùn)順槽，對(duì)不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力及塑性區(qū)分布特征進(jìn)行分析。煤巖層力學(xué)參數(shù)見表2。

表2 煤巖層基本物理力學(xué)參數(shù)

3.2 巷道圍巖垂直應(yīng)力分布特征

巷道掘進(jìn)期間，不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布特征如圖2所示?？芍?，當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，煤柱應(yīng)力集中區(qū)與巷幫距離約為2 m，應(yīng)力峰值為6.5 MPa；當(dāng)煤柱寬度為7 m時(shí)，煤柱應(yīng)力集中區(qū)與巷幫距離增大至4 m，應(yīng)力峰值增大至17.6 MPa；當(dāng)煤柱寬度為14 m時(shí)，煤柱應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)在301工作面采空區(qū)側(cè)，應(yīng)力峰值為12.8 MPa。由此可見，隨著煤柱寬度的增加，煤柱應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)的位置逐漸遠(yuǎn)離巷幫位置，而煤柱應(yīng)力集中程度卻逐漸降低。此外，相較于7 m寬的煤柱，5 m寬的煤柱應(yīng)力峰值反而顯著減小，說明該寬度下的煤柱不足以支撐上覆巖層重力而發(fā)生塑性破壞，應(yīng)力集中區(qū)出現(xiàn)位置與巷道較近，導(dǎo)致巷道發(fā)生較大的擠壓變形。

圖2 不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力分布云圖Fig.2 Cloud map of vertical stress distribution of roadway surrounding rock under different coal pillar widths

3.3 巷道圍巖塑性區(qū)分布特征

巷道掘進(jìn)期間，不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區(qū)分布特征如圖3所示。由圖3可知，當(dāng)煤柱寬度為5 m時(shí)，巷道煤柱側(cè)塑性區(qū)與上區(qū)段采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)貫通，巷道實(shí)體煤側(cè)塑性區(qū)寬度約為2.5 m，巷道頂板和底板塑性區(qū)寬度均約為1.0 m。當(dāng)煤柱寬度為7 m時(shí)，巷道煤柱側(cè)塑性區(qū)寬度約為2.0 m，與上區(qū)段采空區(qū)側(cè)塑性區(qū)間存在約2.4 m寬的彈性區(qū)，巷道頂板、底板及實(shí)體煤側(cè)塑性區(qū)寬度與煤柱寬度為5 m時(shí)變化不大。當(dāng)煤柱寬度為14 m時(shí)，巷道煤柱側(cè)塑性區(qū)寬度約為2.0 m，巷道頂板、底板及實(shí)體煤側(cè)塑性區(qū)寬度與煤柱寬度為7 m時(shí)基本一致。由此可見，煤柱寬度為5 m時(shí)，受巷道掘進(jìn)和上區(qū)段工作面回采影響，煤柱整體發(fā)生塑性變形，基本喪失對(duì)上覆巖層重力的支撐作用。當(dāng)煤柱寬度增大至7 m時(shí)，煤柱內(nèi)部存在一定范圍的彈性核區(qū)(核心承載區(qū))，煤柱自身穩(wěn)定性較好，足以對(duì)上覆巖層形成有效支撐，對(duì)巷道進(jìn)行有效維護(hù)。當(dāng)煤柱寬度為14 m時(shí)，煤柱內(nèi)部彈性核區(qū)增大至9 m，煤柱強(qiáng)度及完整性顯著增強(qiáng)。綜合考慮工作面煤炭回采率、巷道支護(hù)強(qiáng)度、不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力和塑性區(qū)分布特征等因素，確定303輔運(yùn)順槽護(hù)巷窄煤柱合理寬度為7 m。

4 工程實(shí)踐

4.1 303輔運(yùn)順槽支護(hù)設(shè)計(jì)

基于301工作面回采巷道支護(hù)參數(shù)和沿空掘進(jìn)巷道的非對(duì)稱變形特征[18]，提出采用“錨網(wǎng)索帶”聯(lián)合支護(hù)方案。頂錨桿選用φ22 mm×2 400 mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×700 mm，每排布置6根，所有頂錨桿均垂直于頂板打設(shè)。頂錨索選用φ21.8 mm×6 200 mm的1×7股低松弛高應(yīng)力鋼絞線，間排距為1 600 mm×1 400 mm，采用“二○二”的方式布置。菱形鐵絲網(wǎng)規(guī)格為5 000 mm×1 000 mm，網(wǎng)孔尺寸為50 mm×50 mm。W鋼帶規(guī)格為4 400 mm×250 mm×5 mm。兩側(cè)巷幫錨桿均選用φ22 mm×2 000 mm左旋螺紋鋼錨桿，間排距為800 mm×700 mm，每排布置6根，上下兩肩窩錨桿與巷幫呈75°夾角打設(shè)，其余幫錨桿垂直于巷幫打設(shè)。菱形鐵絲網(wǎng)規(guī)格為3 500 mm×1 000 mm，網(wǎng)孔尺寸為50 mm×50 mm。巷幫上部采用2 700 mm圓鋼帶，下部采用1 900 mm圓鋼帶。此外，為加強(qiáng)對(duì)煤柱側(cè)巷幫圍巖控制，垂直于巷幫布置2根φ17.8 mm×4 200 mm的幫錨索，間排距為1 500 mm×1 400 mm。巷道支護(hù)斷面如圖4所示。

圖3 不同煤柱寬度下巷道圍巖塑性區(qū)分布云圖Fig.3 Cloud map of plastic zone distribution of roadway surrounding rock under different coal pillar widths

圖4 巷道支護(hù)斷面圖Fig.4 Section view of roadway support

4.2 圍巖控制效果觀測(cè)與分析

為評(píng)估303輔運(yùn)順槽留設(shè)7 m寬的護(hù)巷窄煤柱沿空掘巷效果，在巷道內(nèi)分別布置3個(gè)測(cè)站，測(cè)站間距為50 m，對(duì)掘進(jìn)期間巷道表面位移和頂板離層情況進(jìn)行觀測(cè)。由于3個(gè)測(cè)站所觀測(cè)到的巷道表面位移及頂板離層變化規(guī)律基本一致，故以2#測(cè)站所觀測(cè)的數(shù)據(jù)為例進(jìn)行分析。303輔運(yùn)順槽掘進(jìn)期間巷道表面位移量和頂板離層量隨時(shí)間的變化曲線分別如圖5和圖6所示。

圖5 巷道表面位移量變化曲線Fig.5 Variation curve of roadway surface displacement

圖6 巷道頂板離層量變化曲線Fig.6 Variation curve of separation amount of roadway roof

由圖5和圖6可知，在巷道掘進(jìn)32 d內(nèi)，巷道表面位移量和頂板離層量均增長(zhǎng)較快，而在32 d以后，巷道表面位移量和頂板離層量均趨于穩(wěn)定。在為期60 d的觀測(cè)期間內(nèi)，巷道頂?shù)准皟蓭拖鄬?duì)移近量最大值分別為83.17 mm和176.55 mm，均在允許范圍內(nèi)。巷道頂板錨固區(qū)內(nèi)最大離層量為34.43 mm，錨固區(qū)外最大離層量為14.72 mm，累計(jì)頂板離層量為49.15 mm，表明頂板采用的“錨網(wǎng)索帶”聯(lián)合支護(hù)方案對(duì)巷道頂板形成了有效支護(hù)，維護(hù)了錨固區(qū)內(nèi)頂板圍巖穩(wěn)定，所形成的壓力拱結(jié)構(gòu)對(duì)頂板深部巖層也起到了有效支撐。綜上所述，說明留設(shè)7 m寬的窄煤柱和采取的支護(hù)方案對(duì)巷道圍巖控制效果較好。

5 結(jié)論

(1)基于對(duì)采動(dòng)影響下區(qū)段煤柱應(yīng)力分布特征的分析，采用雙側(cè)塑性區(qū)計(jì)算法確定了護(hù)巷窄煤柱的合理寬度為7 m。

(2)采用FLAC3D數(shù)值模擬軟件對(duì)比分析了不同煤柱寬度下巷道圍巖垂直應(yīng)力和塑性區(qū)分布特征，指出7 m寬的區(qū)段煤柱內(nèi)部存在約2.4 m寬的彈性核區(qū)，能夠有效支撐上覆巖層重力。

(3)基于沿空巷道非對(duì)稱變形特征，提出“錨網(wǎng)索帶”聯(lián)合支護(hù)方案。現(xiàn)場(chǎng)應(yīng)用結(jié)果表明，掘進(jìn)60 d內(nèi)，巷道頂?shù)装寮皟蓭拖鄬?duì)移近量最大值分別為83.17 mm和176.55 mm，頂板錨固區(qū)內(nèi)和錨固區(qū)外離層量分別為34.43 mm和14.72 mm，說明采用留設(shè)7 m寬的區(qū)段煤柱沿空掘進(jìn)并進(jìn)行支護(hù)后，巷道圍巖變形得到有效控制。