采動影響下沿空掘巷時機確定及圍巖控制研究

馬　偉

(霍州煤電集團 辛置煤礦，山西　霍州　031412)

沿空掘巷即在上區段工作面回采完后，待覆巖運動穩定，沿采空區邊緣留設5～10 m窄煤柱掘進下區段工作面回采巷道。沿空掘巷一般選取側向支承壓力應力降低區域進行掘進，將沿空巷道布置于圍巖應力降低區域，巷道圍巖控制相對容易，采取合理的支護措施可使巷道在掘進及本區段工作面回采期間保持較小的圍巖變形量。窄煤柱護巷較寬煤柱護巷可節約更多煤炭資源，較沿空留巷技術工藝簡單，支護容易，由于其獨特的工藝技術優勢而廣泛應用于煤礦生產中[1-2].然而傳統的沿空掘巷需待覆巖運動穩定后進行，造成采掘銜接緊張現象，尤其在一井一面的生產礦井該弊端更為明顯，而在上區段工作面回采時進行本區段工作面回采巷道掘進方式可有效緩解上述現象，因此該方法受到更多生產礦井的認同。

1　工程概況

某礦主采9#煤，9#煤賦存穩定，為全區可采煤層，煤層埋深為310～420 m，9#煤平均厚3.2 m，煤層直接頂為2.8 m泥巖，老頂為9.7 m厚中粒砂巖。該礦為一井一面單翼開采，為解決礦井采掘銜接緊張問題，需要在0912工作面回采完成前將0913工作面回采巷道掘好，因而試驗巷道選為0913工作面回風順槽，即在0912工作面回采的同時進行0913工作面回風順槽的掘進。0913回風順槽沿9#煤層頂板掘進，巷道高3.2 m、寬5.2 m，0 912工作面傾斜長200 m，走向長1 100 m，采掘工程平面圖見圖1.

圖1　采掘工程平面圖

2　迎回采面沿空掘巷技術簡介

迎回采面沿空掘巷即下區段工作面順槽掘進與上區段工作面回采相向進行，二者中間留設區段窄煤柱，沿空巷道掘進階段受到上區段工作面頂板破斷失穩、旋轉變形及再次穩定的全過程動壓影響，巷道掘成后同時受下區段工作面回采超前采動應力影響，受到2次采動影響，巷道圍巖變形較大，支護困難。

迎回采面沿空掘巷根據巷道受采動應力影響的劇烈程度及巷道掘進時間與空間關系可分為沿實體煤掘巷、迎工作面掘巷、沿采空區掘巷3個階段。沿實體煤掘巷階段即：留設窄煤柱后，巷道在實體煤內掘進，巷道兩幫分別為實體煤和窄煤柱，沿空巷道距離上區段工作面迎頭較遠，因而受到上區段工作面回采動壓影響較小，巷道圍巖變形量及變形速度均較小，巷道維護容易。迎工作面掘巷階段即：沿空巷道在上區段工作面采動超前支承壓力影響范圍內掘進，該種情況下影響沿空巷道穩定性主要是上覆巖層大結構斷裂后形成的弧形三角塊結構，該結構的回轉下沉失穩變形是引起巷道圍巖變形量增加的直接原因。沿采空區掘巷階段即：沿空巷道在上區段工作面采空側掘進，該階段弧形三角塊一端為采空區矸石，另一端為實體煤，弧形三角塊的緩慢下沉繼續影響著沿空掘巷圍巖控制[3-4].

沿空掘巷覆巖結構模型見圖2，迎回采面沿空掘巷除需考慮窄煤柱留設寬度外還需對掘巷時機及支護結構進行綜合考慮。

圖2　沿空掘巷覆巖結構模型圖

3　沿空掘巷窄煤柱寬度確定

合理的煤柱寬度起到維護巷道穩定性及隔絕采空區瓦斯的作用，煤柱過窄在強動壓影響下會發生破碎或塑形變形，巷道圍巖變形嚴重，而煤柱過寬則浪費煤炭資源，合理的窄煤柱寬度計算示意圖見圖3[5-6].

圖3　煤柱寬度計算示意圖

(1)

式中：

x1—0912工作面回采后形成的塑性區寬度，其值按式(2)計算；

x2—錨桿支護有效長度，m，取1.8～2.4；

x3—考慮強動壓影響下煤柱的安全系數，按0.2(x1+x2)計算。

(2)

式中：

m—煤層采高，m，取3.0；

λ—側壓系數，取0.33；

φ0—煤層內摩擦角，(°)，取20°；

C0—煤柱與頂底板交界處的黏聚力，MPa，取2.0；

K—集中應力系數，取3.0；

γ—上覆巖層平均容重，kN·m3，取25；

H—巷道埋深，m，取400；

Px—煤柱采空區一側的支護阻力，MPa，取0.1.

由公式(1)和(2)計算可得B=4.58～5.23 m，因此理論確定煤柱寬度取5 m.

4　沿空掘巷掘進時機確定

根據該礦的工程地質條件建立FLAC3D數值模擬模型，模擬0913工作面回風順槽迎0912回采工作面掘進，模型大小為長150 m×寬200 m×高52 m，0912工作面長度100 m，兩條順槽寬均取5.0 m，0913工作面回風順槽寬取5.0 m，煤柱寬度按5 m取，整個模型共計有274 000個單元，295 000個節點。模型水平方向、前后邊界及底部位移固定，在模型上邊界施加-9.87 MPa應力，模擬上覆巖層載荷，選用Mohr-Coulomb本構模型，模型中各煤巖層參數見表1.

表1　煤巖層物理力學參數表

本次模擬計算過程如下：工作面及巷道開挖以10 m為一個循環，0912工作面循環回采80 m→0912工作面回采10 m→0913回風順槽迎采面掘進10 m→......→0912工作面回采至200 m、0913回風順槽掘進至120 m→0913回風順槽掘進至200 m，除0912工作面循環回采80 m需計算到平衡外，以后每次開挖后計算2 000步以模擬動壓影響下的巷道掘進，在0913回風順槽掘進迎頭布置測面，用以記錄0912工作面回采過程中引起的沿巷道軸向應力分布及采空側實體煤內側向應力分布影響范圍，共計設置6個測面，0912工作面前方0 m、20 m處設置兩個測面，0912工作面后方設置10 m、30 m、40 m、60 m四個測面，通過模擬計算可得0912工作面采空側實體煤內部側向應力分布見圖4.

圖4　0912工作面采空側實體煤側向應力分布圖

由圖4可知，隨著0912工作面的回采，在0912工作面前方及后方側向實體煤內部均出現一定程度的應力集中現象，受覆巖不穩定運動影響，工作面后方峰值應力及應力集中系數普遍大于工作面前方，工作面前方峰值應力為24.9～28.7 MPa，工作面后方峰值應力為18.2～32.5 MPa.6個側面內應力分布均呈現先增高再下降的趨勢，距采空區邊緣0～10 m為應力降低區域，該區域內垂直應力均低于原巖應力；距采空區邊緣10～40 m為應力增高區域，在距采空區邊緣15～17 m達到峰值應力；距采空區邊緣40 m外為應力緩減區域，該區域應力開始緩慢減小至原巖應力。

通過圖4可知，沿空掘進巷道迎頭距離回采工作面前方20 m到后方60 m采空側煤體內垂直應力集中系數較大，為研究0913回風順槽受0912工作面回采動壓影響范圍，在0913回風順槽軸向設置側面，將軸向各測點的峰值應力繪制成圖5.

由圖5可知，0913回風順槽掘進至距0912工作面47 m時，進入采動影響范圍，垂直應力迅速增大，在到達0912工作面后方16 m處達到峰值應力33.6 MPa，此后由于0912工作面回采后覆巖不穩定運動及0913回風順槽掘進引起巷道軸向應力的曲線變化，隨著0913回風順槽掘進面遠離0912回采工作面，應力影響逐漸減弱，在距離0912回采面后方104 m后圍巖應力趨于穩定，由此可以看出，0913回風順槽掘進迎頭在距離0912工作面前方47 m至后方104 m，受覆巖運動動壓影響劇烈，且峰值應力為距離0912工作面后方16 m處。

圖5　0913回風順槽軸向應力峰值分布圖

通過上述數值模擬研究，得出了0912工作面回采引起的圍巖應力波動范圍，為了避免0913回風順槽掘進應力與0912工作面回采應力疊加引起巷道圍巖變形過大，支護難度增加，采用分段掘進方式，如圖6中J1J2段，0913回風順槽掘進與0912工作面回采同時進行，當0913回風順槽掘進迎頭距離0912工作面70 m(數值模擬中二者相距47 m時進入動壓影響范圍，考慮1.5的富裕安全系數)時停止掘進，當0912工作面回采超過0913回風順槽掘進面150 m(數值模擬中0912工作面回采過后，其后方104 m范圍內覆巖運動仍較劇烈，考慮1.5的富裕安全系數)后，0913回風順槽繼續沿0912工作面采空區掘進。

圖6　工作面采掘空間平面圖

5　沿空巷道支護及礦壓觀測

1) 巷道支護。

針對J1J2段和J2J3段0913回風順槽掘進所處不同圍巖受力變形情況，采取不同支護技術措施。

J1J2段支護情況。錨桿支護：頂板布置8根d20 mm×L2 400 mm材質為HRB335的左旋螺紋鋼錨桿，左右兩幫各布置5根d20 mm×L2 400 mm材質為HRB335的左旋螺紋鋼錨桿，頂錨桿和幫錨桿間排距均為700 mm×700 mm，頂板及兩幫角錨桿與水平或豎直方向呈20°布置，其余錨桿均與頂或幫垂直布置，每根錨桿配合CK2335和Z2360樹脂錨固劑各一支。錨索支護：在巷道頂板兩排錨桿中間布置兩根d17.8 mm×L7 300 mm錨索，頂錨索間排距為2 400 mm×1 400 mm，每根錨索配合1支CK2335和2支Z2360樹脂錨固劑，頂錨索垂直于巷道頂板布置，支護示意圖見圖7.

圖7　0 913回風順槽J1J2支護示意圖

J2J3段支護情況。所選錨桿及錨索材質與J1J2段相同，頂板布置7根錨桿，頂錨桿間排距為800 mm×800 mm，兩幫各布置4根錨桿，幫錨桿間排距為900 mm×800 mm，頂板布置2根錨索，錨索間排距為2 400 mm×2 400 mm，支護示意圖見圖8.

圖8　J2J3段支護示意圖

對0913回風順槽J1J2和J2J3段圍巖變形情況進行礦壓觀測：J1J2段掘成后受到0912工作面采空應力影響，巷道圍巖變形量較大，巷道兩幫移近量約為510 mm，窄煤柱幫較實體煤幫變形量較大，頂底板相對移近量約為680 mm，主要為巷道底鼓變形。為控制變形，在J1J2段掘成后在巷道內打液壓單體支柱并配合π型鋼梁支護，每排打2根支柱，排距1.0 m.J2J3段處于巷道圍巖應力相對穩定的0912工作面采空區后方，越往后掘應力環境越穩定，相當于傳統普通沿空掘巷。

2) 礦壓觀測。

在巷道內建立礦壓觀測站，根據礦壓觀測結果繪制迎采掘進J2J3段巷道圍巖變形曲線，見圖9，沿空掘進J2J3段巷道圍巖變形曲線見圖10.由圖9可知，0913回風順槽迎頭距離相鄰工作面-60～0 m時，受到超前動壓影響，頂底板移近量達到211 mm，兩幫移近量達到118 mm，當距相鄰工作面0～150 m時，受到不穩定老頂劇烈活動的影響，頂底板累計移近量達到623 mm，兩幫累計移近量達到450 mm.由圖10可知，0913回風順槽沿空掘進期間，在0～150 m受采空區覆巖運動影響，圍巖變形劇烈，兩幫移近量達到204 mm，頂底板移近量達到132 mm，此后變形趨于穩定。總體來說，巷道圍巖變形處于可控范圍。

6　結　論

1) 迎回采面沿空掘巷受到工作面回采動壓影響，因此除需考慮窄煤柱留設寬度外還需對掘巷時機及支護結構進行綜合考慮。

2) 通過理論計算得合理的窄煤柱寬度為5 m.

3) 通過數值模擬可知，0913回風順槽掘進迎頭在距離0912工作面前方47 m至后方104 m，受覆巖運動動壓影響劇烈。因此，當0913回風順槽掘進迎頭距離0912工作面70 m時停止掘進，當0912工作面回采超過0913回風順槽掘進面150 m后，0913回風順槽繼續沿0912工作面采空區掘進。

圖9　0913回風順槽迎采掘進J1J2段巷道圍巖變形量曲線圖

圖10　0913回風順槽沿空掘進J2J3段巷道圍巖變形量曲線圖

4) 對J1J2段和J2J3段采區分段采用不同支護方式，J1J2段由于礦壓顯現明顯，需要加強支護，通過礦壓觀測，兩段圍巖變形均處于可控范圍。

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