沿空動壓巷道支護優化研究

張健鑫

（山西汾西礦業集團水峪煤業， 山西 孝義 032300）

1 工程概況

12302采煤工作面位于本井田北部、北翼三采區東側，是三采區第四個回采工作面，整個工作面呈北偏東向南偏西方向布置。工作面的垂直深度為-592～-615m，地質儲量 8.12Mt，可采儲量 5.55Mt。12302 采煤工作面主采煤層為石炭二疊系月門溝群太原組12下層煤，工作面范圍內見煤點煤厚1.2～1.92m，平均1.6 m（含 0.1～0.4 m夾矸），屬中厚煤層，結構中等，層位穩定，煤層厚度變化較小，煤類單一。

12下煤層頂板為粉砂質泥巖、細砂巖，硬度系數f=4；煤層偽底板為泥巖，底板為第八層石灰巖，結構致密堅硬，厚度約為6.2 m，硬度f=6.5。

2 巷道支護優化設計和模擬分析

2.1 支護方案設計

根據巷道的現場監測結果以及動壓巷道的圍巖變形控制原則，在保證經濟合理的情況下，現提出以下三種動壓巷道的支護方案：

選用無縱筋左旋螺紋鋼錨桿支護，錨桿規格為Φ22 mm×2200 mm，頂板與實體煤側巷幫錨桿端頭錨固，錨桿間排距為800 mm×800 mm；右幫錨桿全長錨固，錨桿間排距為600 mm×800 mm，靠近頂板位置的錨桿與水平成20°安裝，如圖1所示。

圖1 支護方案示意圖（單位：mm）

2.2 數值分析模型建立

本文運用FLAC3D數值模擬軟件中的摩爾一庫倫運行準則研究，在優化支護的條件下12302工作面回采至12306工作面軌道巷不同位置處，12306軌道巷在受采動與巷道掘進復合影響下的圍巖應力、變形及塑性區變化的規律，模擬巷道的煤巖層物理力學參數如表1所列[1]。

表1 煤巖物理力學參數

模型尺寸為231 m×l80 m×100 m，模型Z軸方向上部為自由面，施加豎向荷載以模擬上覆巖層的自重載荷，模型Z軸方向底部限制垂直方向的位移，模型X、Y方向施加水平位移約束，其中沿X正方向布置12302工作面，12302回采工作面沿Y軸正方向推進，由于工作面平均埋深為600 m，故模型上邊界施加15 MPa應力值以模擬上覆巖層對煤層開采的影響。

2.3 數值模擬與結果分析

主要模擬研究12302工作面回采及12306工作面軌道巷掘進復合作用下，采取三種優化支護方案后的12306工作面軌道巷的位移量變化。重點選取工作面距掘進巷道 70 m、40 m、0 m、-40 m、-80 m（“-”表示工作面推進至掘進巷道后方）五個位置處的位移量進行監測[2]。

2.3.1 頂板下沉量

工作面從掘進巷道前方70 m推進至后方80 m過程中在70 m、40 m、0 m、-40 m、-80 m五個位置處的頂板下沉量分別為：7 mm、17.5 mm、60 mm、120 mm、140 mm如圖2所示。

圖2 頂板位移（單位：m）云圖

2.3.2 兩幫移近量

工作面從掘進巷道前方70 m推進至后方80 m過程中在70 m、40 m、0 m、-40 m、-80 m五個位置處的左幫移近量分別為 3.9 mm、22 mm、70 mm、40 mm、20 mm；右幫移近量分別為 3 mm、20 mm、60 mm、60 mm、40 mm，如圖 3所知。

圖3 兩幫位移（單位：m）云圖

由數值模擬分析可知，該方案能夠對巷道能夠有效支護，但具體支護效果仍需進行現場實測。

3 巷道位移監測

3.1 測點布置

在距離掘進迎頭20 m、40 m位置處布置觀測站（如圖4所示），每個觀測站內設置3個觀測點，測點間距為1 m，觀測每個觀測點巷道的垂直變形量與水平變形量，取平均值。由于巷道周圍各點的移動值不同，各觀測點在觀測斷面內的空間位置一致，可縮小數據誤差。

測點是量測的基準點應安設可靠，保證測點與圍巖同步位移。通常在圍巖上打一個100～200 mm的鉆孔，如果圍巖較破碎，鉆孔可更深一些。鉆孔直徑40 mm，在其中打入木楔，木楔上有作為測量基準點的基釘，測量過程中保護好基釘，以避免移動和損壞[3]。

觀測方法為：在A、B之間拉緊鋼卷尺，C、D之間拉緊測繩，測讀AO、AB的值；在A、B之間拉緊測繩，C、D之間拉緊鋼卷尺，測讀CO、CD的值；測量精度要求達到1 mm，并估計出0.5 mm。

圖4 測點布置圖

3.2 觀測結果與分析

采用測桿和鋼卷尺進行測量、讀取、記錄數據，每天檢修班進行觀測，分別繪制出第I測站、第II測站的頂底板移近量、頂底板移近速率與兩幫移近量、兩幫收斂速率曲線，如圖5、圖6中所示。

3.2.1 掘進期間巷道表面變形情況

第1測站頂底板移近量最大為166 mm，兩幫相對移近量為141 mm；第II測站頂底板移近量最大為152 mm，兩幫相對移近量為129 mm。巷道的頂板下沉量要明顯大于巷道的兩幫移近量。頂底板移近量大約是兩幫相對移近量的1.18～1.25倍。巷道頂底板移近量基本上是由頂板下沉造成的。巷道頂板下沉量約占頂底總變形量的84.9%[4]。

圖5 掘進期間第I測站巷道變形曲線

第1測站頂板最大下沉量為140 mm，最大底鼓量為26 mm，頂板下沉最大速度為8 mm/d，底鼓最大速度為4.0 mm/d，項板下沉最大速度為底鼓最大速度的2倍；第II測站頂板最大下沉量為118 mm，最大底鼓量為34 mm，頂板下沉最大速度為7.8 mm/d，底鼓最大速度為3.7 mm/d，頂板下沉最大速度為底鼓最大速度的2.1倍。

圖6 掘進期間第II測站巷道變形曲線

第II測站巷道左、右幫移進量分別為88 mm和34 mm，沿空側煤幫移進量大于實體煤幫移進量，表明巷道靠近采空區一幫的變形量明顯較大，約是實體煤幫變形量的2.6倍。

3.2.2 掘進期間巷道表面位移速率變動情況

通過監測數據可以看出，掘進期間巷道主要變化量發生在測站設置之后16～18 d內。速率的變化量主要集中在前8 d之內。也就是說，圍巖的主要變形在掘進后8 d之內。這8 d之內也是圍巖內部變形能釋放的時間，之后趨于穩定。控制12306軌道巷兩幫（尤其是沿空側煤幫）位移及頂板下沉是控制整個巷道圍巖強烈變化的關鍵。

3.2.3 掘進期間的巷壓顯現

12306軌道巷是沿空巷道，一側是采空區，一側是未開采區，巷道布置在煤體當中，應力相對集中，支護難度大，由于兩幫壓力的不均衡，巷道的支護被推向采空區一側，造成巷道支護向采空區偏移，靠近小煤柱幫變形量大（見表2）。巷道一般是在掘出后16～18天內巷道變形較為劇烈，然后逐步趨于穩定[5-6]。

表2 掘進期間巷道表面變形情況表

巷道頂板及兩幫在30 d內的位移量均較小且位移量基本不再增加，兩幫及頂底板位移量均較小，能夠保證礦井的正常使用。因此，12306軌道巷支護優化方案，有效地控制了圍巖塑性區向煤體深部的擴展，提高了巷道圍巖的穩定性。

4 結論

現場實測巷道變形量，表明優化后的12306軌道巷支護，有效地控制了圍巖塑性區向煤體深部的擴展，提高了巷道圍巖的穩定性，可見支護優化方案合理有效。

[1]張科學，姜耀東.大煤柱內沿空掘巷窄煤柱合理寬度的確定[J].2014，31（2）：255；269.

[2]謝福星.大采高沿空掘巷小煤柱穩定性分析及合理尺寸研究[D].太原：太原理工大學，2010.

[3]王琳，李樹剛.沿空掘巷窄煤柱合理寬度確定[J].煤炭技術，2013，32（3）：86-88.

[4]梁興旺，王連國.沿空掘巷窄煤柱合理寬度的確定[J].礦業研究與開發，2007，27（2）：29-31.

[5]齊中立，柏建彪.沿空掘巷窄煤柱合理寬度研究與應用[J].能源技術與管理，2009（2）：10-12.

[6]吳士良.綜放工作面留設合理小煤柱尺寸研究[J].煤礦開采，2007，12（3）：8-10.