郝曉飛
(山西新景礦煤業有限責任公司,山西 陽泉 045000)
山西省陽泉煤業集團8128 工作面位于8#煤層蘆南區北翼采區,工作面北部為525 m 水平回風大巷,南部為采區大巷,東部為未回采的8127 工作面,西部為未回采的8129 工作面。8#煤層平均厚度為2.89 m,平均傾角7°,煤層節理裂隙發育,屬于松軟煤層。煤層頂板巖層主要為砂質泥巖和中粒砂巖,其中直接頂為砂質泥巖,厚度為8.1 m,巖層節理裂隙發育較大,巖層完整性較差,屬于厚層軟弱頂板煤層;底板巖層主要為砂質泥巖和中粒砂巖。
8128 工作面進風巷沿8#煤層頂板掘進,斷面為矩形,掘寬×掘高=5.2 m×3.0 m。巷道原支護采用錨網索支護,頂板及兩幫錨桿(索)的排距均為1 m,如圖1。由于進風巷頂板屬于軟弱頂板,煤層節理裂隙較為發育,巷道在掘進前200 m 時,發現在該支護方案下圍巖頂底板及兩幫變形量較大,其中兩幫最大移近量達到0.6 m,最大頂底板移近量為0.45 m。為保障工作面回采期間巷道的正常使用,需進行巷道支護方案的優化研究。
在8128 工作面進風巷內進行水力壓裂測試地應力[1-2],根據測試結果得出巷道圍巖最大和最小水平主應力分別為15.13 MPa 和8.49 MPa,方向均為北偏東36.2°;巷道圍巖垂直主應力為11.36 MPa。據此可知,巷道圍巖的最大應力在水平方向,這是影響兩幫變形量較大的主要原因。
根據水力壓裂測試期間的鉆孔窺視結果可知,進風巷頂板0~9.5 m 范圍內為砂質泥巖,該巖層的平均抗壓強度為91.79 MPa,砂質泥巖上方巖層為砂巖。且根據窺視結果可知,進風巷頂板5.6~8 m范圍內的砂質泥巖的節理裂隙發育程度小,該高度內的巖層能夠作為巷道頂板有效持力層。

圖1 8128 進風巷原有支護斷面圖
基于上述地質條件的分析結果可知,巷道圍巖較為松軟,需加強巷道圍巖的支護強度,確保錨索錨固在穩定巖層內,故支護優化的合理方向為縮小錨桿間排距和調整錨索長度。為保障兩幫圍巖的穩定,在兩幫增設錨索進行加強支護[3-4]。為合理選擇支護優化方案,采用FLAC3D數值模擬軟件建立長×寬×高=100 m×100 m×40 m 的數值模型,根據巷道圍巖的地質條件進行模型各項參數的賦值,并在模型初始地應力平衡后進行巷道的開挖和支護作業。結合具體的類似工程實踐,設置模擬方案見表1。
分析圖2可知,巷道圍巖的變形量隨著錨桿(索)支護密度的降低而逐漸增大。在由支護方案一變為方案三時,隨著錨桿(索)支護密度的增大,巷道圍巖的變形量的變化幅度較小,從圖中能夠看出從支護方案二變化支護方案三時,頂板下沉量僅增大15.09%;但支護方案三變為支護方案五時,巷道圍巖的變形量便出現了較大幅度的增大,從圖中能夠看出巷道圍巖支護方案由三變為四時,頂板下沉量增大50.82%,由支護方案四進一步變化為方案五時,圍巖變形量進一步增大,此時頂板下沉量增大64.8%。
綜合上述數值模擬的分析結果可知,巷道圍巖在支護方案三時,巷道頂底板及兩幫變形量均較小,且在支護方案三的基礎上降低錨桿(索)的密度時,巷道圍巖會出現較大程度的變形。故在保障巷道圍巖穩定的基礎上,基于經濟的原則[5-6],確定巷道支護選用方案三,進一步結合巷道地質條件,確定錨索的參數為Φ21.6 mm×6200 mm的1×7股鋼絞線。

表1 8128 工作面進風巷巷道圍巖支護模擬方案表
基于數值模擬結果,可繪制出不同支護方式下巷道圍巖變形量的分布圖如圖2。

圖2 不同支護方案下圍巖變形量直方圖
(1)頂板支護。錨桿采用Φ20 mm×2000 mm的500#左旋螺紋鋼錨桿,間排距為900 mm×1000 mm,錨桿采用加長錨固方式,設置錨固長度為1102 mm,錨桿預緊扭矩為300 N·m;錨索采用Φ21.6 mm×6200 mm 的1×7 股鋼絞線,間排距為1800 mm×1000 mm,端頭錨固長度為1508 mm,預緊力為150 kN。另外為增加頂板支護體系的整體性,采用W型鋼帶將錨桿(索)有效連接為一個整體,鋼帶長×寬×厚=4800 mm×280 mm×4 mm,采用10#鐵絲編織的經緯網進行護表,經緯網規格為
5600 mm×1100 mm。
(2)兩幫支護。錨桿型號及錨固方式同頂板,幫部錨索采用Φ21.6 mm×4200 mm 的1×7 股鋼絞線,二二布置,設置間排距為1400 mm×2000 mm,幫部錨索的預緊力為100 kN,同樣為保障幫部錨桿(索)的整體性,采用W 型鋼帶將錨桿(索)連接為一個整體,并通過10#鐵絲編織的經緯網進行護表。
8128 工作面進風巷優化后的支護方案如圖3。

圖3 8128 進風巷優化后支護斷面圖
為驗證8128 工作面進風巷優化支護方案的圍巖控制效果,在巷道采用優化后支護方案進行支護作業時,在巷道掘進迎頭的位置處設置巷道表面位移監測站,并隨著巷道掘進作業的進行持續進行巷道圍巖變形情況的監測,直至監測至監測斷面距離巷道掘進迎頭150 m 的位置處。根據監測結果能夠得出巷道圍巖變形量與距巷道掘進頭之間的關系曲線,曲線如圖4。
分析圖4 可知,巷道采用優化后的支護方案后,隨著巷道掘進作業的進行,圍巖變形量逐漸增大。監測斷面在距掘進頭0~80 m 的范圍內變形速率較大,當監測斷面滯后工作面80 m 后,此時頂底板及兩幫變形速率均大幅減小,當監測斷面滯后掘進工作面130 m 時,巷道圍巖變形基本達到穩定狀態。從圖中能夠看出巷道圍巖變形量由大到小分別為:頂板下沉量、采煤幫移近量、煤柱幫移近量、底板鼓起量,最終巷道變形穩定時頂底板和兩幫最大移近量分別為296 mm 和281 mm,較原方案支護的變形量有大幅度降低,巷道圍巖變形量滿足回采巷道的使用要求。

圖4 巷道表面位移曲線圖
通過分析8128 工作面地質條件和巷道原有支護方式下圍巖變形特征,確定圍巖最大主應力為水平方向,頂板5.6~8 m 巖層較為完整、穩定。基于地質分析結果采用數值模擬進行支護參數的優選,并最終確定優化后的支護方案為縮小錨桿間排距、增長錨索長度和回采幫增設錨索。通過巷道表面位移監測可知,優化后的支護方案能夠保障巷道圍巖的穩定。