厚煤層輔運巷護巷煤柱留設及支護設計

張倍源

(陜西陜煤黃陵二號煤礦有限公司，陜西 延安 727307)

0 引言

黃陵二號煤礦在開始生產時，其輔助運輸巷區段的煤柱采用尺寸20 m能夠直接使用，然而現階段輔助運輸巷區段擴大到35 m還需要經過大量的返修才能使用。這一增大煤柱的做法，不但沒有徹底解決巷道支護問題，而且造成了大量返修工作和煤柱資源浪費。目前的35 m煤柱可能是位于高礦壓區域，根據四盤區大巷兩側開采對大巷的影響分析，開采面對在300 m以外的巷道還有比較大的破壞。形成目前這種被動局面的主要原因是對礦壓規律掌握不清，支護參數設計和煤柱留設缺乏部分技術支撐，巷道所處的煤柱位置不合理造成礦壓反復疊加[1-3]。因此，解決問題的關鍵是將支護技術與煤柱開采布置結合起來，讓輔助運輸巷位置避開礦壓峰值區域[4-6]。以303工作面輔助運輸巷護巷煤柱留設為研究背景，通過現場調研、數值模擬、現場監測等綜合手段對護巷煤柱寬度及巷道支護進行優化設計。

1 工作面概況

303工作面輔運巷位于井田三盤區中部，西部、北部為未采區，南部緊鄰303工作面膠帶巷，東至三盤區輔運大巷，設計長度為4 094 m。工作面開采煤層為2號煤層，煤層平均厚度為4.2 m，煤層傾角0～4°。煤層頂底板巖性見表1，工作面平面圖如圖1所示。

表1 煤層頂底板巖性Table 1 Lithology of coal seam roof and floor

圖1 303工作面平面Fig.1 Plane layout of 303 working face

2 區段護巷煤柱數值模擬

計算機數值模擬軟件可用于解決巖土工程領域的復雜力學模型，如ANSYS、MIDAS/GTS、FLAC、UDEC等，仿真模擬實驗方法具有計算過程周期較短、可視化程度高、節省人力物力等優點[7-8]。采用計算機仿真數值計算的科學分析手段，推算研究的精準程度高于人工手算所得，同時利用數值分析模擬手段對實驗對象進一步探究，處理和解決問題的效率大大提高[9-12]。

2.1 模型建立

前期采用煤柱雙側塑性理論計算得到煤柱寬度為6.8 m，基于這一結果，借助MIDAS/GTS數值模擬軟件對區段護巷煤柱進行數值軟件計算。本次模擬主要是對5～20 m內的區段煤柱一側邊緣應力和沿空側巷道圍巖進行分析研究。沿采空區方向預留5 m區段煤柱，每次向下一個工作區間擴展5 m，即5 m、10 m、15 m、20 m共計4種方案，建立的幾何模型如圖2所示。

圖2 巷道斷面數值模擬模型Fig.2 Numerical simulation model of roadway section

2.2 模擬結果與分析

2.2.1 區段煤柱一側邊緣應力分析

沿采空區一側距離下一個工作面運輸巷道5 m位置處進行第1次計算機數值模擬，通過增加采空區到未掘進運輸巷的距離來進行多次試驗，每次擴展增加5 m得到區段煤柱邊緣不同寬度下同一截面，圍巖水平和垂直位移變化如圖3所示。

圖3 不同寬度護巷煤柱下圍巖位移變化Fig.3 Displacement change of surrounding rock under different width of coal pillar

可以看出，5 m時水平和垂直位移變化較均勻，距采空區3 m處時變化在4 mm左右，垂直位移和水平位移在3.5 m處重合。0 m和15 m處垂直位移不斷增大，距離采空區邊緣位置4.5～5 m內增加速率不斷減小，由于采空區垮落巖體的垂直變形，導致采空區碎漲巖塊不斷壓實，采空區內的位移變化量在不斷減小，頂板和未垮落煤段由于懸臂梁作用的斷裂產生回轉下沉，但由于采空區變形的不斷穩定，對頂板的下沉有向上的支撐力，在10 m時的5 m位置和15 m的4.5 m位置以后垂直位移變化逐漸趨于穩定。20 m的水平和垂直位移變化范圍較大，在19 mm左右，最大值和最小值也是其他3個區段的2倍左右，說明煤柱體寬度范圍過長會造成應力數值的疊加和聚集，區段煤柱里面出現裂隙，應力分布不均勻，產生拱形疊加效應。在5 m、10 m、15 m的3個區段的x方向位移變化相對均勻，20 m處的變化在14 mm，產生波浪段的不均勻增加和減小，端頭5 m左右范圍內變化在1～4 mm，水平位移影響在一段距離內變化起伏不大，說明區段煤柱主要是受到上覆巖體垮落產生的回轉下沉，在垂直方向上的圍巖位移變化，水平作用下由于采空區冒落巖體堆積壓實，產生的側向擠壓作用，相對于垂直方向導致的下沉破壞對區段煤柱圍巖作用較小。

2.2.2 沿空側巷道圍巖模擬分析

上區段開采完畢，采空區冒落穩定后，由于下區段巷道的挖掘又會導致圍巖應力的重置，對區段煤柱的應力分布造成影響，導致煤柱兩側塑性區產生變化。取采空區邊緣中部位置到掘進巷道頂板位置，沿輸送巷道掘進方向預留煤柱內部10 m范圍內，對此區段影響內的煤柱體圍巖位移量最值進行比較，繪制區段煤柱不同寬度下圍巖位移變化值表，見表2。區段煤柱范圍從5 m增至10 m，圍巖主要位移區間減小，位移最大值減小13 mm，最小值基本保持在20 mm左右。從10 m增加到15 m時，圍巖主要位移區間增大，但無論是主要位移區間變化還是最大值和最小值都保持在3 mm范圍內；從15 m增加到20 m時，位移突然減小，兩幫和頂板下沉量急劇減小，內部破碎兩側寬度冗長，說明在5～15 m寬度內區段煤柱進入塑性區，但未發生破壞，核心承載區穩定性得到控制。在10 m處的范圍變化和最值是最小的，應該是合理的區段煤柱寬度；20 m處由于區段煤柱寬度過長，可能導致一部分煤柱破壞，變形加劇，區段煤柱的承載性大大降低。

表2 區段煤柱不同寬度下圍巖位移Table 2 Displacement of surrounding rock under different width of section coal pillar

模擬顯示煤柱寬5～10 m時，煤柱體不存在高應力集中區，巷道頂板受力最小。根據上述分析，結合2號煤層實際情況，考慮開采地質因素的綜合情況，將煤柱確定為7 m凈煤柱。

3 輔助運輸巷圍巖控制

3.1 支護方案

為確保303輔運巷的安全使用，對303輔運巷支護設計進行優化，提高巷道支護強度。支護方案圖如圖4所示。

圖4 輔運巷支護方案Fig.4 Support scheme of auxiliary transportation roadway

3.1.1 頂板支護

頂板采用“錨桿+鋼筋托梁+注漿錨索+鋼帶”聯合支護。頂板錨桿選擇直徑為22 mm，長為3 500 mm的螺紋鋼錨桿，每排7根，間排距為650 mm×800 mm。頂板錨索采用“三四三”布置，錨索配合T140鋼帶，錨索長為10 300 mm，直徑為21.8 mm，錨索間排距為1 200 mm×1 600 mm。

3.1.2 側幫部支護

幫部支護采用“高強錨桿+注漿錨桿+防腐錨索”聯合布置，高強錨桿長為3 500 mm，直徑為22 mm，每排5根，間排距為800 mm×800 mm。煤柱側注漿錨桿采用直徑為40 mm，長為3 000 mm的錨注管，每排4根，間排距為800 mm×800 mm；采面側采用直徑為18 mm，長為2 600 mm的超強防腐鋼索，每排3根，間排距為800 mm×800 mm。

3.2 效果分析

根據303輔運巷內頂底板位移觀測儀觀測數據統計與分析，巷道內目前布置7個頂底板位移觀測儀，測點觀測數據隨時間變化逐漸趨于平穩。以4號測點為例，開始時間段頂底板移近量觀測數據為126.1 mm，30 d后頂底板移近量觀測數據為132.4 mm，30 d后巷道總移近量為6.3 mm；5號測點開始安裝頂底板移近量觀測儀時觀測數據為19.7 mm，30 d后頂底板移近量觀測數據為70 mm，30 d后巷道總移近量為50.3 mm。觀測結果表明，支護效果較好，巷道處于基本穩定狀態，圍巖能夠得到有效控制。同時，護巷煤柱由35 m縮減到7 m，回收了大量的煤柱資源，提高了煤炭的采出率，增加了較好的利潤。

4 結論

(1)根據黃陵二號煤礦地質條件，在煤柱雙側塑性理論計算基礎上借助MIDAS/GTS數值模擬軟件，確定了303工作面護巷煤柱理論寬度為7 m。

(2)輔運巷支護頂板采用“錨桿+鋼筋托梁+注漿錨索+鋼帶”，幫部采用“高強錨桿+注漿錨桿+防腐錨索”的聯合支護方式可以較好地控制圍巖變形。