新景礦沿空掘巷圍巖變形控制研究

劉子堅

（山西新景礦有限責任公司，山西 陽泉 045000）

我國能源儲量豐富，能源格局呈現出多煤、少油、貧氣的形式，在未來很長時間的發展過程中，煤炭資源將起到支柱性作用。目前我國煤炭約90%部分為井工開采，需要大量的巷道掘進作業，其中大部分巷道采取煤柱護巷。目前按照煤柱留設的不同，可分為寬煤柱護巷、在采空區上區段巷道和采空區的邊緣留設小煤柱護巷方式[1-2]。在高應力下巷道煤柱的留設寬度需要較寬，嚴重限制了采出率，因此選定合理的煤柱留設寬度對于礦井開采十分重要。此前較多的學者對煤柱留設寬度進行過一定的研究[3-4]，本文以新景礦3216 工作面為研究背景，通過數值模擬結合現場實踐的研究方法，對合理煤柱留設寬度下沿空留巷圍巖控制進行研究，為礦井降本增效作出一定的貢獻。

1 概況

新景礦位于陽泉市西部，井田煤層貯藏穩定，均為優質無煙煤。可采煤層8 層，主采3#、8#、15#煤。3216 綜采工作面位于525 m 水平，工作面標高517～556 m，埋藏深度為460～530 m。本工作面走向長1390 m，傾斜長216 m，面積300 240 m2。本工作面井下位于3#煤佛洼采區北部，東為3214工作面（已采），南隔采區煤柱為3215 工作面（未采），西為3218 工作面（正掘），北為保安3117工作面（未采）。工作面所采3#煤層總體賦存穩定，結構簡單，一般含1 層夾石；煤層以鏡煤、亮煤為主，內生裂隙發育。工作面煤層總厚2.19～2.79 m，平均厚度2.39 m；煤層結構為0.47（0.04）1.88；煤層傾角2°～9°，平均傾角5°；可采指數1；變異系數5.9%，儲存穩定。

2 數值模擬研究

巷道的穩定性很大程度上受到煤柱寬度的影響，根據3#煤層的覆存條件利用數值模擬軟件對合理煤柱留設寬度進行計算，利用數值模擬軟件FLAC3D建立模型長寬高為150 m×40 m×50.8 m 的模型，對模型的邊界進行約束設置，給定巖層的物理力學參數見表1。

表1 巖層的物理力學參數

模擬煤柱寬度5 m、6 m、7 m 和8 m 四種煤柱寬度下的煤柱應力分布及位移分布情況，對模型進行模擬計算，繪制不同煤柱寬度下應力應變分布曲線如圖1。

圖1 不同煤柱寬度下應力應變分布曲線

從圖1 中可以看出，不同留設煤柱寬度下煤柱內部應力分布大致趨勢相同，都隨著距離采空區側距離的增加先增大后減小。由于煤柱寬度均為窄煤柱，所以應力分布呈現單峰狀。隨著煤柱寬度的增大煤柱內部的應力峰值呈現逐步減小的趨勢，煤柱寬度5 m、6 m、7 m、8 m 下的應力峰值分別為15.11 MPa、17.47 MPa、18.92 MPa 和20.14 MPa，應力峰值增大的趨勢逐步減弱。不同煤柱寬度下巷道圍巖的變形變化趨勢較為復雜。當煤柱寬度大于7 m 時，隨著煤柱寬度的增大巷道圍巖變形呈現減小的趨勢；煤柱寬度為6 m 時，巷道頂板下沉量最小，為283.5 mm。綜合巷道頂板下沉量、底板底鼓量及煤柱位移量等指標發現，當煤柱寬度為6 m 時，巷道圍巖控制效果最佳。

3 支護方案

在確定煤柱留設寬度后，對沿空掘巷的圍巖進行支護。支護方案的確定充分考慮類似工程的支護經驗，并通過數值模擬計算支護參數。根據模擬計算給出頂板錨桿間距為900 mm×900 mm，幫錨桿間距為900 mm×900 mm。

巷道采用錨索錨網聯合支護，具體支護方案為：錨桿采用左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，錨桿參數為Ф20 mm×2200 mm，錨桿孔深度為2100 mm；幫錨桿采用圓鋼錨桿，錨桿參數為Ф18 mm×2000 mm，錨桿孔深度為1900 mm。錨固劑選用Z2360 樹脂錨固劑，頂部錨桿2 支，幫錨桿1 支，錨索3 支。錨索選用鋼絞線，參數為Ф17.8 mm×7200 mm，托板采用鋼托板，尺寸為125 mm×125 mm×10 mm，錨索的間排距為1700 mm×1800 mm。支護網采用網格100 mm×100 mm 的鋼筋網片組成，支護斷面圖如圖2。

圖2 支護斷面圖（mm）

4 現場實踐

由于施工過程中存在很多不確定因素，所以在確定理論參數后需要進行工程驗證，以此來確定煤柱寬度及支護方案的可行性。為了保證檢測具有代表性，所以在設定測站時，需要將測站均勻布置，且盡量布置在連續性較好的位置，在測站的巷道表面及巷道兩側布置錨索、錨桿測力計。具體試驗地點檢測儀布置位置見表2。

表2 試驗地點布置表

監測共布置10 個測站，對掘進過程的30 d 和回采階段的40 d，共70 d 的圍巖變形量及變形速度進行監測。圍巖變形量及變形速度曲線如圖3。

圖3 圍巖變形量及變形速度曲線

從圖3 中可以看出，巷道變形量隨著與回采工作面距離的增加呈現逐步減小的趨勢。當在工作面前端0～25 m 的范圍時，工作面由于受到超前支撐應力的作用圍巖變形較大，此時兩幫的移近量最大值為372 mm，而頂板與底板的移近量為724 mm，同時與工作面距離越近，圍巖變形的速率越快，在0～25 m 的范圍內時，巷道頂板及底板的移近量變化速度呈逐步減小的趨勢，最大值為105 mm/d，兩幫移近量的變化趨勢與頂板底板移近量類似，兩幫變形速度最大值為42 mm/d，此時巷道受到支撐壓力的影響較大；當距離工作面的距離增大至25 m 以上時，巷道頂板底板移近量及兩幫移近量幾乎不發生變化，此時的頂板底板移近量變化速度及兩幫移近量變化速度無明顯變化，可以看出在此范圍內時側向支撐壓力穩定，礦壓顯現較為緩和。在煤柱寬度6 m 及設計的巷道支護方案下，較為有效地控制了支撐壓力下的變形量，較好地保證了巷道的安全開采，所以設計合理。

5 結論

（1）利用數值模擬軟件對不同寬度煤柱應力及巷道變形曲線進行分析，發現當煤柱寬度為6 m時頂板下沉量、底板底鼓量及煤柱位移量等控制效果較好。

（2）在確定煤柱留設寬度后，對沿空掘巷的圍巖進行支護設計，支護方案在充分考慮類似工程的支護經驗的同時借助模擬軟件，確定了錨索錨網聯合支護方案。

（3）通過現場實踐，驗證了煤柱寬度6 m 及設計的巷道支護方案的可行性，較好地保證了巷道的安全開采。