煤峪口礦工作面煤柱巷道圍巖破壞特征及控制技術

盧科帆

（晉能控股煤業集團煤峪口礦，山西 大同 037003）

1 工程概況

煤峪口礦81020 工作面開采11-12#煤層，煤層厚4.5～6.0 m，平均5.25 m，煤層走向近似SN，傾向近似SE，傾角1°～3°，平均為2°，煤層結構單一，整體賦存穩定。工作面采用放頂煤開采工藝，采高2.9 m，采放比為1:1.79。煤層頂底板情況見表1。

表1 煤層頂底板結構

81020 工作面平均埋深320 m，工作面傾向長度155 m，走向長度700 m，井下位于410 盤區南部，北接81018 工作面（現回采），南接81022 工作面（現掘進），西接410 盤區軌道巷，東隔礦界與忻州窯礦相鄰。81020 工作面平巷與相鄰81018 采空區間的區段煤柱為20 m，工作面布置如圖1。

圖1 81020 工作面布置示意圖（m）

81020工作面上順槽受81018工作面采動影響，巷道圍巖變形嚴重，部分區域出現漏頂、片幫等現象，形成較大的安全風險。

2 巷道破壞特征模擬分析

2.1 巷道應力環境特征

81020 工作面平巷不僅受到本工作面超前支承應力的影響，還會受到側向支承應力的疊加作用，因此，兩工作面間的煤柱中會出現較大的應力集中現象。根據現場實測，應力集中系數一般可達到2～4 之間。受煤柱應力集中的影響，巷道周圍的水平應力也會有一定的升高，其最大主應力是最小主應力的1.5～3 倍。同時，巷道周邊的最大主應力方向會發生一定的偏轉，如圖2。

圖2 臨空煤柱巷道應力環境示意圖

為了使得模擬過程盡可能簡化，又能反映出客觀規律，根據81020 工作面平巷及相鄰采空區的實際條件，在進行模擬分析時，煤柱巷道周圍的主應力比值取1～2.5，最大主應力的偏轉角度取0°～40°。具體模擬方案見表2。

表2 模擬方案

2.2 模型建立

依據81020 工作面平巷的實際賦存條件，采用FLAC3D數值模擬軟件建立模型，模型尺寸為長×寬×高=50 m×2 m×40 m。根據工作面埋深，在模型頂部施加6.5 MPa 的垂直應力以模擬覆巖壓力，通過位移邊界條件對模型四周和底部進行約束。計算時，煤巖體的破壞準則統一采用Mohr－Coulomb 本構模型，煤巖體的物理力學參數按表3進行賦參。建立的模型如圖3。

表3 煤巖體物理力學參數

圖3 數值計算模型（m）

2.3 模擬結果分析

（1）未受采動影響巷道圍巖破壞特征

81020 工作面上順槽掘成后，在81018 工作面未開采前，順槽不會受到采動影響，此時巷道的應力環境可視為均壓，如表2 方案1。該階段巷道圍巖的塑性破壞特征如圖4 所示，塑性區范圍較小，僅存在于巷道表面，破壞深度均小于0.4 m。現場實際情況也表明，此時的巷道圍巖較穩定，原支護方案可以滿足巷道的維穩需求。

圖4 未受采動影響巷道圍巖破壞特征（方案1）

（2）受采動影響巷道圍巖破壞特征

81018 工作面開始回采后，81020 上順槽周圍的主應力比值及偏轉角度均隨著81018 工作面的推進逐漸增大，按照表2 中方案2 至方案5，模擬采動影響下巷道的破壞特征變化，模擬結果如圖5。

圖5 受采動影響巷道圍巖破壞特征

由圖5 可知，隨著相鄰工作面的回采，上順槽煤柱巷道周圍的主應力比值及最大主應力偏轉角逐漸增大，圍巖塑性區開始呈現出非均勻的特征，頂板的變形也呈非對稱性，圍巖的最大破壞深度位置也隨主應力角度的偏轉而改變。隨著工作面的持續推進，圍巖的塑性破壞范圍逐漸增大，當主應力比值達到2.5，偏轉角度為40°時（方案5），表示工作面已回采過半，此時，巷道頂板的最大破壞深度為4.5 m，煤柱幫的最大破壞深度為2.9 m，回采幫的最大破壞深度為2.5 m，圍巖變形破壞較嚴重，且非對稱十分明顯，支護難度較大。

3 巷道圍巖控制技術

3.1 控制原理

圍巖塑性區的分布及擴展是導致巷道變性破壞的本質原因，在支護時，不僅需對巷道表面圍巖的變形進行控制，更需要控制圍巖深部的塑性區，抑制其發生進一步的擴展[1-5]。具體控制原理如下：

（1）對于圍巖的淺部破碎區，需加大支護強度及護表能力，防止頂板漏冒矸石。

（2）為有效抑制深部塑性區的擴展，錨索的錨固位置需選擇頂板上方堅硬的穩定巖層，且支護范圍需覆蓋整個圍巖塑性區。

（3）由于綜放開采的礦壓顯現較劇烈，頂板巖層的活動無法完全控制，因此，選用的錨索需在適應頂板變形的同時又能起到良好的支護作用。

3.2 支護參數設計

針對圍巖非對稱大變形的特征，對支護方案進行優化調整。

頂錨桿的規格為Φ22 mm×2600 mm 螺紋鋼錨桿，間排距為900 mm×1000 mm，每排4 根，錨固長度為1200 mm，采用2 支快速錨固劑，保證錨桿預緊力矩不小于300 N·m。頂部加掛10#金屬菱形網進行護表支護，網孔規格：50 mm×50 mm，網片搭接不小于100 mm。

頂錨索采用直徑21.6 mm、長度10 000 mm 的鋼絞線，錨固長度為1900 mm，采用3 支錨固劑，每排布置2 根，間排距為2000 mm×2000 mm，并配套高強度讓壓鎖具。

巷幫支護錨桿的規格與頂錨桿一致，間排距為900 mm×1000 mm。靠近頂底板錨桿施工角度與水平成15°角，其余錨桿均與巷幫垂直。如圖6。

圖6 巷道支護斷面圖（mm）

4 應用效果分析

為驗證圍巖控制方案的可行性，在81020 上順槽巷道內布置深基點位移監測站，測點位置超前81018 工作面40 m，監測深度為0～8 m。監測結果顯示，巷道圍巖的變形主要出現在0～5 m 的深度范圍內，與數值模擬結果基本一致。監測期間，巷道頂底板、煤柱幫、回采幫的最大移進量分別為114 mm、83 mm、97 mm，基本控制了巷道圍巖的非對稱大變形，保證了礦井的安全高效生產。

5 結論

（1）81020 工作面上順槽受81018 工作面采動影響，其所處的應力環境發生了改變，即主應力比值及最大主應力偏轉角度隨工作面的回采而增大。

（2）通過數值模擬得出，隨著81018 工作面的推進，81020 上順槽的圍巖破壞較嚴重，最大破壞深度達4.5 m。另外，受最大主應力方向偏轉的影響，圍巖變形呈明顯的非對稱性。

（3）針對81020 上順槽圍巖非對稱大變形的特征，對支護方案進行了具體設計。現場實踐結果表明，采用該支護方案后，圍巖的變形量較小，控制效果顯著。