*侯天寶
(晉能控股煤業集團白洞礦業大同有限公司 山西 037001)
在空掘巷中,要對煤柱的間距進行科學、合理的選取,以確保其維護工作的成效。若留煤柱間距太窄,則其承載力不足以支撐全斷面,極易發生片幫。寬煤柱巷的煤柱寬為15~30 m,但這一段煤柱容易導致采動區滯留較多,且有較大的安全風險,不利于實施保護工作。為了保證護巷的高效支護,采用小間距煤柱掘巷方法,對周圍的環境條件有很大的影響,并對其進行了相應的加固處理,從而保證了巷道的穩定,保證了巷道的快速推進。
3#煤層開采后,厚約6 m,埋深200 m,結構簡單,分布穩定,屬于中硬煤層,煤層硬度系數為2~3。鑒于此工作面有不規則的小型窯破損區域,其開采狀況見圖1,在ABCD 矩形區域中,將其劃分為不規則的小型采空區和規整的小型采空區,由AB 線向DC 線推進。在本工作面區域,由于受ABCD 兩個區域的共同作用,所以在開挖施工時,要充分考慮諸如應力異常等不利因素。

圖1 采掘工程
工作面周邊出現的非規則采空區,可按其界限的不確定程度將其分成三類。其中,不規則形狀的采空區邊緣處有很多尖點,所以,非規則型的采空區會改變實際煤巖的受力方向,產生應力疊加,從而導致全斷面受力不再是單一狀態。
考慮到超前支護的作用和鄰近開采的采動效應,現有的煤柱寬度的確定方法主要有三種:
①理論計算法。基于彈性力學原理,在保證圍巖穩定的前提下,簡化了模型的計算,并對其進行了改進,在確保安全的前提下,盡量減少留煤柱間距,增加經濟效益,最后確定柱寬B 的計算式。
②數值模擬法。采用計算機仿真的方法,研究了在什么樣的煤柱尺寸下,巷道的圍巖相對穩定性較好,并據此確定相應的煤柱寬度。
③工程類比法。由于場地地質條件復雜,圍巖力學特性具有不均勻性,現有的理論與數值模擬方法難以對留煤柱寬度進行精確計算,可以依據已有的相似地質條件礦井的經驗來確定。
在分析了三種方法各自的優點后,指出了在工程實踐中應將三種方法有機地結合起來,以確定合理的煤柱尺寸。
由于鄰近采空區的煤柱邊緣呈現出不規則性,要保證空巷道的布置是安全、合理的,就需要對其進行綜合的受力分析。煤柱巷的地質狀況在圖2 中顯示,這有助于研究煤柱開采后產生的非規則的采空區狀況,掌握煤柱支撐的應力值和分布規律,以及對煤巖的整體狀況有較好的認識。考慮到采場中煤柱的厚度要依據實際的巷道狀況和煤層狀況來確定,而在采場的兩邊開挖也不會對煤柱深層承受的應力疊加造成一定的干擾,所以需要通過構建數學模型來了解它們的疊加狀態。

圖2 數值計算模型
結合山西煤礦大巷的實際情況,采用FLAC3D有限元程序建立了對應的空間有限元數學模型,并綜合考慮了地層巖石特性,將其劃分成6 個層次[1]。該模型按實際尺寸等比縮減為240 m×80 m×64 m。以實際的應力情況為基礎,對模型的邊界施加對應的應力,從而形成應力邊界,側力系數設置為1。在此基礎上,確定了模型的X、Y 方向的四條邊界,并選擇了Z 軸作為地下邊緣。最后將采空區劃分為1、2、3 三個區域,得到的計算模型如圖2。
在此基礎上,將該模型中的某一面看作是煤的塑性區,其面見圖3,然后對圖3 進行分析。在開采過程中,采空區邊緣會產生塑性損傷,這些損傷均位于采空區外部。如圖3 所示,塑性區外側為6~7 m 寬的剪切破壞區,采空區煤幫一側為張拉-剪切混雜破壞區,寬度約1~3 m,采空區內外均有大面積的破壞區。另外,采空區尖角處還發育有塑性破裂區,并以其為中心向兩邊擴展。所以,按圖3 確定井巷位置時,既要考慮采空區的張拉-剪切損傷區,又要考慮塑性區對圍巖的作用,又要防止開挖時碰到破巖,從而影響到整個工程的安全。

圖3 煤柱工作面塑性區分布
圖3 煤柱采場塑性區分布為了檢驗不同寬度的煤柱在空掘巷施工中的作用,通過對3 m、4 m、5 m、6 m、7 m、8 m、9 m、10 m 寬的煤柱進行數值模擬,并對頂板、底板及圍巖的變形情況進行細致的觀測,最后將其繪制為圖4 所示的點線圖。

圖4 不同煤柱寬度沿空掘巷圍巖變形量
從圖4(a)所示的曲線走向可以看出,在空掘巷時,隨著煤柱的寬度增大,兩幫圍巖的穩定性也隨之提高。當留3 m 寬煤柱時,兩幫變形最大,且隨煤柱寬度增大而減小,但是,減少的速度也在逐步減少。經對比發現,當煤柱的寬度為6 m、7 m、8 m、9 m、10 m 時,與3 m 寬的煤柱相比,變形量只有3 m 時的37.2%、34.8%、30.2%、25.5%和23.2%。
從圖4(b)可以看出,煤柱的寬度對頂、板變形的變化有明顯的影響,如果煤柱寬6 m 以下,與煤柱6 m 以上寬度相比,頂板的變形量會有明顯的提升。所以,在空掘巷中,應盡可能取6~10 m 寬的煤柱,這樣可以大幅度降低兩幫及圍巖的變形,但如果留煤柱太長,則會降低采出量,從而降低了煤的利用率。經分析,選擇了8 m 的煤柱寬度[2]。
錨桿(索)技術能夠增強圍巖的整體支撐能力,使巷道圍巖與錨桿構成一個整體支撐系統,增大了圍巖錨固體的應力峰值,從而實現對圍巖變形的控制,減少錨固部位的受力,減小巷道在回采過程中發生變形量,從而保證巷道的穩定性與安全性。
錨固件中錨桿軸向受力機制解析:錨固件與圍巖在軸向構成一個“共同互作用體-錨固體”,可顯著改善峰值強度、殘余強度等力學特性,同時能有效提高其他力學性能。錨索貫通節理巖體,促進巖體和錨索形成一個整體,從而對錨固煤巖體的變形起到一定的限制作用,使煤體無法沿裂隙軟弱面滑移。錨固作用后,錨固末端附近的裂隙軟弱面上的法向力增大。
錨桿的工作原理是對圍巖進行軸向加載,提高錨固體的強度,同時將裂隙巖體的各個部位再結合成一個整體,增強局部的強度,從而進一步提高局部的力學性能。
在隧道開挖初期,圍巖裂縫較為發育,淺部圍巖產生破碎區及塑性區,起到了一定的作用,使錨索具有充分的預拉力,減小巖體在應力擴展過程中的損傷效應,抑制破碎區及屈服區的繼續發展。從預加載100~300 N 的錨索預應力場分布來看,在低預緊力條件下,錨索的應力集中主要發生在底板和托盤段附近。隨著預緊力的增加,鋼筋混凝土的應力集中區域基本保持不變,但呈現出一個“葫蘆”形擴展的趨勢。當預緊力增大至最大值后,預緊應力場彼此疊加,在一定區域內產生壓應力區,起到與承壓拱相似的功能。綜合以上分析,得出了以300 N·m 為最佳值的錨桿扭矩。
由于應力環境的變化,引起巷道圍巖的變形,從而導致了冒頂、巖石滑落等重大的安全問題。通過對破裂和變形的巖石進行錨固,使巖石成為一個完整的、穩定的結構,從而提高了巖石的承載和壓縮性能。但是,要使巷道的穩定性得到最大程度的發揮,還需要與其他的支護設備如支架、鋼帶和金屬網等一起工作。它們在維持巷道圍巖的穩定性中起到了如下的作用:①通過螺帽來實現預緊力的轉移,然后通過托盤和鋼帶等部件來擴大穩定范圍。②采動條件下,圍巖受采動影響,由各部件組成的支撐體系受力,削弱單個部件的承載能力,實現荷載均勻分配。
防治巷道中,由錨索及附件組成的支護群,一方面起到防止松散塊巖體失穩的功能,另一方面提高了對深部巷道圍巖的承壓承受能力,從而減少了深部巷道巖體的松動和破碎現象[3]。
以山西某煤礦3306 綜采面輸送帶為研究對象,在原有的錨索支撐下,頂板受到工作面的橫向支撐作用,頂板結構比較松散,結構不穩定,容易出現漏頂和冒頂等安全問題。對3306 采煤機巷道(加固)方式進行了優化,該巷道為矩形截面錨網支護,錨桿間距1000 mm。煤巷頂底板選用5000 mm 的M5 鋼板、5600 mm×1200 mm 的10#鍍鋅鋼絲編織的菱形金屬網,6 個等強度錨桿,錨索排距和間距均為1000 mm,設計錨索尺寸為Φ22 mm×6200 mm。巷幫兩側分別為2 個1700 mm M3 鋼板,3500 mm×1200 mm 的10#菱形網格,5 個等強度錨桿。金屬網之間的重疊不得少于100 mm,采用單股長為400 mm,折合后的長度為200 mm,鋼絲繩必須整齊排列,并纏繞三圈以上,纏繞后的鋼絲繩頭部均要彎入內側(向里)。
在開挖過程中,隨著天數的增加,頂板與兩幫形變總體上呈現增大的態勢,最大移動幅度為125 mm、238 mm,之后變形基本停止,且趨于平穩。
3306 工作面開采一個月后,頂底板及兩幫移動距離分別為325 mm、485 mm,3306 面開采時兩幫變形量大于頂底板變形量。
根據該礦在3306 空巷中預留的煤柱尺寸,通過理論和數值模擬相結合的方法,確定了8 m 寬度的煤柱。本項目擬對“長索+單體立柱+金屬網+錨釘+U 型鋼支護”的最優(增強)支護方案,在工作面后部30~60 m 范圍內實施。礦壓監測結果顯示,沿空留巷兩幫和頂底板的最大變形量最大值分別為558 mm、485 mm,且留巷期間沒有發生錨桿拉斷、錨固失效、單體柱受彎和巷邊充填體損傷嚴重的問題,取得了良好的支護效果。實踐證明,這種支護方式對沿空留巷的圍巖變形起到了很好的控制作用,也證明了其合理、有效。