楊寶貴 楊 捷 彭楊皓

(中國礦業(yè)大學(xué)(北京)資源與安全工程學(xué)院，北京100083)

隨著近年來我國巷道支護事業(yè)的迅猛發(fā)展，沿空留巷技術(shù)被廣泛應(yīng)用。沿空留巷具有降低礦井巷道掘進率、緩解采掘接替矛盾，提高資源采出率，延長礦井服務(wù)年限等一系列優(yōu)越性，是煤礦開采技術(shù)中的一項重大改革［1-4］。煤礦充填開采由于解放三下壓煤，控制地表沉降而成為未來煤礦開采的發(fā)展趨勢。研究表明［5-8］:采空區(qū)全部充填開采后，礦山壓力顯現(xiàn)較垮落法開采時弱小很多，工作面超前支承壓力影響范圍、應(yīng)力集中系數(shù)、支護阻力等均減小。這對沿空留巷巷道的支護是極為有利的，而且在充填開采基礎(chǔ)上進行沿空留巷，將進一步提高資源利用率，實現(xiàn)地下零煤柱，礦井“綠色開采”。本研究就以山西焦煤汾西礦業(yè)(集團)有限責(zé)任公司新陽煤礦10203 充填開采工作面為工程實例，通過數(shù)值模擬分析了充填后沿空留巷巷道的礦山壓力顯現(xiàn)特點，探討了在采空區(qū)實施煤礦高濃度膠結(jié)充填技術(shù)［9］后，如何實現(xiàn)采空區(qū)邊緣沿空留巷，保留上本區(qū)段運輸巷道為下一區(qū)段使用，并且將該技術(shù)運用到了新陽煤礦生產(chǎn)實踐中。

1 工程概況

新陽煤礦10203 工作面開采山西組2 號煤層，該工作面平均開采深度202 m，煤層平均傾角6°，采厚2.2 m，上覆基巖厚194 m，煤層走向長569.7 m，傾向為100 m，工作面頂?shù)装迩闆r如表1 所示。10203 充填工作面使用高濃度膠結(jié)充填，充填漿體是由水泥、粉煤灰、矸石和水以一定的比例配制的，充填料漿的濃度為79%。該充填料漿4 h 后的抗壓強度即可達到0.19 MPa，1 d 后的抗壓強度達0.68 MPa，7 d 后達3.15 MPa，28 d 后抗壓強度達5.2 MPa［10］。

表1 2#煤層頂?shù)装逄卣鱐able 1 Property of 2# coal roof and floor

10203 工作面與普通綜采工作面布置基本相似?；仫L(fēng)巷布置在工作面沿傾斜方向的上方，運輸巷布置在其下方。在運輸巷內(nèi)實現(xiàn)沿空留巷，保留此巷道作為下一工作面的回風(fēng)巷。工作面兩巷設(shè)計斷面近似為矩形，正常段凈寬×凈高=3.4 m×2.2 m。原巷道頂板采用螺紋鋼錨桿、錨索與金屬菱形網(wǎng)聯(lián)合支護，巷道兩幫為鐵錨桿與金屬菱形網(wǎng)聯(lián)合支護。具體支護如圖1 所示。

圖1 巷道錨、網(wǎng)、索聯(lián)合支護斷面示意Fig.1 Schematic diagram of combined support section of anchor rod，metal mesh and anchor rope

2 沿空留巷數(shù)值模擬

以新陽煤礦為工程實例進行數(shù)值模擬分析。為了對比充填開采與垮落法開采下的沿空留巷巷道礦山壓力顯現(xiàn)特點，進一步了解充填后沿空留設(shè)巷道的變形規(guī)律，先模擬垮落法開采時沿空留巷巷道應(yīng)力分布。

2.1 模型參數(shù)的選取及建立

本數(shù)值模擬使用FLAC3D軟件，選用摩爾－庫倫屈服準則［11-12］。模型中假設(shè)同一巖層為性質(zhì)均一的彈塑性體，傾斜工作面為水平工作面，巷道斷面為規(guī)則的矩形。

按照表2 的煤層頂?shù)装鍘r層分布狀況將模型共劃分為10 層，采高設(shè)定為2.2 m。工作面實際開采長度為走向569.7 m、傾向100 m。根據(jù)模擬研究的目的以及為避免邊界效應(yīng)的影響，將巷道布置于模型中部，設(shè)計模型尺寸為150 m× 200 m × 200 m，走向、傾向和垂直方向根據(jù)模擬目的不同劃分不同的網(wǎng)格，共劃分出106 896個單元，107 659個節(jié)點。

表2 10203 工作面煤層頂?shù)装鍘r石力學(xué)性質(zhì)Table 2 Rock properties of 10203 working face coal roof and floor

固定模型的左、右、前、后和下邊界，設(shè)置上邊界為自由邊界。上覆巖層在自重應(yīng)力下達到原始應(yīng)力平衡后就開始模擬垮落法開挖，之后再進行充填法開挖。

2.2 數(shù)值模擬結(jié)果分析

數(shù)值模擬過程中，在沿空留巷巷道的頂、底板以及巷道兩幫的中線附近，沿煤層走向方向各布置若干監(jiān)測點，通過剖面以及監(jiān)測點數(shù)值的變化可以清楚地看到巷道頂板應(yīng)力以及位移變化。計算完成后，分別輸出開采后的應(yīng)力分布、位移分布圖，如圖2 ～圖5所示。

圖2 垮落法開采垂直應(yīng)力Fig.2 Vertical stress of the caving mining method

圖3 充填法開采垂直應(yīng)力Fig.3 Vertical stress of the filling mining method

由圖2、圖3 可以看出，煤層開采之后，其上覆巖層與底板巖層的初始應(yīng)力平衡狀態(tài)遭到破壞，應(yīng)力重新分配，達到新的平衡。充填之后的采空區(qū)周圍各項應(yīng)力均比垮落法開采時要小，這主要是因為充填體及時充填而且具有一定的強度，能夠承擔(dān)上覆巖層的重量，這樣既減小了上覆巖層移動的空間，而且也使采場圍巖支護結(jié)構(gòu)的承載能力得到了保持。煤層開采后主要的應(yīng)力增值區(qū)集中在巷道的兩幫，充填開采則降低了巷道的應(yīng)力集中。監(jiān)測數(shù)據(jù)顯示:垮落法開采時巷道頂板受到的垂直應(yīng)力約為5.2 MPa，巷道圍巖最大應(yīng)力為10 MPa;充填后巷道頂板的垂直應(yīng)力降為2.5 MPa，巷道圍巖最大應(yīng)力減小至5.9 MPa，垂直應(yīng)力和巷道圍巖最大應(yīng)力均減小至垮落法時的一半左右。

圖4、圖5 分別為垮落法和充填法開采下的上覆巖層垂直方向的位移分布圖，通過監(jiān)測點繪制的位移曲線如圖6、圖7 所示。

圖4 垮落法開采上覆巖層垂直位移Fig.4 Vertical displacement of the overlying strata in caving method

圖5 充填法開采上覆巖層垂直位移Fig.5 Vertical displacement of the overlying strata in filling method

圖6 沿空留巷巷道頂?shù)装逡平縁ig.6 Variation of the convergence of gob-side entry retaining roadway roof

由圖6 可以看出:不同開采方式下的巷道頂?shù)装逑鲁亮壳€形狀基本上保持一致，隨著距煤壁距離的增大，巷道頂板下沉量逐漸增加，當(dāng)距離增大到一定程度時，頂板的下沉量基本保持在一個平衡狀態(tài)。不同開采方式下，巷道頂?shù)装寰诔肮ぷ髅?0 m 處開始下沉。在距離工作面煤壁20 ～45 m 的范圍內(nèi)，頂板下沉量下沉速度是最快的，充填開采時下沉速度約為2.4 mm/m，垮落法開采的下沉速度高達7.0 mm/m。距工作面煤壁距離超過45 m 后，頂板下沉量的改變就逐漸變小，45 m 處是巷道頂?shù)装逑鲁燎€的一個拐點。距離工作面60 m 后，頂板下沉量基本保持不變，不再發(fā)生下沉?？迓浞ㄩ_采時巷道頂?shù)装遄畲笙鲁亮繛?07 mm，采用高濃度膠結(jié)充填以后，沿空留設(shè)巷道頂?shù)装遄畲笙鲁林禍p小到135 mm。

圖7 顯示了不同開采條件下巷道兩幫的移動變形情況。

圖7 沿空留巷巷道兩幫移近量Fig.7 Variation of the convergence of two sides of gob-side entry retaining roadway

在超前工作面20 m 處，巷道兩幫就發(fā)生移動，在距工作面60 m 處，巷道兩幫移近量變緩?？迓浞ㄩ_采時，巷道兩幫移近量在超前煤壁20 m 處就以較快的速率增長直至距工作面約50 m 處，50 m 后的范圍內(nèi)，兩幫移近量增長緩慢，巷道彈性應(yīng)變能釋放完畢。充填法下的巷道兩幫移近量也是在超前煤壁20 m 處開始，在距煤壁15 ～60 m，變形速率顯著增加，認為是因為充填體強度較小，對上覆巖層重量承載能力有限等原因造成的，故在實際工程實施中，此范圍應(yīng)該加強支護。60 m 后，巷道兩幫移近量變緩，最終基本穩(wěn)定在了90 mm。

圖6、圖7 表明，充填開采后沿空留巷巷道圍巖變形較小，其巷道變形率僅為8%左右，較垮落法時的20%相比減小了12 個百分點。

3 采空區(qū)全部充填沿空留巷技術(shù)

經(jīng)數(shù)值模擬分析可知，充填開采后沿空留巷巷道圍巖應(yīng)力、巷道變形均減小，礦山壓力顯現(xiàn)顯著變?nèi)?。但是考慮到采空區(qū)沿空留巷巷道要經(jīng)歷2 次采動影響，即本工作面的1 次采動影響和下一工作面的2 次采動影響［13-14］;巷道使用周期較長，而且2 次采動對巷道變形影響較大。因此，為一次性維護好巷道需要對其進行必要的支護。

3.1 臨時支護

巷道受本工作面采動影響時，圍巖變形劇烈，但僅僅發(fā)生在工作面前后方的某一范圍之間。隨著工作面的推進，其影響逐漸減弱。因此只需對該范圍內(nèi)的巷道進行適時支護即可。施工過程中，10203 工作面使用單體液壓支柱配合配鉸接頂實現(xiàn)臨時支護，在工作面上、下出口往外采用單體支柱配鉸接頂梁打超前支護各2 排，間距為1.5 m，排距為1.7 m，長度不少于20 m。新陽礦使用的充填漿體4 h 后的抗壓強度為0.19 MPa，1 d 后的抗壓強度達0.68 MPa［14］，初凝強度較小，不能夠馬上達到最終強度。同時數(shù)值模擬結(jié)果也表明，應(yīng)該在工作面后方沿空巷道內(nèi)加強支護。于是本工作面采用2 排單體支柱配鉸接頂梁支護頂板，單體柱間距1.5 m，排距1.5 m，其中1 排要靠近充填體支設(shè)，待支護長度達到60 m 后，隨工作面推進而向前移柱。

3.2 永久支護

考慮到沿空留巷巷道服務(wù)時間長，要經(jīng)受2 次采動影響，為了保證留巷一次性成功，避免巷道頂板離層兩幫片幫等事故，在充填的同時，對原巷道頂板進行補強支護。本工作面采取的補強措施為:采用錨索梁進行加強支護，錨索梁使用16#鋼槽，在鋼槽上均勻打3 根錨索加強支護，間距為0.8 m，排距為1.5 m，具體布置如圖8 所示。

4 現(xiàn)場觀測

通過對10203 工作面已完成的沿空留巷巷道現(xiàn)場觀測，發(fā)現(xiàn)巷道頂?shù)装逡约皟蓭鸵平烤跀?shù)值模擬范圍之內(nèi)，而且巷道頂板維護完整，沒有大的冒落，巷道煤壁側(cè)沒有發(fā)生片幫，這既是因為充填體承擔(dān)了上覆巖層部分重力，緩解了巷道應(yīng)力集中，也是由于錨桿錨索聯(lián)合支護緩解了頂板壓力。通過實施充填開采沿空留巷技術(shù)，達到了沿空巷道預(yù)期目標。

圖8 沿空留巷巷道支護俯視圖Fig.8 Vertical view of gob-side entry retaining roadway support

實施煤礦高濃度膠結(jié)充填開采沿空留巷技術(shù)后，采空區(qū)實現(xiàn)了全斷面密實充填。高濃度充填料漿充滿了采空區(qū)周圍巖體的縫隙空間，空氣、瓦斯等難以停留在采空區(qū)，徹底杜絕了垮落式開采沿空留巷后常見的瓦斯集聚、采空區(qū)著火、透水等災(zāi)害事故的發(fā)生［15］。這也是采空區(qū)充填后沿空留巷的一個特點。

通過現(xiàn)場觀察發(fā)現(xiàn)，工作現(xiàn)場設(shè)備居多，人員較多。同時進行多種工藝，有沿空留巷巷道臨時支護、永久支護，采煤工作面推進以及充填工作面充填等。所以，在實施充填開采沿空留巷技術(shù)時，要統(tǒng)籌安排，合理施工，工序緊湊銜接，避免各工藝相互干擾，影響施工進度，造成安全隱患。

5 結(jié) 論

新陽煤礦充填后巷道頂板的垂直應(yīng)力和巷道圍巖最大應(yīng)力均減小至垮落法時的一半左右，巷道圍巖應(yīng)力降低顯著。充填開采后沿空留巷巷道圍巖變形較小，其巷道變形率僅為8% 左右，較垮落法時的20%相比減小了12 個百分點，取得了非常好的留巷效果。而且，采空區(qū)全部充填開采沿空留巷工藝簡單，可操作性強，采空區(qū)充填完畢后自然形成沿空巷道。實現(xiàn)了連續(xù)開采，緩解了接替緊張問題，取消了區(qū)段煤柱，最大限度提高了礦井煤炭資源采出率，而且杜絕了火災(zāi)，瓦斯集聚等災(zāi)害發(fā)生，在有條件的礦井應(yīng)該推行。

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